lima-peru 2003 cuerpo de ingeniero s ministerio de …

LIMA-PERU

2003

Cuerpo de Ingenieros

de Minas

Ministerio de Fomento

Instituto Nacional de Investigación y

Fomento Mineros

CORREO APARTADO 889

TELEGRAFO: CORMINAS

LIMA - PERU

GABINETE EXPERIMENTAL METALÚRGICO

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METALURGIA GENERAL II GUILLERMO TANTALEAN VANINI

UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS Fundada en 1551

F A C U L T A D D E INGENIERÍA G E O L Ó G I C A , MINERA, M E T A L Ú R G I C A Y G E O G R Á F I C A

Derechos Reservados, Prohibida su reproducción total o parcial

� Publicación de la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Metalúrgica

© GUILLERMO TANTALEÁN VANINI

Lima, Enero 2004

Decano de la Facultad de Geología, Minas, Metalurgia y Ciencia Geográfica

Pablo Nuñez Jara

Director de la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Metalúrgica

Víctor Vega Guillén

Coordinador de la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Metalúrgica

Ing. Aquiles Figueroa Loli

Colaboración especial:

Bertha Rosario Laura Peréz

Diagramación y Diseño:

José Luis Meoño

A C L A R A C I O N

Los trabajos de enseñanza que se exponen en este texto han intentado ser fieles a los errores

gramaticales expuestos a los estudiantes y se los publica en la misma forma.

Las pocas redacciones modernas y de tipo descriptivo, igualmente no han sido sometidas a correc-

ciones gramaticales, y en las que son muy puntillosos los periodistas y literatos.

Y me doy la libertad de exponerlas con defectos, puesto que tiene más importancia el libro que

paralelamente escribo: "La Universidad 1944-2004", puesamiedadel narrar el pasado, si es de

importancia la gramática y la verdad de los hechos que he presenciado y de las que doy opinión.

Fe de Erratas

Pág. 37 - Se ha omitido las producciones de los

circuitos de plomo, ZÍDC y cobre de donde se

extraían: taJio, germanio, vanadio, mercurio,

tungsteno, etc. que esporádicamente se

exportaban, eran detectados para efectos

tributarios, pues el autor estaba encargado

por ocho años de la supervisión de pesos y

determinaciones cuantitativas por el

Ministerio de Ecooomía.

Pág. 93.- en vez de florecieron... debería sen fueron

ios indoeuropeos que llegarían a tas

penínsulas de Grecia, Italia y España.

Pág. 96 - dice Blcstrtg. debe decir Blessing.

Pág. 98.- dice Libéis, debe decir Liebig

Pág. 211.- dice Porhair, debe decir Pourbaix

Pág. 232.- dice Millar, debe decir Miller.

INDICE

Prólogo 7

Introducción 9

Comentario previo ] 3

Estadística 15

Flujos y destinos de la producción de cobre 1964 17

cobre 1996 18

oro 1996 19

� " plata 1996 20

plomo 1996 21

Potencial de Recursos Minerales de Zinc 1974 22

" " Cobre 1978 23

" " P lomo-Zinc 1978 24

* " " Oro 1978 25

� " " la Plata 1978 26

" " Hierro 1978 27

" Estaño 1978 28

n Mercurio 1978 29

" " Baritina 1978 30

" " Carbón 1978 31

" * Fosfatos 1978 32

Recursos Metalúrgicos y medio ambiente 33

E l impacto ambiental 36

Metodología de la investigación Experimental con Minerales 41

Operación de una Planta Piloto 46

Costo de operación de una Planta Piloto 51

Separación y tratamiento de oro de un mineral con grafito y materia

carbonosa procedente de la provincia de Pallasca, departamento de Ancash 56

Estudio sobre Cenizas Vanadíferas 65

Estudio sobre el Carbón de Huayday 69

Investigación Metalúrgica sobre Tratamiento de Minerales Arsenicales con Oro 74

TratamientodeunMineraldeOroyAntimonioFlotaciónDiferencial 77

Tratamiento de un Mineral de Antimonio 82

Planta de Beneficio Denver, tratamiento de un mineral de Molibdeno 83

Informe sobre Tratamiento de Precipitados de Cianuración 85

Estudio Comparativo de dos Métodos de Análisis de Acido Túngstico 87

Tratamiento de Minerales por Separación de Líquidos Densos: Zink And Float 89

L A REVOLUCIÓN I N D U S T R I A L 94

W I L L A R D G I B B S , en el Centenario de su muerte 99

Diagramas de Equilibrio (traducción del autor) 101

Sumario de Metalurgia del Cobre 146

Fundición instantánea 170

Actualización del cálculo Esteoquiométrico en la obtención de sulfuros artificiales 174

Nuevos conceptos teóricos en la Fundición de Minerales 179

Bibliografía Moderna (Cu) 191

Procedimiento de Segregación en seco 195

Práctica de la fusión en la Determinaciones cuantitativas 201

Hidrometalurgia 211

Procedimiento de Lixiviación - Precipitación - Flotación 227

Biometalurgia 229

Lavado continuo en contracorriente de sales solubles 232

Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II 7

Prólogo

Es con la mayor complacencia, que al solicitar, mi Profesor, el Ingeniero Guillermo Tantaleán prolo-

gar sus vivencias de ingeniería, la mayoría, una parte de sus numerosísimas publicaciones internas que

con fines de enseñanza desarrollo en la Facultad de Ingeniería Química y posteriormente por cerca de

25 años en la Escuela de Ingeniería Metalúrgica de la Universidad de San Marcos e igualmente por

cumplir este año 80 años el Ingeniero Tantaleán.

El suscrito fue el primero en ser llamado por el Ingeniero Tantaleán para que enseñara en la nueva

Unidad Académica fundada por él, ya que como Presidente de su Comisión Organizadora formada

por el Matemático Pedro Matías Atúncar, la profesora de la Facultad de Física Consuelo Battistini de

Macedo, el Profesor Pedro Salomón Lozano de la Facultad de Química, el representante de la Escue-

la de Geología, el Geólogo Carlos Gaviño Mendieta y por último el Arquitecto Waldemar Moser

Mark; es propicia esta ocasión recordarlos. Por lo tanto me considero Profesor Fundador de la Inge-

niería Metalúrgica.

Este prólogo es para Tantaleán, al que en la Resolución Rectoral se le concedería el Título de

Profesor Emérito, con esta expresión en 1994: “Art. 1°.- Conferir al Ing. Guillermo Tantaleán Vanini el

Título de Profesor Emérito de la Universidad Nacional Mayor de San Marcos, en mérito a sus brillan-

tes cualidades como Docente, Investigador, Profesional y por sus eminentes servicios prestados a la

Nación”.

Nada más tendría que agregar, salvo las palabras finales del científico y Ex – Rector de la Univer-

sidad de San Marcos Dr. Juan de Dios Guevara en el discurso que pronunciara en la ceremonia

cuando el Rector Dr. Wilson Reátegui le impusiera la medalla de Profesor Emérito: “Pero lo importante

del Prof. Tantaleán Vanini no son sus títulos y merecimiento, sino su vida predicando con su ejemplo

pleno de iniciativas y forjando en sus colaboradores y discípulos el concepto de los beneficios de la

investigación científica. Por lo que he expuesto, la Facultad y el Consejo Universitario han querido

arraigarlo al claustro, como una forma de retener a quien a cumplido con su deber, poniendo al servicio

de la Universidad su esfuerzo, su corazón y gran parte de su propia vida”.

Ing. Manuel Chávez Aguilar

Coordinador de la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Metalúrgica.


INTRODUCCIÓN

El texto Recursos Metalúrgicos es una versión libre que hago y muy poco ortodoxa para el ramo

de ingeniería. Es la continuación del que elaborara en 1953, Metalurgia General, y que con ligeras

variaciones y ediciones se imprimieran a mimeógrafo varias veces en la Facultad de Química de la

Universidad Nacional Mayor de San Marcos; las últimas de la Facultad se hicieron en el sistema

offset y la única y última vez en 1991 por el curioso sistema de linotipo en la imprenta de San

Marcos, donde el hombre de imprenta introducía con una cuerda metálica de la que pendía un

lingote de plomo en un crisol que el fuego mantenía líquido. Me dicen que todavía está operable y en

algunas ocasiones se usa.

Leer este texto es detenerse en el camino andado y voltear la cara para contar brevemente el

pasado y perfeccionar el porvenir. Todo lo que contiene el presente trabajo son clases que dictara en

los cursos de Metalurgia General y Metalurgia Especial, rápidamente escritas o impresas apresurada-

mente sin correcciones y no vueltas a dictar en los siguientes años o semestres a lo largo de 46 años

(1950-1996). Agrego una traducción de Guy, (antes que se editara la primera edición en español en

forma bilingüe en España), de un capítulo importante para todas las ingenierías en la rama de la meta-

lurgia física y además unos pocos temas presentados en certámenes.

Elaboro el presente texto conforme fuera la vieja y más pura tradición de San Marcos, que es la que

más he admirado de mi vieja casa, sin interés personal. Como siempre siguiendo ese preciado valor,

los ejemplares los entregaré a los amigos, alumnos, siempre que se lea el texto anterior de Metalurgia

General del autor y los de Beneficios de Minerales de otros autores, por persona que quiera leer en

forma simple lo que es Metalurgia. Como son temas de enseñanza lo comprenderá cualquier profesio-

nal universitario que ha cursado Matemáticas, Química y Física del primer año universitario.

Con los temas que contiene el texto es intención para detenerse y observar algunos tramos del largo

camino que he avanzado por diferentes centros educativos en el Perú y el extranjero, exponiendo

viejos procedimientos metalúrgicos, pero muchos pueden ser aplicados exitosamente hoy día, pues así

se puede hacerlo en las innumerables lugares de potencialidad minera y a costos de la técnica peruana

producir metales en reducida escala; la gran minería puede estar tranquila pues no hay competencia

con la pequeña y mediana minería, que sólo se contentaría con menos márgenes de ganancia, pero

permitiría gran capacidad de empleo y dar satisfacción al peruano de ser actor en la producción de

bienes. El problema por resolver es la comercialización, puesto que han desaparecido las empresas de

compras de productos metalúrgicos con pago adelantado a los pequeños y medianos mineros y adqui-

ridos en lotes de poco volumen; esto lo debe resolver, como corresponde, el Estado.

La pequeña minería y hasta los cateadores, comenzó deliberadamente a ser destruida en 1968,

siendo Ministro el G.E. Fernández Maldonado, un alto funcionario del Ministerio de Minas, expresaba

públicamente que la “pequeña minería era antieconómica”. De miles de cateadores y pequeños mine-

"Una doctrina filosófica que marche aespaldas de las investigaciones empíricasdebe ser mirada con suma desconfianza"

Guillermo Tantaleán Vanini10

ros que existían éstos prácticamente han desaparecido; pero desempeñaron un papel importante en el

descubrimiento de los medianos y grandes yacimientos en actual explotación.

El golpe final a un empresariado propiamente peruano, mejor dicho aquel que no aceptaba ser

subalterno minoritario asociado de la gran minería extranjera fue en 1990; pero previamente todos los

equipos pilotos, laboratorios e instituciones que fueron creados a partir de la Guerra con Chile fueron

trasladados y eliminados regalándose a terceros que se sabía no podían operarlos por varias causas;

sus museos, bibliotecas, etc., se situaron remotamente distantes de los estudioso; algunos equipos no

eran de carácter universitario por sus dimensiones. Todos los trabajos o temas que exponga en este

libro tiene el fin de demostrar que el peruano puede hacer procesos minerales y en general metalurgia.

El Ministerio de Energía y Minas se convirtió durante el Ministerio del ministro Okhama, en un

fortín, ni siquiera se podía hablar con un funcionario subalterno, tenía que atravesar varios círculos

de acero para que se le indicara un teléfono interno para hablar con el funcionario alto o subalterno;

el máximo privilegio era cuando se le concedía a un visitante hablar a través del vidrio y aun siendo

el visitante un amigo del empleado ministerial, no podía darle la mano. Lo más triste es aquella muy

digna especialidad que existió desde que la creara el único estadista y primer civil que llegará a

ocupar la presidencia el Presidente Pardo y cuyas intenciones de industrializar los productos natura-

les quedaron truncas, fue asesinado, pues bien, los Ingenieros de Minas, una digna especialidad,

vagabundeaban en las puertas exteriores inaccesibles del Ministerio de Energía y Minas para inten-

tar conseguir trabajos en “auditorías” o “supervisiones”. Pardo fue el auténtico creador de la antigua

Escuela Nacional de Ingenieros, con su asesinato el Perú se quedó sin ese gran hombre que sólo

dejó su filosofía política en legado oral; pero durante su breve presidencia con anterioridad sugirió

dispersas disposiciones que indicaban las verdaderas aspiraciones de desarrollo del Perú; ningún

historiador o sociólogo ha hecho memoria de él. Léase por ejemplo su aspiración sobre la minería

peruana en el subtítulo de una disposición hacia donde debería marchar el Perú1.

Mi intención es demostrar que los procedimientos de la década del 40, alternaban con investigacio-

nes industriales.

El peruano, sea cateador, mediano minero o profesional tenía que enfrentarse en sus labores a

minerales complejos en casi todas las áreas mineras peruanas desde Hualgayoc en Cajamarca hasta

Huancavelica y Puno. Desde 1942, antes de ingresar a la Universidad era asiduo concurrente del

Cuerpo de Ingenieros de Minas. Pertenezco a la generación que intentó ser enlace de los profesionales

de comienzos del siglo en el que Lima era el centro del Perú, ciudad en la que se juntaban los gigantes

intelectuales san marquinos con sus pares de la antigua Escuela de Ingenieros para intercambiar opinio-

nes. Todo murió en 1930 cuando extrañas ideologías y gobiernos militares se impusieron. Después de

los 30 primeros años de gobierno civilistas y el dictador civil desgajado del primero pusieron al Perú en

el camino del desarrollo.

Una anécdota con relación a este texto: Era 1992 mencioné que se lea un texto de la década de

1920, instantáneamente, se oye una fuerte carcajada que estremece el modesto local de Metalurgia,

cuanto intenté contar que por entretenimiento quería construir una celda neumática que en vez de

horizontal como expresa el autor Taggart, la hicimos perpendicular con el carpintero y el mecánico

como las modernísimas celdas de flotación; se escuchó la carcajada, fue cuando mencioné la fecha; los

empleados de la escuela salieron de sus oficinas a las ventanas y puertas, me paseé tranquilamente a lo

1 Es notorio que al emitirse en 1872, el nuevo reglamento al "Cuerpo de Ingenieros del Estado" en la Sección IV - "Minas y Manufacturas", indicaba

intento de impulsar la industrialización de los recursos mineros.


largo de las 2 filas de carpeta y cuando se aplacó el alboroto, les exprese que hace miles de años los

egipcios habían medido la distancia de la tierra al sol con un simple pozo cavado en el desierto y un

hombre a distancia con un primitivo goniómetro dirigido al sol, lograron determinar la distancia con un

pequeño error, al enunciar que todos los hechos anteriores y los de Arquímedes, Pitágoras... permiten

ahora al hombre ir a la luna y hasta enviar ingenios a las estrellas; les expuse que el procedimiento de

7000 años de antigüedad de obtener en un rústico horno en reducción del mineral sólido a fierro sólido;

y que con ese fierro se fabricaron las armas de los pueblos indoeuropeos que conquistaron las tres

penínsulas del Mediterráneo: Grecia, Italia y España que dieron lugar a civilizaciones e intelectuales,

guerreros, etc., hechos de los que debemos estar orgullosos, pues bien, ese método de 7000 años de

obtener primitivamente el fierro ha revivido en la última media centuria del siglo XX y está en pleno

auge; tampoco les llama la atención que el desaparecido, y pongo un ejemplo experimental, que el

método del Sink and Float reaparezca, pues puede encontrarse medios densificadores sintéticos y

diseñarse nuevos equipos.


Título I

ESTADÍSTICA

Desde comienzos del siglo XX estuvieron dando informaciones escuetas los organismos del Estado

relacionados con la producción e importación de los bienes del País; para mediados de dicho siglo las

publicaciones anuales se habían perfeccionado y hacían comentarios sobre los bienes que se transaban

comercialmente y su influencia en la economía del país, y cuando era necesario la evolución y desarro-

llo futuros de gran utilidad; eran de carácter nacional e internacional.

Los de minería no sólo eran de productos minerales y metálicos, sino en algunos casos de equipos,

o maquinaria que necesitaban las empresas de Minería; la estadística estaba a cargo de la Dirección de

Minería del Ministerio de Fomento y obras Públicas y los de insumos industriales eran publicadas por

la Dirección de Industrias del citado Ministerio.

El de industrias, el anuario estadístico tenía más de 1000 páginas y contenía la importación de miles

de productos, desde maquinaria hasta ácidos para uso de las diferentes industrias y negocios.

Muchísimas industrias manufactureras fueron creadas por los peruanos en base a la información

pública de los organismo del Estado, especialmente el de Estadística Industrial

Igualmente permitía hacer, con dichas publicaciones, estudios sobre el desarrollo nacional.

Todas la publicaciones anteriores se han extinguido. Posiblemente algunas grandes empresas que nece-

sitan información estadística puedan obtenerla por medios modernos; pero la gente común que acuda a una

biblioteca de un ministerio, (si la tiene), salga sin encontrar un anuario consolidado del intercambio de bienes.

En el caso de los productos mineros, podía observarse la potencialidad del País de la variedad de

productos que tenía o que tiene y que están en el subtítulo “Recursos Metalúrgicos”, y referido a la

producción de una sola empresa metalúrgica.

En el Ministerio de Energía y Minas entregan las estadística en hojas sueltas, sin comentario, y nada

mas que cifras de exportación global de 4 a 5 metales (1996)

No se ha visto ni se ha conseguido información estadísticas de los no metálicos que tenemos y cuyo

volumen en peso puede ser igual o mayor que los metálicos. Igualmente hay que mencionar que se

desconoce el potencial de los recursos de los minerales llamados industriales.

Es normal, todo ha cambiado: los datos estadísticos que dan todas las entidades, públicas, priva-

das, etc.; también: la moral, etc.; es pedir mucho que todo siga igual.


Para corroborar examínense la estadística de producción de cobre, que simbolizaremos en un

barco, correspondientes a un año no muy remoto (1964), con el posterior, 1996. Lo hacíamos en el

Instituto para demostrar la falta de interés de los dirigentes privados y públicos, para demostrar la

indolencia del empresariado peruano.

También se ilustra la falta de autoridad del Estado para pedir otras informaciones en el flujo de

productos mineros.

También publico mapas geológicos de 1974 sobre la potencialidad metálica y algunos no metálicos

del Perú; poco ha cambiado la misma. Todos los yacimientos en explotación han sido descubiertos por

peruanos, desde el indiecito de Cerro de Pasco hasta el yacimiento de Marcona por un moreno de

Nazca; o mencionados por el lombardo Raymondi, a estos hay que agregar los anónimos cateadores

y los pequeños mineros que eran miles. El aporte satelital es pobre.

No se consigue información de cerca de muchísimos metales que el Perú producía y que no se sabe

si es que siguen produciendo.

Sólo el oro, cuya producción en el siglo XX era de 2 a 8 toneladas se ha incrementado notablemen-

te con la introducción de la Mina Yanacocha y otras empresas. La producción de oro por parte de

pequeños mineros informales es considerable y no lo contabiliza el Estado.

Todos los cuadros de flujos de productos mineros y los mapas de zonas mineralizadas, muestran la

indolencia de la clase empresarial peruana. Además, la omisión de cifras, la deficiencia deliberada o no

del Estado Peruano.


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2 Consultar "Recursos e Industrias del Mundo" de Erich W. Zimmerman; editado por el Fondo de Cultura Económica, Imprenta Nuevo Mundo S.A.,

México.

RECURSOS METALÚRGICOSY MEDIO AMBIENTE

El Perú ya no exporta prácticamente minerales en bruto; "recurso"2 desde un punto de vista indus-

trial y manufacturero genéricamente tiene conceptualmente diferentes opiniones, apreciaciones y con-

ceptos extensamente estudiados. Para nuestro fin "recurso metalúrgico" son todas aquellas materias

que tienen valor, susceptibles de ser tratados para obtener otros recursos intermedios o finales econó-

micamente dentro de los campos metálicos, no metálicos, minerales industriales y minerales en general

utilizados directamente para la industrias manufactureras, agrícolas, construcción, química, etc.

Estos recursos son mutantes cualitativa y cuantitativamente a través del siglos, después, la mayo-

ría de ellos lo fueron de generación en generación pues descubrimientos de nuevas sustancias mine-

rales o sus productos dieron alternativas diferentes, por ejemplo a comienzos de siglo no se consi-

deraba mineral comercial el que tuviera 1% de cobre en mina, ahora tienen un gran valor; también

lo que no es recurso durante años se convierte instantáneamente en tal, como es la utilización de

sustancias residuales y las plantas de tratamiento obligadas a defender la ecología y transformarlas

en inofensivas al final. Si es verdad, que en la actualidad la utilización de los recursos depende del

conocimiento del Ingeniero o Científico que queda a un lado por diferentes causas. Dentro de ellas

esta la del carácter político, conflictos internacionales, guerras. Etc. Y por supuesto del empirismo,

ante lo cual el ingeniero no se detiene.

El recurso que tiene valor en un momento puede perderlo, casi instantáneamente debido a que se

extingue la demanda, por ejemplo el cese de un conflicto bélico. Los recursos metalúrgicos tienen las

siguientes procedencias.

1. MINERALES CRUDOS O DE ALIMENTACIÓN DIRECTAComo fueron los de hierro, las calizas, que por minado y sin tratamiento alguno son alimentados a

las plantas industriales metalúrgicas.

El Perú y América Latina poseen las mayores riquezas metalúrgicas; es preponderante como proveedor

de materias primas procesadas, en sus etapas primarias, pero no ha llegado a un mejor uso de esa riqueza

para el desarrollo industrial del país.

El metal mas importante en volumen y utilidad es el hierro, al agotarse los minerales de alimentación

directa (de 55% de fierro) hace 50 años en los Estados Unidos, se recurrió a una roca denominada

taconita con 25% de fierro. Como producto de la investigación, casi instantáneamente la taconita fue

producto valioso, fruto de la investigación tecnológica.


La utilización de la roca taconita, dio origen a productos nodulizados, “pellets” o “esferillas”, ya que

las mayorías de las empresas extractoras de minerales que tenían yacimientos no taconiticos, se adap-

taran a producir nódulos, pues aumentaba la eficiencia de reducción de los óxidos de fierro. Un recur-

so importante de tipo agrícola los fosfatos se los encuentran en yacimientos de alimentación directa,

como los de Bayovar en Piura, convirtiéndose en un mineral industrial.

2. MINERALES QUE NECESITAN SER MODIFICADOS SUSTANCIALMENTEEn sus concentraciones por ejemplo, los de plomo que en su forma natural tienen 4% y pueden sin

dificultad pasar a más de 60% sin cambio en la especie mineral, ingresa a la planta como PbS como

mineral y sale con 60% de plomo también como PbS por procedimientos de físico-química de super-

ficie; sin este proceso el tratamiento para obtener plomo sería extraordinariamente caro. Igualmente, la

química de superficie es también importante para todos los otros recursos metalúrgicos, metálicos y

algunos no metálicos.

3. RECURSOS METALÚRGICOS PROVENIENTES DE LOS ITEMS MENCIO-NADOS

Que, posteriormente, son sometidos a procesos de carácter físico-químico y de cambio en sus

estructuras moleculares y por lo tanto de profundas transformaciones en las composiciones, dando

lugar a recursos de especiales características de concentración, pureza y refinación (cobre, blíster,

plomo de obra, etc.)

4. RECURSOS DE RESIDUOS METALÚRGICOSEstos provienen de los desechos de las operaciones y procesos a los que son sometidas

minerales y sustancias para su purificación, refinación y los maquinados, que generalmente se

les llama de reciclaje; por ejemplo tiene un valor grande los desechos de fierro (máquinas, etc)

muy apreciados en la industria del hierro y que se le llama "chatarra"; igualmente lo son las basuras

de las plantas y pequeños talleres que trabajan metales preciosos, que dan lugar a obtener oro,

platino, gemas, etc., los mismos que tienen un valor exactamente como si fuesen cualquier recur-

sos metalúrgico.

MENAS MINERALES

Depende de varios factores, la mayoría simultáneas, para determinar si de una mena mineral es

posible recuperar las sustancias valiosas:

1. El % del metal valioso.

2. El volumen del yacimiento

3. La forma química en que se encuentran las especies.

4. El precio del metal

5. La presencia de impurezas

6. Las condiciones físicas del mineral

7. La ubicación del depósito

8. El impacto ambiental que va generar la explotación o el procesamiento

Hay otras condiciones, que de faltar hacen impracticable el tratamiento de una mina determinada:

EL TANTO POR CIENTO DE LA SUSTANCIA VALIOSA


EL VOLUMEN DEL YACIMIENTO, no tendría objeto explotar un yacimiento de bajo volu-

men es decir pequeño ya sea en la gran minería o en la pequeña minería.

LA FORMA QUÍMICA EN QUE SE ENCUENTRAN LAS ESPECIES, por ejemplo la

mayor concentración en la corteza terrestre es el metal aluminio, sin embargo sólo muy pequeñísimas

áreas en la corteza terrestre tienen yacimientos de aluminio bajo al forma de bauxita, única especie

mineral útil. En el Perú no existe; la Unión Soviética informo en sus revistas técnicas que había explo-

tado las sienitas nefelínicas en el Este de Siberia; de este asunto no se ha vuelto a hablar más. El Perú

carece de bauxita y un lugar del Perú con sienitas nefelínicas es hasta ahora considerado antieconómico

obtener aluminio

EL PRECIO DEL METAL, Variable en función de la demanda

LAS CONDICIONES FÍSICAS DEL MINERAL, Porosidad, dureza, etc.

LA UBICACIÓN DEL DEPÓSITO, la mayoría de la veces solucionado por las diferentes inge-

nierías, por ejemplo, el petróleo conducido desde Alaska hasta Estados Unidos, Otras han sido solu-

cionadas con técnicas avanzadas de tratamiento, como por ejemplo la especie mineral marmatita pe-

ruana que se presenta mezclada con otras especies


EL IMPACTO AMBIENTAL

Especialmente los yacimientos peruanos, que son de carácter complejo, y con diferentes especiesperjudiciales al ambiente tienen que tomarse en cuenta de manera precedente; una experiencia notablepara tener una idea de la complejidad de la obtención de recursos metálicos está en la Región Centraldel País expresada en la fundición de la Oroya, que estaba en Tinyahuarco - Cerro de Pasco para laobtención de cobre, y que no generó ningún problema de tipo ambiental; sin embargo cuando se latraslada a la quebrada del río Mantaro en la Oroya se cometió un error de ingeniería pues el régimen devientos no disipaban los contaminantes; sin embargo posteriormente estaba produciendo:

1. Cobre2. Plomo3. Zinc4. Plata5. Oro6. Indio7. Arsénico8. Antimonio9. Bismuto10. Talio11. Selenio12. Telurio13. Cadmio14. Estaño15. Nickel16. Azufre17. Acido Sulfúrico Metalúrgico18. Arseniato de Calcio19. Planta de ácido, hidrofluosilisico e hidrofluosilicato de plomo20. Planta de Cal21. Planta de Oxígeno22. Planta de Trióxido de arsénico23. Planta de Coque (para carbones peruanos pobremente coquificable y de mala calidad)24. Planta de Sulfato de Zinc25. Planta de producción de ladrillos refractarios26. Producción de aleaciones: plomo-telurio, plomo-bismuto, plomo-antimonio, de zinc, etc.27. Metales en polvo y granallas para usos químicos.28. Carburo de Calcio29. Estaño


30. Tungsteno31. Múltiples formas de metales y productos para su comercialización e industrialización.

Por ejemplo : el bismuto:a. Como barras en diferentes formas de acuerdo a lo solicitado por las plantas industriales

extranjeras.b. Bismuto refinado en barrasc. Bismuto refinado en agujasd. Bismuto refinado en polvo, etc.

32. Cadmio,a. Anodos, etcb. Barras de 4 formasc. Cadmio rolado en diferentes dimensionesd. Cadmio en varillase. Cadmio en planchasf. Cadmio en bolas, etc

33. Ladrillos de construcción de los residuos de los hornos de fundición; se vertían las escorias, en unacanaleta de madera con corriente de agua y por supuesto se obtenía un producto granulado pues prove-nía de un líquido (mezcla de silicatos artificiales) ahorrando la trituración; la mayoría de los ladrillos para laconstrucción de casas para los trabajadores ésta patente en la calle principal de la Oroya, etc.

La fundición de la Oroya era atractiva internacionalmente para que el profesional y el hombre de cienciaadquiriera experiencia en múltiples aspectos, pues se convirtió en el mas importante complejo, industrial ymetalúrgico, pequeño con respecto a los centros fabriles y metalúrgicos y multimetálicos del mundo.

En la Oroya se demostró que el primer recursos del hombre es el ingenio. La Oroya era para elestudioso un sitio de gran valor.

En 1902 un grupo americano crea la Cerro de Pasco Minig. Co. inicia el proceso de reducción decobre en Tinyahuarco, en de la ciudad de Cerro de Pasco; allí funcionó sin problemas ecológicos, a laaltura de la zona y el régimen de vientos lo permitió hasta 1923. Se traslado a La Oroya a la laderaderecha del Río Mantaro; la primera barra de cobre ampollosa o blister se produce el año 1923. Casiinmediatamente los humos empezarían a causar daño a la vida humana, animal y vegetal, que se com-plica posteriormente con los circuitos para obtener plomo y zinc a partir de minerales complejos. Elgobierno de Leguía inmediatamente encarga al Cuerpo de Ingenieros de Minas y se forma un grupomultidisciplinario dirigido por J.J. Bravo, Ingeniero de Minas, profesor de la Facultad de Ciencias de laUniversidad de San Marcos y de la Escuela de Ingenieros. Colaboran con él: ingenieros agrónomos,químicos, botánicos, veterinarios, médicos, etc. Por primera y única vez en la historia peruana, todosestos profesionales que pertenecían a la mas notable generación intelectual de comienzos del siglo XX,trabajan coordinadamente, la mayoría serán San Marquinos; el gobierno dictatorial de Leguía alejadodel partido civilista les prestaría pleno apoyo económico e instrumental.

El error de ingeniería al ubicar la fundición en una estrecha quebrada y por sus condiciones atmos-féricas, fue un error de grandes consecuencias ecológicas. Sin conocerse mucho en aquella época delo que hoy llamamos la ciencia del Medio Ambiente, el grupo de profesionales termina rápida y eficaz-mente su tarea con mediciones de gases desde la misma Oroya hasta Huancayo, en ese amplísimoradio con centro en la fundición se determinaron daños y soluciones que paliarían la contaminación. Enmarzo de 1926 daría su informe al gobierno de Leguía, era científica y de ingeniera impecable para suépoca (se la hizo pública en 1926 en el Boletín de C. de Ing. de Minas N° 108).


Dentro de sus notables conclusiones resumimos algunas de ellas:

1. La fundición lanzaba por sus chimeneas un volumen diario de 38 millones de metros cúbicos dehumos (el concepto de humos y gas son en ingeniería diferentes).

2. Los humos llevaban en suspensión partículas sólidas y vapores condensados del orden diaria-mente de 80 y ½ toneladas.

3. Las principales sustancias dañinas gaseosas eran el anhídrido sulfuroso, el anhídrido arseniosoy los compuestos de plomo entre los sólidos. El primero se presentaba en la concentraciónmedia de 1.08% y los segundos con 23 y 22 toneladas días, etc.

4. Hacían una severa crítica a la empresa : En "La Oroya", no hay aparato ni dispositivo alguno enparte para determinar los elementos nocivos de los humos ni que puedan ocasionar daños".

5. La presencia del plomo y el arsénico en cantidades apreciables en los pastos y en el sueloproducen enfermedades que diezman el ganado, tanto ovino como lanar; agregaban conside-raciones médicas y biológicas del daño que se producían en las vísceras de los seres animalescon determinaciones y precisiones en sus concentraciones en el organismo.

6. Daba a conocer los medios para atenuar los efectos dañinos y mortales.

7. Agregaba lúcidamente que de los materiales de desecho recuperados se obtendrían valores desustancias de rentabilidad económica para que la empresa; que el dinero gastado resultaría en unainversión provechosa de capital.

8. Mencionaban al método electrostático "Cottrell" de reciente innovación para precipitar polvosde los humos peruanos.

Todo lo anterior lo hicieron profesionales con serenidad y prudencia hace 72 años dentro de unaatmósfera efervescente políticamente y con un régimen dictatorial en donde el necesario capital forá-neo era imprescindible.

La empresa Cerro de Pasco Co. seguiría las opiniones del informe y los políticos la complementa-ban con leyes de reparación de daños o de compra de tierras, que culminaban a los pocos años en uncomplejo metalúrgico e industrial inclusive, agrícola y ganaderos; derivados como la leche, etc; losgenetistas producían variedades de ganado que ganaban premios en las ferias de países avanzadoscomo el ganado lanar, así como pastos, verduras, etc.

Es así que la empresa en el término de pocos años no solo era metalúrgica e industrial sino tambiénde carácter agroindustrial puesto que tuvo que comprar terrenos vastos dañados y reparar por lasmuertes de los ganados y tierras.

El centro metalúrgico se convirtió en un verdadero y variado centro industrial, confinado a unascuentas hectáreas; pequeño, pero único caso en la historia metalúrgica sin similitud internacional.

Desde 1950 a 1956 hacia visitas a la Oroya dirigiendo jóvenes universitarios para entrenarlos en elcomplejo de La Oroya. Igualmente observé que los campos adyacentes jamás revertirían en vegeta-ción natural. Los logros de los norteamericanos no pudieron revertir la animadversión que había contraellos. A partir de 1965 la empresa Cerro de Pasco había perdido interés en desarrollar innovacionestecnológicas. Estaba en auge las ideas "anarquistas" e "izquierdistas" en general y ya se había instauradola "guerra fría" entre las potencias. Las personas del centro del país me decían indirectamente "pro-yanqui" y agravios parecidos. Cuando después de mi largo viaje de visitas a centros universitarios


norteamericanos en 1957 y 1958 enviado por San Marcos, y retornara al Perú decidí no volver jamása la Sierra del Perú. Había dado todo mi esfuerzo a los estudiantes, pero, había tenido éxito, muchosde ellos, llegaría a ser gerentes y presidentes de la empresa estatizada posteriormente; CENTROMÍN.Conseguí que muchos de ellos fueran enviados por cuenta de la Cerro de Pasco Co. a que estudiaranen las mejores universidades americanas. En la década del 70 se estatizaría la empresa privada. Creoque ya estaba aburrida, no se defendió.

Lo grave no fue la destrucción material, lo peor: LA NO PROSECUCIÓN DE LA FORMA-CIÓN DE NUEVOS RECURSOS HUMANOS

Los americanos, hombres prácticos, pusieron, esfuerzos notables en la colaboración con universi-dades norteamericanas.

Hicieron dentro del área de la fundición de la Oroya un centro bibliográfico de procesos metalúrgi-cos al que tuve acceso por mas de 6 años, ya que lo visitaba continuamente, pues dirigía grupos devisita de universitarios, aprovechando quedarme alojado en el hotel de "los gringos", el Junín; así mismocomplacientemente dejaban que en forma solitaria visitara las plantas e hiciera preguntas a los ingenie-ros y operarios.

Igualmente establecieron un centro de investigaciones metalúrgicas operados por ingenieros quími-cos peruanos que generaban tecnología propia. Esto quedó expresado en mas de 20 trabajos impre-sos y sufragados por la empresa que fundara a comienzos de siglo el llamado "Grupo Morgan", y quefueran presentados al I- Simposium de Ingeniería Metalurgia en 1970; Las más grandes empresasmineras del Perú y las medianas cooperaron a dicho Simposium.

Todo lo anterior hecho a cerca de 4000 m.s.n.m., el autor del presente Texto público un boletíndando a conocer los títulos de los trabajos mencionados y sumillas de los mismos y de otros 20 autorespertenecientes a diferentes empresas de todo el Perú, éstos eran solicitados internacionalmente. Perolo mas notable es que la primera promoción de ingenieros metalurgistas 15 alumnos del último año queestudiaban ingeniería metalúrgica de la Universidad de Ingeniería se presentaron voluntariamente aponerse a mis órdenes, cosa curiosa, pues yo era profesor y egresado de la Universidad de SanMarcos; la primera con mayor tradición en Ingeniería, salvaron al simposium, pues el evento teníaproblemas económicos; los nombres de estos jóvenes del primer Centro de Ingeniería Peruana funda-da por el presidente Pardo en el siglo XIX figuran en el boletín que editara para el I Congreso deIngenieros Químicos de 1970.

Para un metalurgista extranjero La Oroya: era el Machu Picchu ejemplarizante de la ingenieríacontemporánea en procesos metalúrgicos; no podían dejar de hacer "turismo" a dicho pequeño yComplejo Centro Metalúrgico Industrial.

Nuevamente afirmo que no puede existir explotación y tratamientos mineros no contaminantes, yasea que provengan los procesos o la conducción de pulpas minerales concentradas, transporte defluídos, etc. lo demuestra hasta hoy día los gigantescos barcos petroleros que estando sus estructurasmonitoreadas electrónicamente, colapsan contaminando los oceános, es verdad esto es un caso fortui-to.


LA RIQUEZA DE LOS RECURSOS METALICOS DEL PERU Y LA CONTAMINA-CIÓN AMBIENTAL DE SUS MINERALES

Estatalmente la casi totalidad de los minerales peruanos, por ser complejos sus especies útiles einnumerables gangas que los acompañan, al ser tratados metalúrgicamente generan contaminantes queafectan en algunos casos gravemente la vida animal y vegetal aún no teniendo sustancias tóxicas, comoun el yacimiento mineral que durante las extracciones las explosiones para poder fraccionarlos enpedazos para su transporte a la planta, generan una impresionante cantidad de polvo, que abarcakilómetros de distancia hasta disiparse mezclándose con los suelos y aguas del mar, felizmente dichasexplosiones están a gran distancia de lugares poblados y zonas cultivadas, pero este caso es unaexcepción.

Qué escoger ante nuestra pobreza tradicional: ¿Las grandes explotaciones mineras extranjeras?, obien impedirlas. Los países industrializados han reducido al mínimo sus explotaciones mineras, y através de empresas mineras transnacionales (especialmente EE.UU. vía Canadá) trasladan las explota-ciones mineras al Perú; el mismo Estado Peruano consiente lo anterior con la minería informal especial-mente en los ríos de la vertiente que van a la Selva, lugares que contaminan y hasta extinguen las vidassilvestre, vegetal y animal.

¿Podríamos paliar los efectos de la contaminación?: No, pero si en el Perú hubieran empresariosque aprovecharan manufactureramente de nuestros recursos metalúrgicos, podríamos sacar provecho,sólo tenemos un débil empresariado agrícola, que lógicamente es de baja rentabilidad. Hace muchosaños con ayuda de mis alumnos hice una curva para determinar lo efectos económicos manufacturerosde un solo metal: Cobre; fabricando manufacturas de carácter primario como alambres, tubos, radia-dores, planchas ornamentales con cubiertas electrolíticas de diferentes colores etc, podía disminuirsela contaminación, si es que la hubiera, aprovechando sólo el 20% del total de la producción de ese año;obteniéndose una ganancia superior con las manufacturas producidas, que he mencionado; es decirindustrializándolas primariamente y no proseguir el 80% de la explotación masiva. Lo lamentable esque el Gobierno peruano en el caso de la contaminación de la Oroya no continuó a partir de 1970 losestudios para conocer los efectos que éstas pudieran tener a futuro y que pudieran proyectarse en eltiempo.


METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓNEXPERIMENTAL CON MINERALES

PREÁMBULO

Al Ing. Leonardo Gómez García

El grupo de pruebas experimentales que expongo fueron efectuadas bajo la dirección y mirada de

uno de los mejores investigadores de beneficio de minerales que ha tenido el Perú: Leonardo Gómez

García y que comenzaría a desarrollar en 1944; año en que ingresé a la universidad.

Se culminaron a comienzos de 1945, cuando yo había sido admitido oficialmente como simple

becario del Cuerpo de Ingenieros de Minas.

En 1946 sería nombrado empleado becario con sueldo y simultáneamente hacía mi tercer año de

estudios universitarios.

También hice pruebas experimentales, ya no en el Gabinete de Metalurgia, sino en la pequeña

plantita piloto que calculo era de 0.5 tonelada de capacidad diaria. El cuerpo de Ingenieros de Minas

quedaba en la plaza Habich en Jesús María y los relaves (residuos) eran de tan reducido peso que se

dejaban secar para arrojarlos a los botaderos fuera de la ciudad. Se llenaba la tolva con sacos eleva-

dos por un polipasto manual.

Bajo su vigilante mirada y extrema severidad aprendí así a admirar la investigación mineral. El

informe de las experiencias experimentales que hice fue firmado por el Ing. Gómez García (pues, yo no

tenia cargo) y refrendado por el notable Ing. Luis F. Díaz Director de la Institución.

En 1948 se le quitó el cargo acusándolo de hacer política; jamás me habló de ella. Sí tenía su

convicción. Pero fue vergonzoso que apareciera dentro de los expulsados del Cuerpo su nombre,

junto con otros, en la pizarra de ingreso al local.

A los dos meses le encontré moral y físicamente destruido; la habían quitado la pasión de su vida: la

investigación de procesos minerales. Al muy poco tiempo moriría.

San Isidro, Junio 2002

G. Tantaleán Vanini


LA METODOLOGÍA DE LAINVESTIGACIÓN EXPERIMENTAL

La investigación experimental es la herramienta más importante que tiene el ingeniero en metalurgia; su

valor es más acentuado en Metalurgia Extractiva, pues los depósitos minerales se han formado al azar,

sujeto a leyes muy relativas de carácter geológico en cuanto a composiciones, impurezas, etc. El que

procesa minerales y sus graduales productos que se obtienen en los tratamientos ya sean experimentales

o industriales, encuentra variedades desconcertantes en calidades físicas y químicas de un depósito a

otro. Un mismo depósito puede tener variaciones, algunas acentuadas, conforme se avanza en su explo-

tación o minado. Si el ingeniero sólo utilizara conocimientos teóricos o semi-empíricos, para encontrar el

adecuado tratamiento de un recurso metalúrgico específico, le insumiría un tiempo considerable.

El ingeniero debe armonizar la teoría con la investigación experimental, que con adecuada y larga

práctica, puede llegar a conclusiones óptimas de carácter técnico y económica, que comenzando a

nivel de laboratorio termina en una planta piloto, con precisos resultados para proyectos industriales.

En una planta el investigador metalurgista debe modificar variables o corregir defectos sobre materiales

en movimiento sujetos a cambios mecánicos y físico-químicos.

Sin embargo, en la actualidad por la desaparición del empresariado grande y mediano y peruanos,

la mayoría de las empresas encargan sus investigaciones en países extranjeros.

En los procesos minerales para beneficio, se pueden hacer pruebas experimentales expresadas en gramos,

y en planta piloto en kilogramos. Esto, no sucede en la mayoría de los procesos químicos directos: Pirometalúrgicos,

por ejemplo; los reactores experimentales no pueden ser de tan baja escala como los de Beneficio de Minera-

les, pues las variables de los anteriores procesos cuando son pequeños no tienen validez matemática de analogía

en los dimensionamientos en la operación industrial.

En los procesos pirometalúrgicos tienen que hacerse costosas pruebas experimentales. En el año

de 1955, instalamos en el Instituto Nacional de Investigación y Fomento Mineros un horno piloto para

plomo; confrontadas las pruebas experimentales con los costos, el gobierno las consideró muy onero-

sas. Sin embargo, los profesionales que pertenecíamos a la División de Investigaciones Metalúrgicas,

consideramos que deberíamos generar tecnología en este campo, ya que el Perú no puede estar sujeto

a la tecnología foránea, si es verdad, puede ser más económica, conlleva afectos perjudiciales a los

intereses del País. El costoso horno adquirido terminó oxidándose pues no prosiguió operando.

La metodología experimental se adquiere trabajando por largos años en laboratorios y especial-

mente en plantas piloto en el caso del ingeniero. Si la labor experimental ha sido adecuada, el escala-

miento que se proyecto a mayor volumen funcionará correctamente; los defectos de detalle no tienen

importancia y se corrigen en las etapas iniciales y la mayoría son despreciables.


Cada yacimiento, metalúrgicamente, es un caso singular; a su vez un mismo yacimiento, por lo

variable de la materia prima, presenta problemas que deben resolverse con anticipación rápidamente y

con destreza porque los productos están con «vida», esto es, en movimiento. La situación es compleja

en plantas que desarrollan campañas independientes para minerales de suministro errático, caso en el

que hay que variar y adaptar los equipos y circuitos. Otras grandes plantas captan minerales de

diferentes regiones; cuando no pueden hacer compósitos compatibles con la planta, optan por recha-

zar lotes, ya que no pueden ser tratados simultáneamente con los otros. Se colige de lo expuesto que

la labor experimental es de gran importancia para evitar paralizaciones, pérdidas en la eficiencia y en la

calidad, que al final tienen incidencia en la parte más importante, cual es la económica, relacionada con

la producción de bienes.

La experimentación en Metalurgia Extractiva es hasta ahora insustituible. Poco ha variado, aún con

la incorporación de la computación; sigue tan actual como cuando viera en 1942 a los profesionales del

Cuerpo de Ingenieros de Minas desarrollando investigaciones minerales en los laboratorios y plantas

pilotos; pude apreciar por sus instalaciones, el apoyo que le habían brindado los sucesivos gobiernos

civilistas y el civil en los primeros treinta años del siglo XX. Con su centro bibliográfico se equiparaba

a instituciones similares de países avanzados.

Se presentan algunos de los trabajos experimentales en los que colaboré en el Cuerpo de Ingenie-

ros de Minas, con empleo-beca de 1944 a 1948; ellas revelan el acerbo que existía en materia de

Beneficio de Minerales.

La primera prueba experimental que expongo al comienzo es una flotación diferencial plomo-

zinc en planta piloto en 1964, fue ejecutada por el autor del presente texto ya como Jefe de

Plantas Pilotos del Instituto Nacional de Investigación y Fomentos Mineros (Ministerio de Fo-

mento y Obras Públicas, INIFM, ahora se llama INGEMMET), las otras son con equipos de

laboratorio. La metodología del desarrollo experimental es la misma; sin embargo, alimentando

una computadora de mano de 4 a 6 factores se tienen estructurados los cuadros analíticos en

fracción de segundo; antes teníamos que hacer tediosos cálculos con regla de cálculo, con papel

y lápiz, después con máquinas mecánicas de manecillas desplazables manualmente, posterior-

mente con las mecánicas de teclas y por último con las eléctricas de teclas; todas ellas requerían

precioso tiempo. Actualmente hay las computadoras, pero son sólo de alivio para el trabajo

intelectual.

La información que se obtenga experimentalmente debe extrapolarse desde los aspectos geométricos

y físico-químicos a una planta de carácter industrial; este trabajo de traslación es muy delicado con el

objeto que los predictivos se cumplan.

La mayoría de las operaciones y procesos metalúrgicos extractivos tienen su inicio sobre la base de

la información de tres tipos de modelos físicos, a) a nivel de laboratorio, b) de planta piloto y c) de

carácter semi industrial. En algunos casos es suficiente utilizar un solo modelo y en casos necesarios

hasta los tres modelos. En la mayoría de situaciones por análisis comparativo la información podrá

trasladarse directamente a una planta industrial; en casos singulares el traslado teórico no es posible y

el metalurgista tiene que obviarlo con la experiencia acumulada de situaciones similares. El diagnóstico

predictivo debe cumplirse; un mal dimensionamiento o un error físico-químico (incluido la transmisión

de calor, flujo de fluidos, etc.) puede redundar en fracaso. En la década del 50 la Cerro de Pasco

Corporation invirtió 30 millones de dólares (hoy posiblemente más de 300) y no funcionó la tecnología

que había trasladado de una planta de EE.UU. a la Oroya para reducir electrotérmicamente zinc a

partir de concentrados tostados en lechos fluidizados. No conozco las causas de este fracaso posible-


mente se debió a la altura geográfica o bien por la omisión experimental previa para concentrados

fuertemente marmatíticos.

En el caso de los procesos pirometalúrgicos, es difícil construir modelos de laboratorio o plantas

piloto porque no se pueden producir variables de reducidas dimensiones; además son extraordinaria-

mente caras para las instituciones y la mayoría de las grandes empresas hacen prototipos que repro-

duzcan las diferentes dimensiones compatibles para hacer pruebas cercanas a la realidad. Para esta-

blecer una comparación es posible operar una planta piloto de flotación de unos cuantos Kg/hr. No un

horno de fundición de metalurgia extractiva.

Un aspecto muy importante del investigador experimental es la consulta bibliográfica; en nuestro

país, se necesita mucho, las suscripciones de revistas prácticamente han sido cancelados desde

hace cerca de 30 años por las universidades e instituciones de servicios públicos y para los profesio-

nales es altamente oneroso. En ciertas ocasiones he dirigido a estudiantes en la universidad investi-

gaciones bibliográficas. En las bibliotecas de Lima conozco esta lamentable situación y la única

institución que aparentemente tiene la mejor información escrita extranjera en metalurgia extractiva

es casi imposible acceder a ella por causas que desconozco desde que se convirtiera en el INGEMET.

Hay una gran diferencia si nos retrotraemos al Cuerpo de Ingenieros de Minas, cuya puerta de

ingreso daba a la calle y estaba abierta a todos sin restricción alguna, tenía una frondosa biblioteca

relacionada con geología, minería, metalurgia, petróleo e industriales en general y de estudios histó-

ricos, derecho minero, etc.

Me hice cargo de la jefatura de la División de Metalurgia del Instituto Nacional de Investigación y

Fomento Mineros, (sucesora del Cuerpo de Ingenieros de Minas), institución que pensaba instalar en

el siglo XIX el fundador del Partido Civilista Pardo y primer presidente civil, asesinado un año antes de

la guerra con Chile. Se hicieron investigaciones poco ortodoxas con los pobres recursos que tenía-

mos, hasta en pirometalurgia, la más singular la encargada por un directivo de la empresa MEPSA para

tratar de obtener óxido de molibdeno técnico a partir de los concentrados de molibdenita de Toquepala

con fines de ferroaleaciones; la Dirección del Instituto fue escéptica en esta materia y se mantuvo

apartada por carecerse de infraestructura, pero con complacencia nos dejaron actuar. Se suplió el

medio material adecuado contando sólo con el horno para determinaciones gravimétricas de carácter

analítico de laboratorio, utilizando su ventilador para la inyección simultánea del aire para el combusti-

ble líquido y con un desvío anterior otra directa a la atmósfera de la mufla manteniéndola oxidante para

que actúe sobre el sulfuro. Se determinaron las condiciones óptimas de temperatura y disociación de

la especie de molibdeno y con bandeja abierta obtuvimos éxito con altas recuperaciones; ¿Cómo

alcanzamos cerca de 98% de eficiencia?; recuperando el molibdeno volatilizado con un enfriamiento

adecuado a través de un tubo corriente, del que pendían al final medias nylon de mujer de desecho

para atrapar el óxido volatilizado, ya polvo por enfriamiento. Ingresaron dos americanos guiados por

mi alumno residente en Estados Unidos el Ing. Héctor Suárez Alvarado, los dos al ver las medias

infladas erectas exclamaron algunas frases irónicas. Poco nos interesaron sus sonrisas. El desarrollo

de lo que pasara posteriormente es materia de otro libro de carácter narrativo y anecdótico y porqué

no se utilizó los concentrados de molibdenita de Toquepala para sustituir el ferromanganeso importa-

do. La información de esta investigación la proporcioné al Ingeniero Raymundo Salinas del Portal, su

tesis figura en la Biblioteca de la Facultad de Química. Sin embargo, una tesis de titularato debe ser

sería y no se menciona la irreverente o irrespetuosa recuperación de los polvos solidificados.

Hay grandes satisfacciones cuando se realizan investigaciones minerales; por ejemplo cuando tratá-

bamos un mineral el capataz de la planta piloto me llamó para observar la mesa vibratoria testigo, pues

en los relaves aparecían franjas extrañas, tres de ellas de colores blancos: De diferentes tonalidades,


una era de sílice, otra de carbonatos y una extraña que por primera vez observábamos; llevada ésta al

laboratorio resultó ser fluorita. Inmediatamente le comunicamos al propietario del lote que experimen-

tábamos y también tomó la iniciativa de dar a conocer a la única y gran empresa que operaba una

pequeña planta para producir ácido hidrofluosilisico e hidrofluosilicato de plomo con fines electrolíticos

para el plomo y que se utilizaba para producirlos fluorita importada.

Para la investigación experimental, existen en la actualidad «paquetes» para utilizarse en computa-

dora para la optimización de operaciones, pues mediante modelos predictivos tanto a nivel de investi-

gación como industrial se buscan, mediante las variables que tiene cada proceso, llegar a conclusiones

técnicas y económicas rápidamente. Pero la experiencia, la capacidad innata y adquirida, y los cono-

cimientos son fundamentales para obtener éxito en las experimentaciones minerales.

Pero los conocimientos básicos tradicionales en la experimentación están incólumes y para su éxito,

la experiencia del profesional y en la adecuada metodología que fatalmente carece de normas.

Nota: Los resultados en planta siempre son superiores que a los 3 niveles de laboratorio y planta

pilotos.


OPERACIÓN DE UNA PLANTA PILOTOEN UNA FLOTACIÓN DIFERENCIAL

Curso De Metalurgia EspecialPROFESOR : Ing. GUILLERMO TANTALEAN VANINI

PRACTICAS N° 1 y 2 : PLOMO-ZINC, ORO Y PLATA

Tratamiento Por Flotación Diferencial (Instituto Nacional de Investigación y Fomento Mineros,

1964)

Objetivo : Operar una Planta Piloto en el desarrollo de un proceso de investigación para flotar un

mineral plomo-zinc que contiene, cobre, oro y plata, en el Instituto Nacional de Investigación y Fo-

mentos Mineros.

Desarrollo de las prácticas, etapas:1. Estudio del mineral a tratar macro y microscópico. Determinación de las especies minerales de

plomo zinc, (gangas, etc.)

2. Flotaciones en laboratorio y determinar variables para operar.

3. Arranque de la planta. (Fases previas: por experimentación a nivel de laboratorio, determi-

nando relación de sólidos: líquido, etc.)

4. Determinación del número de revoluciones del

a) Molino

b) Acondicionador

c) Celdas

d) Motores

5. Control de la granulometría óptima para la flotación.

6. Determinación de la carga del molino de bolas.

7. Determinación de la carga circulante (circuito molienda)

8. Cálculos de dosificación de reactivos.

9. Preparación de los reactivos a alimentar (sólidos en polvo, sólidos en suspensión y en solución)

10. Puntos de alimentación de reactivos en el circuito

11. Control gravimétrico (con batea) y microscópico del producto y los relaves.

12. Técnicas de muestreo en la Planta y puntos de muestreo.

13. Determinación de densidades

a) Sólidos

b) Pulpas

14. Determinaciones de pH.


15. En el ejemplo del tratamiento mineral 6-4-64 y análisis de costos T/M mineral en planta piloto

y en otra por proyectarse de 300 T/M.

Organización de informes, cuadros analíticos, etc., tomando como modelo el siguiente informe:

Informe De Operación De La Investigación N° 6-4 64 Efectuado En La División DeMetalurgia

Tratamiento

Tiempo De Operación

Mineral Tratado 4

Leyes De Productos 5

Sacos N°

P.B.H. Kgs.

P.N.H. Kgs.

H20 %

Húmedad Kgs.

P.N.S. Kgs.

1,206 89,767 88,561 2.00 1,771 6.970

3 Detalle en informe separado

4 Pesado en la Planta

5 Compósito de muestras diarias.

Flotación Diferencial

Lote 6-4-64

Propietario Sr. Calor Di-Doménico

Mineral Plomo-Zinc, Cobre, Oro y Plata

Iniciación 23-4-64 12:50 pm.

Término 18-5-64 3:00 pm.

Tiempo Neto 342 horas

Paralizaciones3 42 horas

Au

G/T Ag K/T

Pb %

Zn %

Cu %

Entrada al Molino 12.0 0.740 7.38 6.70 0.72

Rebose Clasificador 6.0 0.790 7.50 6.90 0.72

Concentrado Plomo 24.0 5.270 46.70 7.80 5.80

Concentrado Zinc 4.0 0.344 3.75 51.50 0.62

Relave 4.0 0.102 2.04 0.50 0.01


Resultados Calculados 6

Consumo de Reactivos

Control De Flotación

6 Cálculo probable a partir de las leyes de productos del compósito.

7 Aceite pino 0.036 gr/gota determinado en planta al inicio del proceso para verificar la calidad del reactivo.

8 Aeroflot 0.031gr/gota determinado en planta al inicio del proceso para verificar la calidad del reactivo.

9 Bolas 4" nacionales 3.979 Kg/bola.

REACTIVOS Horas

Alimentadas Lugar

Adición Estado Cc/mto Kgs/T.M.

Cal 342.0 Molino Puro 6.60 gr. 1.557

Thiocab 342.0 Molino Puro 0.73 gr. 0.172

CNNa 342.0 Molino Sol. 10% 41.00 cc 0.172

SO4Zn 342.0 Molino Sol. 10% 108.00 cc 2.527

X-Z-5 342.0 Acond. I Sol. 10% 7.00 cc. 0.163

Aerf. 318 342.0 Celda Y Puro 5.00 cc. 0.058

Aceite pino7 342.0 Celda Y Puro 14.00 cc. 0.117

Cal 342.0 Celda Y Puro 21.00 cc. 4.914

SO4Cu 342.0 Acond. II Sol. 10% 45.00 cc. 1.053

X-Z-5 342.0 Acond. II Sol. 10% 6.00 cc. 0.140

Aceite Pino 7 342.0 Acond. II Puro 9.00 gts. 0.075

Bolas 9 342.0 Molino 4” 139.12 Kgs 1.602

Pb Zn

Recuperación 73.53% 81.04%

Relación de Concentración 8.46% 9.20%

Concentrados Calculados 10,258 Kg 9,433 Kgs.

Alimentación Molino 5,730 k/mto

Densidad Rebose Clasificador 1,314 grs/lit

Densidad descarga molino 2,271 grs/lit

Densidad relaves 1,030 grs/lit

pH Flotación Plomo 7.8

Zinc 11.7

Tamaño Molienda + 100 18% - 100 82%

Gravedad específica No se realizó


Concentrados Producidos

Cuadros Analíticos

a) Leyes de Cabezas Calculadas

b) Leyes de Relaves Calculados

Ing. Guillermo Tantaleán Vanini

Jefe Planta Piloto del Instituto Nacional

de Investigación y Fomento Mineros

10 Peso real y leyes calculadas.

11 Común concentrado de Plomo (Sacos: 185) y Zinc (Sacos 167)

12 Peso calculado y leyes compósito muestras diarias

13 Peso real y Leyes compósitos muestras diarias

14 Común concentrados Plomo (Sacos : 185 ) y Zinc (Sacos: 167)

15 Peso y Leyes calculadas

16 Capacidad de la planta piloto para este Mineral = 12 TH/día de 12 hrs.

Sacos Peso de concentrados Leyes de Metales Productos

N° P.B.H. Kgs.

P.N.H. Kgs.

H20 %

P.N.S. Kgs.

Au G/T

Ag K/T

Pb %

Zn %

Cu %

Conc. Pb. 1er. P. 115 8,005 8,890 13.17 6,851 20.0 5.144 51.01 6.70 5.58

Conc. Pb. 2do. P. 70 4,803 4,733 13.33 4,102 24.0 4.490 53.28 8.80 4.55

TOTALES 185 12,808 12,623 13.23 10,953 21.5 4.899 51.86 7.48 5.20

Conc. Zn 1er P. 100 6,379 6,279 16.80 5,224 4.0 0.560 6.27 50.70 0.82

Conc. Zn. 2do. P. 67 3,874 3,807 15.75 3,208 2.0 0.352 3.63 51.50 0.51

TOTALES 167 10,253 10,086 16.39 8,432 3.2 0.480 5.26 50.96 0.70

Leyes Distribución PRODUCTOS

Pesos Secos Kgs.

Au G/T.

Ag K/T.

Pb %

Zn %

Cu %

Au %

Ag %

Pb %

Zn %

Cu %

Cab. Calc 10

86,790 3.3 0.744 8.64 6.28 0.73 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00

Conc. Plomo 11 10,953 21.5 4.899 51.86 7.48 5.20 81.36 83.08 75.74 15.02 89.00

Conc. Zinc 11

8,432 3.2 0.480 5.26 50.96 0.70 9.32 6.28 5.93 78.79 9.20

Relav. Ens. 12

67,405 4.0 0.102 2.04 0.50 0.01 9.32 10.64 18.33 6.19 1.0

Cab. Ensay. 86,790 6.0 0.790 7.50 6.90 0.72 --- --- --- --- ---

Leyes Distribución PRODUCTOS

Pesos Secos Kgs.

Au G/T.

Ag K/T.

Pb %

Zn %

Cu %

Au %

Ag %

Pb %

Zn %

Cu %

Cab. Ens. 13

86,790 6.0 0.790 7.50 6.90 0.73 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00

Conc. Plomo 14

10,953 21.5 4.899 51.86 7.48 5.20 45.22 78.25 87.26 13.68 89.89

Conc. Zinc 15

8,432 3.2 0.480 5.26 50.96 0.70 5.19 4.13 6.81 71.75 9.31

Relav. Cal. 16 67,405 3.8 0.161 0.57 1.29 0.01 49.59 17.62 5.93 14.57 0.80

Cab. Ensay. 67,405 4.0 0.102 2.04 0.50 0.01 --- --- --- --- ---


Nota

(a) La presente investigación experimental se desarrolló en la Planta Piloto de Flotación situada en

la Universidad de Ingeniería y pertenecía al ex Instituto Nacional de Investigación y Fomento

Mineros del Ministerio de Fomento y Obras Públicas.

(b) La planta íntegramente fue construida en el Perú por la empresa Magensa, lo mismo que los

materiales que se usaron, exceptuando los rodamientos

(c) Solamente poquísimos estudiantes del curso que dictaba se animaron a tomar jornadas

de trabajo como obreros, pues el citado curso era optativo.


COSTO DE OPERACION EN UNA PLANTA PILOTO

(Informe a la autoridad superior del INIFM)

Por la presente le informo acerca del estudio de costos de tratamientos en la Planta de

Flotación y las apreciaciones que hace el suscrito de ciertos aspectos de los mismos, con el

objeto de una posible actualización de las tarifas que se cobran a los mineros que utilizan los

servicios de la Planta.

Costos Fijos

Energía Eléctrica

Bolas Molino

Forros Molino

Lubricantes1 Amortización1 Personal estable1 Reparaciones, repuestos, etc.

Costos Variables1 Consumo muelas de la chancadora1 Liquidación Planillas obreros contratados1 Liquidación Planillas sobretiempo personal estable1 Liquidación según planillas contratados leyes sociales1 Liquidación análisis químicos y pruebas experimentales1 Liquidación consumo reactivos químicos

1 Los costes fijos y variables cambian en función de las características de cada tratamiento mineral.

Estudio de los Costos de Tratamiento en la Planta de Flotación de la

División de Metalurgia

1967

Energía Eléctrica:

Para este ítem se ha tomado como base el consumo correspondiente al año de 1963 y de

acuerdo a la tarifa proporcionada por las Empresas Eléctricas al mes de Julio de 1967, teniendo

en cuenta que el Julio de 1967 no funcionó la Planta de Flotación y que en dicho mes facturaron

438 KwH, cantidad que corresponde a los otros servicios de nuestras instalaciones situadas en la

Universidad de Ingeniería (Laboratorios, Gabinete alumbrado y anexos), se tendría el siguiente

análisis:


Tarifa actual

Balance:

Forros de Molino:

Para calcular el consumo de forros, se han tomado en cuenta los cambios efectuados de los mismos en octubre

de 1962 y setiembre de 1960, lapso en el que se trataron 2,278.516 toneladas. El precio de los forros y anexos

actualmente es de S/. 36,000.00

Bolas de Molino:

Para el cálculo del consumo de bolas, sólo se tiene a disposición las cargas controladas del 10 de

agosto de 1963 y 31 de enero de 1964.

Control carga al 10 de agosto de 1963:

Hasta 20 KWH S/. 2.00 S/. 40.00

Siguientes 80 KWH 1.89 151.20

Siguientes 100 KWH 1.15 115.00

Coste consumo mínimo S/. 306.20

Precio exceso sobre 200 KWH: S/. 0.89 por KWH Descuento a los organismos

estatales 20%

Consumo total año de 1963 141,544 KWH

Costo anual constante 12 x 306.20 3,674.40

Costo anual por el exceso:

(141,544 – 12 x 200).89 123,838.16

Costo anual total 127,512.56

Descuento (20%) 25,502.51

Costo anual neto 102,010.05

Consumo Laboratorios, Gabinete, etc. 6,216.24

Costo anual Planta de Flotación 95,793.81

Toneladas secas tratadas en 1963: 1,419.575

36,000.00Coste forros por toneladas de mineral S/. 15.799

2,278.516?

Bolas de 3.5” 506 kgs (carga antigua)




Bolas de 4.0” 82 kgs (carga nueva. adición)


TOTAL 1,448 kgs (carga de arranque al 10 de agosto)

95,793.81Costo por tonelada S/. 67.48

1,419.575?


Control carga al 31 de Enero de 1964:

Balance de consumo

Consumo de bolas por tonelada

Precio actual de las bolas: S/. 6.733

(relación de adición bolas de 4”:3” de 2:1)

Lubricantes:

Para calcular el costo de lubricantes se ha tomado la estadística de consumo correspondiente al año

1962 y tomando los precios del año 1967. en dicho año se trataron 1,576.087 toneladas.

Amortización Maquinaria e Instalaciones:

Se considera el valor de S/. 0.00 de la maquinaria e instalaciones, pues ya tiene más de 10 años de

funcionamiento, en algunos casos determinados equipos tienen cerca de 20 años de funcionamiento.

Personal Estable de la Planta:

El personal de la Planta percibe los sueldos que se especifican, en los que están incluidos todas las bonificacio-

nes y sin considerar los descuentos de ley (montepío, seguro, etc.)





Bolas malogradas 120 kgs (carga antigua)

1,009 kgs (carga antigua)



TOTAL 1,620 kgs.

Deterioradas 120 kgs.

TOTAL NETO 1,500 kgs. (carga de arranque al 31 de enero de 1964)

Bolas consumidas por diferencia de pesadas 1,448 = 1,009 = 439

Bolas deterioradas al segundo control 120

Bolas agregadas en el periodo 10-8-63 a 31-1-64 1,114.57

Consumo 1,673.57

Toneladas tratadas en el periodo 10-8-63 al 31-1-64 759.414 tons.

Costo por toneladas seca de mineral: 6.733 x 2.2037 = 14.837

1,200.50 S/. 0.761

1,576.087Costo por tonelada ?


Teniendo en cuenta que el personal técnico (los dos ingenieros) prestan sus servicios en otros

servicios que no corresponden a la planta: 50% del tiempo de un ingeniero se dedican a otras activida-

des y el segundo el 25% la cantidad líquida para determinar el costo por personal estable será de S/.

20.317.20

En cuanto al criterio para elegir el tonelaje de tratamiento para obtener el coste por este ítem,

deberá ser la capacidad máxima estadística de la planta que corresponde al año 1962 con 1.576.987

toneladas.

Reparaciones, Repuestos y Mantenimiento:

Para este ítem de acuerdo a los índices establecidos por la industria se considera aproximadamente

un 20% más sobre el costo correspondiente al año 1964 : 31.766

Mantenimiento Interno:

Corresponde a los servicios del personal de nuestros talleres, de acuerdo a un análisis de tiempos,

personal y sueldos respectivos el costo en este ítem es de S/. 15.00 por tonelada.

Muelas de Chancadora:

Se ha tomado en cuenta el consumo de muelas correspondiente al año 1965 : S/. 19.648 (a los

precios correspondientes a 1967).

Gastos Administrativos:

Se ha obtenido en los últimos años lo que el personal administrativo dedica a la planta (sólo el personal

de oficina de la División), y corresponde a la quinta parte de un empleado que perciba 3,500.00 soles. Sin

embargo, el suscrito, toma en cuenta cinco veces más dicha cantidad por aproximación a labores admi-

nistrativas conexas (Dirección, personal dedicado en las oficinas centrales a la recepción de muestras,

etc.) y tomando en cuenta la máxima capacidad de la planta tendríamos:

243,806.40Costo por tonelada = S/. 154,603

1,576.987?

42,000.00Costo por tonelada = S/. 26.633

1,576.987?

1 ingeniero S/. 6,750.00

1 ingeniero 6,525.00

1 capataz

4 operarios 15,367.20

TOTAL 28,642.20

Personal


Costos Variables

Sobretiempo Personal Estable:

La planta trabaja 12 horas diarias, tiempo en el que pasa un promedio de 5.840 toneladas. El

capataz y un operario del servicio estable efectúan sobretiempo después de las 3 p.m. (5 horas); en

promedio perciben S/. 44.60 diariamente.

Sobretiempo Personal Contratado:

Un operario contratado trabaja para la Planta 5 horas diarias y por las mismas percibe S/. 46.25

Análisis Químicos, Pruebas Experimentales, pH, Gravedades Específicas Humedades, etc:

Se ha tomado el promedio aritmético de los tratamientos correspondientes al año 1965 y los que actual-

mente estamos realizando. Los precios que se han considerado son los que cobra nuestra institución.

Consumo de Reactivos:

Con el mismo criterio anterior el coste por este ítem es de S/. 32.00 por tonelada. En este caso el

coste está calculado a los precios actuales de los respectivos productos químicos.

Tengo que informarle que la capacidad de nuestra planta debería ser de 25 toneladas diarias (según

la afirmación del fabricante), es decir 12.5 toneladas en 12 horas de trabajo; pero por una mala

selección del equipo de trituración la capacidad máxima es de 6.250 toneladas, es decir la mitad, si se

recalcula a la capacidad de 12.5 toneladas los costes deberían variar sustancialmente. Se está sobre-

cargando en la mayoría de los tratamientos la chancadora

Por la razón anterior y por ser nuestra institución de fomento minero sugiero que la tarifa se modi-

fique, elevándose el coste de tratamiento a S/. 400.00 por tonelada de mineral, ya que en la actualidad

se cobra a los clientes mineros aproximadamente la mitad de dicha cantidad.

Lima, 25 de Setiembre de 1967

Ing. Guillermo Tantaleán Vanini

Jefe de Plantas Pilotos de INIFM

2 x 44.60Costo promedio = S/. 15.273

5.840?

145.25Costo promedio = S/. 7.919

5.840?

Costo promedio = S/. 42.00

17 Las bolas de molino eran de carácter experimental, pues habían sido fabricadas por un mediano industrial peruano, no eran de ferro-manganeso, sino de

ferro-molibdeno, éste último metal obtenido de la molibdenita de la mina de Toquepala en la misma División de Metalurgia del Instituto.


Separación y tratamiento de oro de un mineral con grafito y materia

carbonosa procedente de la provincia de Pallasca, departamento de

Ancash

Solicitud de León Rosenshine

Descripción del Mineral

Cuarzo de filón acompañado de pizarra solidificada. La presencia del oro libre se ve en el cuarzo

y dentro de la pizarra en granos regularmente desarrollados. Se constata la presencia del oro en la

pirita.

Peso específico del mineral: 2.74

Procedimientos a probarse: flotación, concentración gravimétrica, cianuración y amalgamación.

Molienda

Se procedió a triturar en la quebrantadora Dogde, en circuito cerrado a malla N° 10 constatándose

previamente que 26% del mineral en el estado en que fue recibido se hallaba bastante fino para no

requerir trituración.

Después de la primera trituración se halló que un 42% del material debió ser repasado en la

quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mina es triturable, con más o menos dificultad.

En circuito cerrado con tamiz de malla 65, según los tiempos de molienda, se obtuvo el siguiente

porcentaje de retorno que da el índice del tonelaje circulante que habrá en el circuito cerrado de

molienda en escala industrial.

Tiempo : 40 minutos de molienda.

Porcentaje de retorno : 27.50%

Los análisis granulométricos del material después del molino de bolas, indicándose los tiempos de

molienda en cada caso, son los siguientes:


GABINETE EXPERIMENTAL METALURGICO

Operador

DIAGRAMA DE MOLIENDA


Clasificaciones Granulares Efectuadas

N° 1.- Concentración gravimétrica y amalgamación.

N°2.- Flotación simple.

N°3.- Flotación diferencial y concentración en mesa.

N°4.- Flotación simple concentración en mesa.

Con el mineral molido se procedió a efectuar las pruebas que a continuación se mencionan y cuyos

resultados se detallan más adelante.

1. Concentración gravimétrica y amalgamación de los concentrados.

2. Flotación simple.

3. Flotación selectiva seguida de concentración gravimétrica y cianuración del concentrado de

flotación.

4. Flotación seguida de mesa, amalgamación de los concentrados de mesa y cianuración de las

colas.

Muestreo y Ensayes

N° 1 N°2 N°3 N°4 MALLA ABERTURA POR LADO PARCIAL

% PESO ACUMULADO

PARCIAL % PESO

ACUMULADO PARCIAL

% PESO ACUMULADO

PARCIAL % PESO

ACUMULADO

+ 28 0.589 0.00 0.00

+ 35 0.417 10.00 10.00

+ 48 0.295 15.00 23.00

+ 65 0.208 10.00 33.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

+ 100 0.147 17.00 50.00 12.00 12.00 8.00 8.00 10.00 100.0

+ 150 0.104 10.00 60.00 15.00 27.00 12.00 20.00 12.00 220.0

+ 200 0.074 15.00 75.00 18.00 45.00 20.00 40.00 22.00 440.0

- 200 0.074 25.00 100.00 55.00 100.00 55.00 100.00 56.00 100.00

Sílice Si02 73.98%

Fierro Fe 6.00%

Plomo Pb 0.39%

Zinc Zn 0.49%

Cobre Cu Nada

Arsénico As 0.15%

Azufre S 2.12%

Oro Au 9.2 Gr. T.M.

Plata Ag Nada


Composición Probable del Mineral

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Concentración

Gravimétrica

Extracción del Oro : 73.20%

R. de C. : 12.5 a 1

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en la

Amalgamación de los Concentrados

La operación se llevó cabo en un tambor de amalgamación con una densidad de pulpa de 2 a 1 y

una molienda preliminar de tres horas; después se agregó 2 kilos de cal por T.M., de concentrado y

cantidad suficiente de mercurio, con 1/4 de kilo de plumbito de sodio y se amalgamó por 3 horas.

CLASE DE MINERAL

PESO POR C/100 LEY G.P.T.

ORO CONTENIDO

ORO % DE MATERIAL TOTAL

C. de P. 100.00 10.00 100.00

Concent. 9.00 116.00 68.50

Segundas 14.00 4.40 4.70

Colas 78.00 4.00 26.80

Cab. Calc. 100.00 13.00 100.00

Cuarzo (Si02) 73.98%

Galena (Pb S) 0.45%

Blenda (ZnS) 0.73%

Mispiquel (As Fe S) 0.28%

Pirita (Fe02) 3.3%

Hematita (Fe2O3) 0.25%

Oro (Au) 9.20 gr p T.M.

CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 DE MINERAL

ORO LEY G.P.T.

ORO % DE CONTENIDO

C. de P. 100.00 110.00 100.00

Colas --- 18 15.30

Diferenc. --- --- 84.70

Cab. calc. 100.00 116.00 100.00

Extracción del oro : 84.70%

Extracción total : 58.01%


Primera Flotación

Pulpa: Mineral molida a pasar toda por malla 65.

Grado de dilución de la pulpa: 4 en 1; pH de solución: 7.0.

Tiempos: Acondicionamiento: 10 minutos; espumado: 5 minutos Repase y limpia de las espumas: 5

minutos

Tipo de máquina usado : Denver

Peso de mineral tomado para la prueba : 2,000 kilos.

Reactivos:

Para la 1ra. espumación:

3,500 gramos por tonelada de carbonato de sodio

150 gramos por tonelada de Reactivo 208


150 gramos por tonelada de Xantato de Amyl

50 gramos por tonelada de Aceite de pino

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en la Primera Flotación

Relación de concentración: 100 a 1

Extracción: 68.58% del oro contenido en el mineral o sea 3.60 gramos de oro por cada tonelada de

mineral bruto.

Segunda Flotación

Flotación Diferencial

Pulpa: Mineral molido a pasar por malla: 65

Grado de dilución de la pulpa : 4 en 1 - pH de solución: 7.8

Tiempos: Acondicionamiento 10 minutos; espumado 5 minutos

Repase y limpia de las espumas: 5 minutos

Peso del mineral tomado para la prueba: 2000 kilos

Reactivos:

Para la primera espumación:

4,000 gramos por tonelada de cal al 50%

250 gramos por tonelada de cianuro de sodio

50 gramos por tonelada de kerosene

50 gramos por tonelada de frother 60

CLASE DE MINERAL


ORO LEY G.P.T.

ORO % DE CONTENIDO

C. de P. 100.00 5.40 100.00

Concent. 1.00 301.00 56.10

Segundas 5.25 12.80 12.48

Colas 93.25 1.80 31.42

Cab. Calc. 100.00 5.36 100.00


Obtenida toda la primera espuma que contiene todo el grafito y materia carbonosa, con algo de

oro, fue reactivado el oro y las piritas obteniéndose un concentrado de oro.

Características de la operación:

Tiempos:

Acondicionamiento: 5 minutos; espumado: 5 minutos

Repase y limpia de las espumas: 5 minutos

Peso del mineral tomado para la prueba: 2,000 Kgs.

Reactivos:


1000 gramos por tonelada de Carbonato de sodio

150 gramos por tonelada de Xantato de Amyl



50 gramos por tonelada de Aceite de pino

Relación de concentración: 33 a 1

Extracción: 67.10% del oro contenido en el mineral o sea 4 gramos de oro por cada tonelada de mineral bruto.


Segunda Flotación - Diferencial

Extracción del oro por flotación: 67.10%

Relación de concentración : 2.8 a 1.


Concentración Gravimétrica

CLASE DE

MATERIAL


ORO LEY

G.P.T.

ORO % DE CONTEN.

TOTAL

C. de P. 100.00 6.60 100.00

1er. Concentr. 35.00 6.40 32.50

2do. Concentr. 3.00 120.00 53.70

Segundas 9.50 2.40 3.40

Colas 52.50 6.70 10.40

Cab. Calc. 100.00 5.36 100.00

CLASE DE MATERIAL


ORO LEY G.P.T.

C. de P. 100.00 1.20

Concentr. 3.40 10.00

Segundas 52.00 1.60

Colas 44.60 0.80

Cab. Calc. 100.00 1.54


Relación de concentración : 29 a 1

Extracción del oro : 76.59%

Cianuración

Esta fue efectuada en botella sobre los concentrados piritosos de flotación.

Las condiciones y resultados de las pruebas se indican a continuación:

La solución usada tenía 0.1% de NaCN la dilución de la pulpa ha sido de 4 en 1 aproximadamente.

La cianuración se hizo sin inyección de aire; con simple agitación.

La flotación se llevó a cabo con un pH 7.8, tratándose de levantar toda la sustancia carbonosa y

grafítica, depresionando el oro y las piritas cuando casi toda ella ha flotado, se agrega el reactivo 637

y se hace más alcalina la pulpa hasta llegar a un pH de 8 a 8.4 con carbonato de sodio y reactivando las

piritas y el oro que son flotadas.

El segundo concentrado de las piritas y el oro, se cianura, las colas de flotación son pasadas por

mesa, obteniéndose un concentrado que como ya hemos visto es fácilmente amalgamable.

Tercera Flotación

Pulpa: mineral molido a pasar todo por malla : 65

Grado de dilución de la pulpa : 4 a 1;

pH de solución : 8.0

Tiempo: acondicionamiento : 5 minutos; espumado : 5 minutos

Peso del mineral tomado para la prueba : 2,000 kgs.

Reactivos para la 1ra. espumación, empleados por Ton. de mineral

4,500 gramos de Cal

400 gramos de cianuro de sodio

100 gramos de kerosene

150 gramos de Frother 60.

100 gramos de Aerofloat 25%

Prueba N° 1

Peso de la muestra 100 gramos

Agitación 24 horas

Gastos de NaCN p.T. de mineral 5.040 kilos.

Gastos de CaO por T.de mineral 1.440 kilos.

pH de solución final 8

Ley del oro en las cabezas 120.00 gramos por T.

Ley del oro en las colas 10.00 gramos por T.

% del Au extraído, contenido en las cabezas 91.76%.


Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Flotación y Concentra-

ción Gravimétrica

Relación de concentración por flotación : 15 a 1

Relación de concentración por mesa : 3.3 a 1

Extracción por flotación de Au : 3.48%

Extracción por mesa : 68.10%

Cianuración

Efectuada en botella sobre el concentrado de flotación grafitosa, previa calcinación.

Las condiciones y resultados de las pruebas se indican en el cuadro siguiente:

La solución usada tenía 0.1% de NaCN la dilución de la pulpa ha sido de 4 en 1 aproximadamente.

La cianuración se efectuó sin agitación con aire.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Amalgamación de los

Concentrados de Mesa

CLASE DE MATERIAL


ORO LEY G.P.T.

ORO % DE CONTENIDO

C. de P. 100.00 6.00 100.00

Concent. 6.56 2.40 3.48

Segundas 11.98 25.60 68.10

Colas 81.46 1.60 28.42

Cab. Calc. 100.00 4.52 100.00

Prueba N° 1

Peso de la muestra 100 gramos

Agitación 24 horas

Gastos de NaC y por Ton. de mineral 0.800 kilos

Gastos de CaO por Ton. de mineral 2,500 kilos

pH de solución final 8

Ley del oro en las cabezas 2.8 gramos por Ton.

Ley del oro en las colas 0.8 gramos por Ton.

% del Au extraído, contenido en las cabezas 71.50

CLASE DE MATERIAL


ORO LEY G.P.T.

ORO % DE CONTENIDO

C. de P. 100.00 25.60 100.00

Colas —— 15.00 58.60

Diferen. —— —— 41.40

Cab.calc. 100.00 25.60 100.00


La extracción por amalgamación se llevó a cabo en el tambor de amalgamación, previa remolienda

de una hora con una densidad de pulpa de 2 a 1 y dos kilo de cal por tonelada, la amalgamación se hizo

en dos horas.

Como puede verse, es posible cianurar las colas de amalgamación tal como se hizo en la otra

prueba.

Conclusiones:

Del estudio del mineral materia e este informe se desprende:

Primero

Que el mineral puede ser sometido a una concentración gravimétrica en mesa Wilfley y amalgamación

de los concentrados.

Segundo

Que puede hacerse una flotación diferencial, flotando el grafito y materia carbonosa con el poco

oro que pudiera escaparse al depresor. Este concentrado con baja ley de oro puede, como experi-

mentalmente se ha determinado calcinarse y fácilmente después cianurarse.

Como siempre queda algo de materia carbonosa residual y como hemos hecho una flotación dife-

rencial, se puede depresionar este, usando el Reactivo 637 y reflotando el oro y las piritas cuyo

concentrado se amalgama y cianura.

Tercero

Se puede flotar el grafito y materia carbonosa despreciando el oro, calcinando como en el caso

anterior y cianurando; sacando un concentrado de masa que sé cianura y amalgama.


Estudio sobre Cenizas Vanadíferas

Mineral procedente del departamento de Junín, provincia de Yauli, recuperar ácido vanádico.

Minerales remitidos por el Banco Minero del Perú.

Molienda

Se procedió a triturar en la quebrantadora Dodge, en circuito cerrado a malla N° 10, constatándose

previamente que 65% del mineral en el estado que fue recibido se halla lo bastante fino para no requerir

trituración.

Después de la primera trituración se halló que un 35% del material debió repasarse en la

quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mena es triturable, con más o menos facilidad.

La molienda se efectuó en circuito cerrado con tamiz de malla 65.

Según los tiempos de molienda se obtuvo los siguientes porcentajes de retorno que dan el índice del

tonelaje circulante que habrá en el circuito cerrado de molienda en escala industrial.

Tiempo: 30 minutos de molienda. % de retorno (malla 65).

Los análisis granulométricos de material después del molino de bolas, indicándose los tiempos de

molienda en cada caso; más adelante se halla en el cuadro pertinente.

Con el mineral molido se procedió a efectuar las siguientes pruebas: Lixiviación con cloro, Tostado

clorurante, Disolución con ácido sulfúrico

Muestreo y Ensayes:

Un común del mineral ensayado químicamente dio las siguientes leyes:

SiO2 30.60% Zn 6.50%

Fe 7.40% Cu Nada

CaO 16.68% As 0.04%

Al2O3 1.60% Sb 0.37%

MgO 0.94% 0 9.67%

Pb 0.22% 205 8.30%

Au gr.p.T. 0.8% Ag Kg p.T. 0.214


N° 1.- Corresponde a la clasificación granular tal como vino la muestra.

N° 2.- Corresponde a las pruebas de lixiviación.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Cloruración sobre los

Minerales Investigados

SiO2 30.60% VS4 5.45%

FeS 1.74% MgO 0.94%

ZnS 9.70% CaO 16.68%

Al2O3 1.60%

% DE PESO % DEL PESO MALLA N°

ABERTURA MM POR PARCIAL ACUMULD. PARCIAL ACUMULD.

+ 6 3.327 0.0 0.0

+ 8 2.362 20.0 20.0

+ 10 1.651 10.0 30.0

+ 14 1.168 8.0 38.0

+ 20 0.833 7.0 45.0

+ 28 0.589 5.0 50.0

+ 35 0.417 5.0 55.0

+ 48 0.295 4.0 59.0

+ 65 0.208 2.0 61.0

+ 100 0.147 6.06 7.0 0.0 0.0

+ 150 0.104 5.07 2.0 17.0 17.0

+ 200 0.074 5.0 77.0 27.0 44.0

- 200 0.074 23.00 100.0 56.0 100.0

CLASE DE MATERIAL


LEY % ACIDO VANADICO 05% DEL TOTAL

C. de P. 100.00 8.0 100.00

Concentrado 30.00 22.54 84.50

Pérd. p. Volat 8.00

Colas 40.00 1.50 7.50

Cab.calc. 100.00 8.0 100.00

Composición Probables del Mineral:



Extracción V205 : 84.50%


La operación se llevó a cabo, moliendo la muestra a pasar por malla 100. Teniendo en considera-

ción que las cenizas contienen 9.69% de azufre, como sulfuros o como sulfatos para el tostado clorurante

se puso el siguiente lecho: 20% cloruro de sodio; 10% de piritas; tostando en horno de mufla por 8

horas a una temperatura de 650°; enfriada la masa se sometió a una agitación de 12 horas con una

densidad de pulpa de 2 a 1, con una solución de 2.50% de HCl, lavada y filtrada la pulpa se

neutralizó con carbonato de sodio y se agregó clorato de potasio hasta una completa precipita-

ción del V205.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Clorinación y

Lixiviación sobre los Minerales Investigados

Extracción del V205 : 91.50%

Relación de concentración : 2.86 a 1

La operación se llevó a cabo moliendo todo el mineral para la prueba a pasar por malla 100 y con

una densidad de pulpa de 2 a 1, empleando agua; seguidamente se pasó a una corriente de cloro por

espacio de 20 minutos, cada hora, durante 12 horas, con agitación continua; dejándolo después en

agitación por 12 horas más, sin inyección de cloro. Filtrada y lavada bien la pulpa en la solución se

precipitó el vanadio neutralizando con carbonato de sodio (soda ash) y agregando clorato de potasio

hasta una completa precipitación.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Sulfatización y

Lixiviación

Extracción del V305 : 87.70


CLASE DE MATERIAL


LEY % ACIDO VANADICO 05% DEL TOTAL

C. de P. 100.00 8.30 100.00

Concentrado 38 21.80 91.50

Colas 62.00 1.13 8.50

Cab.calc. 100.00 8.33 100.00

CLASE DE

MATERIAL

PESO POR C/100

DE MINERAL LEY %

ACIDO VANADICO

05% DEL TOTAL

C. de P. 100.00 7.00 100.00

Concentrado 30.00 19.66 87.70

Colas 55.00 1.50 12.30

Cab.calc. 100.00 6.73 100.00


La operación se llevó a cabo moliendo la muestra a pasar por malla 100. La disolución del vanadio

se hizo teniendo una densidad de pulpa de 4 a 1 y con una solución al 5% de ácido sulfúrico, sometien-

do a la agitación por 24 horas, se filtra y lava, en la solución se precipita el vanadio, neutralizando la

solución con carbonato d sodio y clorato de potasio hasta una completa precipitación.

Conclusiones:

De los estudios realizados sobre las cenizas, materia de este informe, se pude decir:

1. Que hay que efectuar una molienda previa para pulverizar dichas cenizas, a fin de que la acción

de los disolventes sea más eficaz.

2. Que se puede aprovechar el azufre residual de 9.67% para hacer un tostado clorurante a baja

temperatura y ejecutando un buen quemado de dichas cenizas.

3. Que en la práctica usando los aparatos ya conocidos de agitación, decantación y filtrado, se

pueden tratar dichas cenizas extrayendo hasta un 91.50% del contenido del vanadio, con una

relación de concentración de 2.86 a 1.


Estudio sobre el Carbón de Huayday

(Muestras enviadas por el Departamento de Minería del Cuerpo de Ingenieros de Minas)

Procedencia del carbón : Huayday.- Departamento de La Libertad

Peso específico medio : 1.48

Dureza según escala de Mohr : 5

Procedimientos a probarse : pruebas de flotación y concentración en Jig y mesas.

Molienda.-


previamente que 64% del mineral en el estado en que fue recibido se halla lo bastante fino para no


Después de la primera trituración se halló que un 13.50% del material debió repasarse en la

quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mena es triturable con facilidad.


Según los tiempos de molienda se obtuvo los porcentajes de retorno que dan el índice del tonelaje

circulante que habrá en el circuito cerrado de molienda en escala industrial.

Tiempo : 20 minutos de molienda.

32.50% de retorno a malla 65.

Los análisis granulométricos del material después del molino de bolas, indicándose los tiempos de

molienda en cada caso, se encuentran en el cuadro de la siguiente página.

Con el mineral molido se procedió a efectuar las pruebas de flotación y concentración en Jig y

mesa, cuyos detalles señalamos más adelante.

...(ver cuadro en página siguiente)



N° 1 Flotación

N° 2 Concentración gravimétrica.

Descripción: de color negro, compacto, brillante, submetálico, relativamente frágil. Fractura

subconoidal en la sección transversal al plano de estratificación, puede clasificarse como una antracita

impura.

Según su composición el análisis inmediato es el siguiente:

Humedad: 3.15%.- Materia volátil: 4.37%.- Cenizas: 23.40%, Carbón fijo: 69.03%.-Azufre: 1.07%.-

Poder calorífico: 6,28510 calorías.- Azufre soluble: 0.13%.

Se ha constatado:

1. Que el estéril es una pizarra de base arcillosa, variando el tamaño de los prismas entre varios

centímetros y pocos milímetros.

2. Que la pirita no está con el constitutivo del carbón en ceniza sino libre.

3. Que el carbón tiene sales solubles tales como la eposonita o sulfato de Magnesio.

Hecho un análisis de las cenizas del carbón tal como vino, arroja los siguientes resultados:

(ver página siguiente)

% DE PESO % DEL PESO MALLA N°

ABERTURA MM POR PARCIAL ACUMULD. PARCIAL ACUMULD.

+ 6 3.327 0.00 0.00

+ 8 2.362 11.00 11.00

+10 1.651 11.00 22.00

+ 14 1.168 10.00 52.00

+ 20 0.833 10.00 42.00

+ 28 0.589 10.00 52.00

+ 35 0.417 9.00 61.00

+ 48 0.295 8.00 69.00

+ 65 0.208 0.00 0.00 7.00 76.00

+ 100 0.147 15.00 15.00 5.00 81.00

+ 150 0.104 24.00 39.00 6.00 87.00

+ 200 0.074 24.00 66.00 5.00 92.00

- 200 0.074 37.00 100.0 8.00 100.00


Determinando las arcillas según Fosch Hamert se tiene un tenor de 90.04% de A12

O3

, SiO2

, 2H2

O,

que nos indica que haciendo la eliminación del fierro vamos a tener cenizas de punto de fusión alto.

Ensaye Granulométrico

El mineral salido a malla 5, se clasificó regularmente por los tamices de la serie Tyler y se ensayó

cada grano para observar la forma de distribución por tamaños del material fino y obtener así una

orientación para los tratamientos metalúrgicos posteriores. Los resultados fueron los siguientes:

SiO2

56.50%

Fe2

O3

4.25%

Al2

O3

35.40%

CaO 1.52%

MgO 1.88%

K2O 0.65%

Na2

O 0.73%

CENIZAS % DEL TOTAL DE LEY MALLA mm p. LADO

ABERT. PARCIAL

% PESO ACUMUL.

CENIZAS %

PARCIAL PARCIAL ACUMUL. S PARCIAL ACUMUL N°

3 6.680 14.10 14.10 25.10 16.57 16.57 0.35 3.12 3.12

4 4.699 7.80 21.90 30.20 11.02 27.59 0.24 2.27 5.39

6 7.627 5.40 27.30 26.80 3.80 34.19 0. 2.93 8.32

8 2.062 3.30 31.10 22.00 3.01 58.10 0. 3.12 11.44

10 1.651 5.10 36.20 20.80 5.06 40.16 0.49 4.60 16.07

14 1.108 7.10 43.30 19.10 5.25 49.41 0.68 6.45 22.50

20 0.833 8.00 51.30 17.10 6.40 55.87 0.83 7.84 30.54

28 0.589 7.70 59.00 17.30 6.24 62.05 0.80 3.50 37.90

35 0.417 8.70 67.70 16.90 6.88 68.93 1.01 9.56 47.25

48 0.295 2.30 70.00 15.10 1.63 70.56 0.28 2.65 50.10

65 0.208 4.00 74.00 14.00 2.62 75.18 0.59 5.58 53.68

100 0.147 4.80 78.80 16.70 3.84 77.02 0.71 6.71 32.39

150 0.104 5.00 83.80 18.20 4.25 81.28 0.80 7.56 69.95

200 0.074 5.00 88.80 20.20 4.73 86.01 0.92 8.98 78.93

-200 0.074 11.20 100.00 26.70 13.99 100.00 2.23 21.07 100.0


Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en el Proceso de Flotación

Análisis de los Productos Concentrados y Relaves

PH 8.4 Acondicionamiento 10 minutos. Espumado 5 minutos

Reactivos y otros elementos empleados en la flotación:

2,500 gramos Cal al 50% p.T.M.

500 gramos Cianuro de sodio p.T.M.

100 gramos Xantato de amylo p. T.M.

1,000 gramos Kerosene p. T.M.

100 gramos Aceite pino p.T.M.

Carbón fijo : 98.87%

Relación de concentración :

Cenizas : 28.07%

CENIZAS CARBON FIJO CLASE DE MATERIAL

PESO P. C/100

CARBÓN LEY %

TOTAL LEY %

TOTAL

Cab.de P. 100.00 20.90 100.00 70.40 100.00

Concent. 78.00 8.60 28.07 84.90 96.34

Segundas 5.00 55.50 11.61 34.80 2.53

Colas 17.00 84.80 60.32 4.55 1.13

Cab.Calc. 100.00 23.90 100.00 68.74 100.00

Cab.de Prueba Concentrado Segundas Colas Humedad a:

105°C. 3.90% 3.16% 2.08% 0.60%

Mat.Vol. 4.80% 3.3% 7.62% 10.25%

Cenizas 20.90% 8.6% 55.50% 84.80%

Carb.fijo 70.40% 84.90% 24.80% 4.55%

100.00% 100.00% 100.00% 100.00%

Azufre 0.93% 0.56% 2.02% 4.06%

Pod.Cal 6,500 cal 7463 cal 2834 cal


Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso

de Jig y Mesa

Relación de concentración : 1.14 a 1 94.28% carbón fijo

EXTRACCION 67.44% Cenizas

Hay que advertir que en este caso las colas son el producto útil.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Mesa

Relación de concentración: 1.20 a 1Cenizas: 73.00%

EXTRACCION Carbón: 85.52%

Conclusiones:

Del estudio del carbón materia de este informe se deduce:

Primero: Que el estéril, la pizarra, no es la constitutiva de la ceniza.

Segundo: Que la pirita está libre y fina.

Tercero: Que por un proceso de flotación se puede llegar a límites de 6 a 8 de cenizas.

Cuarto: Que los estudios en Jig y mesa no son definitivos.

CENIZAS CARBON FIJO CLASE DE MATERIAL

PESO P. C/100

CARBÓN LEY % TOTAL LEY %

TOTAL

Cab.de P. 100.00 22.00 100.00 67.05 100.00

Concent. 12.25 59.00 52.56 31.30 5.72

Colas 87.75 17.00 67.44 72.10 94.28

Cab.Calc. 100.00 22.19 100.00 67.05 100.00

CENIZAS CARBON FIJO CLASE DE MATERIAL DE MINER.

PESO P. C/100

CARBÓN LEY % TOTAL LEY %

TOTAL

Cab.de P. 100.00 17.00 100.00 72.01 100.00

Concent. 17.00 27.00 27.00 62.50 14.48

Colas 83.00 14.90 73.00 73.90 85.52

Cab.Calc. 100.00 17.00 100.00 72.00 100.00


Investigación Metalúrgica sobre Tratamiento

de Minerales Arsenicales con Oro

Informe N° 455-Solicitante: Ing. J.M. Fernández.

Mineral procedente del departamento de Ancash, para recuperarse oro.

Peso específico medio del mineral: 382.

Se procedió a triturarse en la quebrantadora Dodge, en circuito cerrado a malla 10,m constatándose previa-

mente que 0% del mineral, en el estado en que fue recibido se hallaba bastante fino para no requerir trituración.


quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mena era triturable con más o menos dificultad.

Clasificaciones Granulares

N° 1 Tostado

N°2 Amalgamación

N°3 Cianuración

Enseguida se practicó la molienda en el molino de bolas en las condiciones requeridas en cada prueba.


Según los tiempos de molienda se obtuvo los siguientes porcentajes de retorno que dan el índice del

tonelaje circulante que habrá en el circuito cerrado de molienda en la escala industrial.

Tiempos : minutos de molienda: 30

11.50% de retorno a malla 65.

N° 1 N° 2 N° 3

% PESO % PESO % PESO MALLA

N°

ABERTURA MM POR

LADO PARCIAL ACUMUL. PARCIAL ACUMUL. PARCIAL ACUMUL.

+28 0.589 0.00 0.00

+35 0.417 12.00 12.00

+43 0.295 14.00 26.00

+65 0.208 13.00 39.00

+100 0.147 10.00 49.00 0.00 0.00 0.00 0.00

+150 0.104 11.00 50.00 4.00 4.00 0.00 0.00

+200 0.074 15.00 75.00 14.00 18.00 12.00 12.00

+200 0.074 25.00 100.0 82.00 82.00 88.00 100.00


Muestreo y Ensaye


Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en las Pruebas de Tostado

Relación de concentración: 1.35 a 1

As 3.97%

Extracción

Au 97.40%

Lixiviando después con agua hasta que no haya reacción ácida.

Seguidamente se procedió a la amalgamación.

Si02

31.20%

Fe 23.40%

CaO trazas

Pb 1.11%

Zn 1.08%

Cu 0.62%

As 14.45%

S 15.95%

Au grs.p.T.M 36.60%

Ag kg.p.T.M 0.318%

Composición Probable

Nispiquel 31.41%

Pirita 13.45%

Blenda 2.25%

Chalcopirita 2.50%

Galena 1.27%

Rocas en las cajas y otros 49.14%

ORO ARSENICO CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100

DE MINERAL LEY %TOTAL LEY %TOTAL

Cab. de P. 100.00 31.60 100.00 14.451 100.00

Prod.Tost 74.00 41.60 97.40 0.78 15.97

Difer. 26.00 —— 2.60 53.37 69.38

Ca. calc. 100.00 30.78 100.00 14.45 100.00


Amalgamación

Cianuración

La amalgamación se llevó a cabo con una molienda preliminar de tres horas con tres kilos de cal por

T.M.; doscientos gramos de plumbito de sodio y cantidad suficiente de mercurio.

Cianuración Efectuada en los Relaves de Amalgamación

La solución usada tenía 0.1% de Cianuro de Sodio y la disolución de la pulpa ha sido de 4 a 1

aproximadamente.

La operación se efectuó en una botella en el aparato de agitado.

Conclusiones

Del estudio del mineral materia de este informe se deduce:

1° Que el oro para ser amalgamado y cianurado, necesita que el mineral sufra un tostado previo,

lixiviación, extraídas de sales solubles nocivas tanto a la amalgamación como a la cianuración.

2° Se puede seguir las operaciones antes preconizadas, obteniéndose una extracción hasta de

88% del oro.

ORO ARSENICO CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100


Cab. de P. 100.00 41.60 100.00 0.781 100.00

Colas 100.00 34.00 81.73 0.74 56.41

Difer —— —— 9.27 —— 43.59

Ca. calc. 100.00 —— 100.00 0.78 100.00

Cab. de P. 100.00 34.00 100.00

Colas —— 4.00 11.76

Difer —— —— 88.24

Ca. calc. 100.00 34.00 100.00

PRUEBA N°

PESO MUESTRA

KGS.

HORAS AGITACION

GASTOS NAC.Y KG.P.T

MINERAL.

GASTO CAO

KG.P.T MINERAL

PH DE SOLUCIÓN AL FINAL

LEY AU DE LAS

CABEZAS G.PT.

LEY AU DE

LAS COLAS G.PT.

% EXTRAC. DEL AU

CONTENIDO EN

CABEZAS

11795 0.200 48 4 5.2 8 34 4 88.24


Tratamiento de un Mineral de Oro y Antimonio Flotación Diferencial

Informe N° 426- Solicitante: J.A. Othick.

Mineral procedente de Azángaro - Puno.

Peso específico medio del mineral: 2.83

Molienda.-


previamente que el 30% del mineral en el estado en que fue recibido se halla lo bastante fino para no



quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mena es más o menos triturable.

El análisis granulométrico del material después de triturado a malla N° 10 y antes de pasar al molino

de bolas, se consigna en la columna N° 1 del siguiente cuadro.

Clasificaciones Granulares

N° 1 Flotación simple seguida de concentración en mesa.

N°2 Flotación diferencial y mesa

La molienda se efectuó en el molino de bolas, en circuito cerrado con tamiz de malla 65.

Según los tiempos de molienda se obtuvo los siguientes porcentajes de retorno, que dan el índice

del tonelaje circulante que habrá en el circuito cerrado de molienda en escala industrial.

30 minutos de molienda

23.25% de retorno. Malla 65.

N° 1 N° 2

% PESO % PESO MALLA

N°

ABERTURA MM POR

LADO PARCIAL ACUMUL. PARCIAL ACUMUL.

± 85 0.208 0.00 0.00 0.00 0.00

± 100 0.147 7.00 7.00 12.00 12.00

± 150 0.104 18.00 25.00 15.00 27.00

± 200 0.074 20.00 45.00 18.00 45.00

± 200 0.074 55.00 100.00 55.00 100.00


Muestreo y Ensayes


Primera Flotación

Pulpa.- Mineral molido a pasar todo a malla 65.

Grado de dilución de la pulpa: 4 en 1; pH de la solución: 4.8

Tiempo:

Acondicionamiento: 10 minutos; espumado 5 minutos; repase y limpia de las espumas; 8 minutos.

Tipo de máquina usado: Denver

Peso del mineral tomado para la prueba: 2,000 kilos

Reactivos


1500 gramos de ácido sulfúrico comercial (1x1) p. T.

150 gramos de sulfato de cobre p.T. M.

100 gramos de Frother 52 p. T.M.

100 gramos de Terpinol

SiO2 80.1 %

Fe 0.97%

Pb 0.11%

Zn 0.52%

Cu 0.04%

As 0.18%

Sb 12.41%

S 5.74%

Au 4.3 gr.p.T.

Ag Nada

Composición Probable

Sílice SiO2 80.18%

Stibina Sb2S3 15.36%

Galena PbS 0.13%

Blenda ZnS 0.77%

Pirita FeS2 2.08%

Stibina Sb2…. 1.69%


Cuadro Analítico de los Resultados Obtenido por el Proceso de Flotación Simple


Extracción Sb : 84.50%

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de



Sb : 33.20%

Extracción

Total : 84.80%

Segunda Flotación Diferencial

Pulpa

Mineral molido a pesar todo por malla: 65

El análisis granular del mineral se encuentra en el cuadro respectivo bajo el número 1.

Grado dilución de la pulpa: 4 en 1; pH de solución 11.0

Tiempos

Acondicionamiento 10 minutos; espumado: 10 minutos, repase y limpia de las espumas: 5 minutos.

Peso del mineral tomado para la prueba: 2,000 kilogramos.

ANTIMONIO CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 DE MINERAL LEY % DEL TOTAL

Cab. de prueba 100.00 13.00 100.00

Concentrado 12.25 70.96 72.00

Segundas 4.25 33.20 12.50

Colas 82.27 2.20 15.50

Cab. calculadas 100.00 12.26 100.00

ANTIMONIO CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 DE MINERAL LEY % DEL TOTAL

Cab. de prueba 100.00 2.20 100.00

Concentrado 6.66 5.06 18.20

Segundas 31.66 0.88 15.00

Colas 61.68 2.20 76.80

Cab. calculadas 100.00 1.85 100.00


Reactivos

Para la primera espumación.

3,000 gramos de soda cáustica comercial p. Ton. M.

100 gramos de reactivo 307 por Ton. M.

100 gramos de reactivo 208 por Ton. M

100 gramos de reactivo Z-5

Segunda Flotación Diferencial

Pulpa.- Mineral molido a pasar todo por malla: 65

El análisis granular del mineral se encuentra en el cuadro respectivo, bajo el N°2.

Grado de dilución de la pulpa: 4 en 1; pH de solución, repase y limpia de las espumas: 5 minutos.

Peso del mineral tomado para la prueba: 2 kilos

Reactivos

Para la espumación

2,500 gramos de ácido sulfúrico comercial (1x1) por Ton.

150 gramos de sulfato de cobre por Ton.

100 gramos de frother 52 por Ton.

100 gramos de Terpinol

Resultados

Se aprecian en el siguiente cuadro.


Flotación Diferencial y Mesa

1er. : Concentrado : 7.8 a 1

Relación de concentración :

2do. : Concentrado : 100 a 1

Au : 81.50%

Extracción por flotación :

Sb : 85.47%

ORO ANTIMONIO CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100


Cab. de P. 100.00 4.00 100.00 13.00 100.00

1er. Conc. 12.75 8.80 32.80 68.82 73.20

Segundas 4.10 5.60 6.70 31.57 10.80

2do. Conc. 1.00 102.00 30.00 16.13 1.36

Segundas 2.25 14.90 12.00 2.59 0.57

Colas 79.90 0.80 18.50 2.14 14.35

Cab. Calc. 100.00 3.42 100.00 11.96 100.00




Relación de Concentración : 11.7 a 1

Au : 75.20%

Extracción:

Sb : 86.21%

Au : 88.30%

Extracción total :

Sb : 86.21%

Conclusiones:

Del estudio del mineral materia de este informe, se deduce:

Primero

Que debe hacerse una flotación selectiva, flotando primero el antimonio en circuito ácido.

Segundo

Reactivar las piritas y el oro usando un circuito alcalino.

Tercero

Debe usarse una mesa como piloto.

ORO ANTIMONIO CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100


Cab. de P. 100.00 0.80 100.00 2.14 100.00

Conc. 8.50 2.60 25.60 4.78 23.10

Segundas 34.00 1.40 53.60 0.63 11.59

Colas 57.50 0.40 24.80 2.00 65.31

Cab. Calc. 100.00 0.93 100.00 .76 100.00


Tratamiento de un Mineral de Antimonio

Procedencia: Cajatambo. Lima - Solicitud del Sr. R.C. Bacon.

Flotación. Detalles del procedimiento

El mineral fue molido en el molino de bolas en circuito cerrado con el clasificador a malla 65.

Densidad aproximada de la pulpa: C.47 a 1; en el rebalse del clasificador: 4 a 1.

La descarga del clasificador paso a la primera celda (Rougher) donde se obtuvo un producto de

primera concentración, seguidamente se trato este concentrado sucio en una segunda celda de flota-

ción limpiadora (cleener), donde se obtuvo el concentrado final de la flotación.

Las segundas o colas de las celdas limpiadoras son nuevamente tratadas en la primera celda, donde

a su vez, las colas resultantes son finalmente reflotadas en las dos últimas celdas de que consta el

circuito de la Planta. En estas celdas de flotación finales, se obtienen dos productos: un concentrado

sucio que regrese al circuito para su limpiado respectivo y unas colas o relaves finales que se tratan en

una mesa concentradora que actúa únicamente como "mesa-testigo" para controlar la buena marcha

de la planta.

Cuadro de Beneficio

Recuperación: Sb: 82.11% Rel. de Conc.: 4 a 1

Pb: 25.47%

Acido sulfúrico comercial 1,000 gramos por T.M.

Bicromato de potasio 100 gramos por T.M.

Xantato de amylo 300 gramos por T.M.

Aceite pino 150 gramos por T.M.

CLASE DE

MATERIAL

PESO

EN

KILOS

LEY %

SB

N° DE

SACOS

KILOS

SB

% SB

DE

TOTAL

LEY %

PB

KGS.

PB

% PB

DEL

TOTAL

Peso bruto 4,856.0 95

Peso neto 4,761.0 58.12 862.69 100.00 0.31 14.76 100.00

Concentrados 1,214.4 58.33 29 708.36 82.11 0.31 3.76 25.47

Colas 3,546.6 4.35 154.33 17.89 0.31 11.00 74.53

Cáb. Calc. 4,761.0 18.12 862.69 100.00 0.31 14.76 100.00


Planta de Beneficio Denver

Tratamiento de un mineral de Molibdeno

Informe N°431

Solicitud N°89 de la Srta. Luz Aurora Gonzáles

Procedencia del mineral: Cajatambo, Lima

Sistema de Beneficio empleado : flotación

Detalles del procedimiento:

El mineral fue molido en el molino de bolas en circuito cerrado con el clasificador, a malla 65.

Densidad aproximada de la pulpa:0.47 a 1, y en el rebalse del clasificador: 4 a 1.

La descarga del clasificador paso a la primera celda (Rougher) donde se obtuvo un producto de

primera concentración. Seguidamente se trató de un concentrado sucia en una segunda celda de

flotación limpiadora (cleaner) donde se obtuvo el concentrador final de flotación.

Las segundas o colas de la celda limpiadora son nuevamente tratadas en la primera celda, donde a su

vez, las colas resultantes son finalmente reflotadas en las dos últimas celdas que consta el circuito de la

planta. En estas celdas de flotación finales se obtienen dos productos; un concentrado sucia que se

regresa al circuito para su limpieza respectiva y unas colas de relaves finales que se tratan en una mesa

concentradora que actúa únicamente como "mesa testigo" para controlar la buena marcha de la planta.

Cuadro de Beneficio

CLASE DE MATERIAL

PESO EN KILOS

N° DE SACOS

Ley MoS2

% Kilos MoS2

% MoS2

del total Ley Cu %

Ley % de Cu del total

Peso bruto 18.890.0 204

Peso neto 18.686.0 27.06 505.66 100.00 0.46 100.00

Concentrados 5.500.0 67 89.78 493.79 97.65 0.07 4.56

Colas 13.186.0 0.90 11.87 2.35 0.62 95.44

Cáb. Calc. 18.686.0 27.06 505.66 100.00 0.46 100.00

Relación de concentrado : 3.4 a 1

Recuperación : MOS2 : 97.65%

Cu : 4.56%


Reactivos y materiales empleados:

Cal : 2 Kg. por T.M.

Cianuro de sodio : 1Kg. por T.M.

Kerosene : 200 gr por T.M.

Aceite de pino : 150 gr por T.M.

Planta de Beneficio

Tratamiento De Un Mineral Tungsteno

Procedencia del mineral : Pallasca, Ancash.

Informe N°493 - Solicitante : W.R. Grace & Cía.

Flotación seguida de mesa Wifley

El mineral fue molido en el molino de bolas en circuito cerrado con clasificador, intercalando entre

ellos la celda única, moliendo a malla 28. La flotación se inició en el circuito molino celda única,

pasando la descarga de éste al acondicionador, luego a 4 celdas de flotación, obteniéndose 3 como

primarias y una para repasar las espumas. La descarga de las celdas con el tungsteno depresionado

pasa a la mesa donde se encuentra el tungsteno grueso, limpio de impurezas, pasanda las lamas al

espesador y de ahí al filtro, donde se obtiene un producto final de lamas de tungsteno.

Cuadro de Beneficio

Reactivos

Acido sulfúrico comercial 1,500 gramos

Quebracho 200 gramos

Xantato de Amylo 200 gramos

Aceite pino 200 gramos

WO3

97.56%

Extracciones :

S 7.98%

Leyes Kilos Extracción CLASE DE MATERIAL

PESO EN KILOS WO3 S WO3 S WO3 S

Peso bruto 1,42

Peso neto 14.09.2 57.80 5.10 814.52 71.87 100.00 100.00

Concentrado

de masa

320.0 70.20 0.08 224.64 0.26 27.46 0.42

Acondicionador 356.0 68.80 0.36 244.93 1.28 29.94 0.02

Lamas filtro 530.0 62.00 0.66 328.60 3.00 40.16 5.54

Piritoso 207.7 27.97 19.94 58.09 2.44 92.02

1,413.7 818.11 63.13 100.00 100.00


Informe sobre Tratamiento de

Precipitados de Cianuración

Se recibió un paquete conteniendo precipitados de cianuración de oro, con un peso neto de 1,260

Kgs.

Analizando el precipitado dio el siguiente resultado:

Contenido en oro fino 19.40 gramos

Contenido en plata fina 8.06 gramos

Como el contenido de zinc era bastante elevado se procedió a una lixiviación del precipitado en un

solución de ácido sulfúrico al 50%, empleando 1,500 gramos de ácido sulfúrico comercial 66° Be,

después de algunas horas, previa documentación, filtración y lavado, se obtuvo un residuo que después

de secado acusó un peso de 371.00 gramos.

Este residuo analizado dio el siguiente resultado:

Contenido en oro fino 19.25 gramos

Contenido en plata fina 7.94 gramos

Au 0.15 gramos - 0.77%

Pérdidas

Ag 0.12 gramos - 0.62%

Oro Au 1.54%

Plata Ag 0.64%

Cobre Cu 4.35%

Zinc Zn 60.76%

Plomo Pb 0.84

Oro Au 5.19%

Plata Ag 2.14%

Zinc Zn 2.78%

Cobre Cu 13.56%

Plomo Pb 2.82%


Este residuo se fundió en un crisol de grafito empleando el siguiente lecho de fusión:

Se obtuvo una barra de oro con un peso de 29.25 gramos cuyo análisis dio el siguiente resultado

Con un concentrado de oro fino de 19.24 gramos

Contenido en planta fina 7.94 gramos

Recuperación del oro 99.17 %

Recuperación de la planta 98.01 %

Oro Au 65.80%

Plata Ag 27.00%

Zinc Zn 1.58%

Plomo Pb 2.70%

Cobre Cu 0.51%

Carbonato de sodio 500 gramos

Arena 100 gramos

Bórax 200 gramos

Nitro 50 gramos


Estudio Comparativo de dos Métodos de

Análisis de Acido Túngstico

Método de la Cinconina usado en el Laboratorio para la determinación del Tungsteno

Procedimiento

La muestra se ataca a baja temperatura con 2 cc. de H2O y 100 c de HCl concentrado, se evapora,

se le agrega 40 cc. nuevamente de HCl concentrado y 20 cc de HNO3. Se hierve casi a sequedad. Se

le agrega 200 cc de H2O y 8 cc de solución clorhídrica de cinconina y se hierve. Se filtra a través de

un filtro fino y después de lavarse al precipitado, la solución se elimina. El precipitado se trata con

amoníaco y se pasa a un vaso. Se trata de disolver el precipitado amarillo y una vez conseguido esto,

se elimina el amoníaco; se aumenta el volumen con H2O y nuevamente se le agrega 8 cc de solución de

cinconica, que después de una agitación seguida de reposo precipitará el ácido tungstico. Enseguida se

calcina y pesa.

Método volumétrico para la determinación del tungsteno en tierras y concentrados

Procedimiento

En una cápsula de porcelana o de platino se ataca la muestra con mezcla de carbonatos de sodio y

potasio. Se disuelve el fundido con una mínima cantidad de agua caliente y se filtra a través de un filtro

fino. Se acidifica con ácido sulfúrico y se calienta a 80 a 90° temperatura con la cual debe pasar a

través del reductor Jones en tal cantidad que solamente la solución coloida parda a café salga pasando

a través de el . Después se lava la columna con solución sulfúrica 3/N y con H2

O. Se titula la solución

a 50 a 60° inmediatamente con permanganato de potasio N/10 a coloración rosada.

El porcentaje de WO3

puede ser calculada de la siguiente ecuación.

Observaciones a este método

La materia orgánica deber ser removida y esto se consigue usando el nitrato de potasio.

La fusión con carbonatos de K y Na es muy buena para Schelita y Wolframita. Después de disuelto

el fundido, el Fe, Ca , Mg y Mn son filtrantes y el Cu y Sn será precipitados en el reductor.

Para trabajos de precisión los centímetros de Permanganato usados para cada titulación deberán

ser cerca de 50 cc. Si WO3

contenido es muy alto diluir el filtrado en dos partes empleando la

acidificación, reducción y titulación para cada porción separadamente.

34 WO100% x

100

KMnO del Normalidad x

2

232 x

muestra la de peso

gastados cc


Conclusiones:

1° El método de la cinconina es evidentemente mucho más exacto que el volumétrico, pero tiene

el inconveniente de ser más largo y costoso.

2° El método volumétrico tiene una duración de 4 horas y sirve para porcentajes de 50 a 60 %

siendo su error de cerca de 0.5% en comparación con las determinaciones gravimétricas.

En nuestro laboratorio hemos podido constatar estos métodos, usando el de cinconina cuando se

trata de comunes y el volumétrico como control de las plantas.


Tratamiento de Minerales por Separaciónde Líquidos Densos: Zink And Float

Informe N°295 - Solicitante: Sociedad Minera Suizo-Peruana.

El empleo, cada vez más creciente del método de separación por líquidos densos, tanto en los

casos de minerales simples como complejos, nos indujo a hacer una prueba experimental de enrique-

cimiento de un mineral complejo, para poder deducir el mejor empleo de este proceso en sustitución

del pallaqueo o escogido a mano que se realiza en nuestras minas. Para este fin debe tenerse en

consideración estos requisitos:

1. La distribución del mineral en la ganga.

2. La regulación de la densidad del medio separador.

3. Operación simple y bajo costo del tratamiento.

Las pruebas se hicieron sobre un lote de mineral ácido enviado a este Departamento por una

importante empresa minera del país.

El análisis químico efectuado sobre el común nos dio el siguiente resultado:

Del examen mineragráfico, mineralógico, análisis pirognósticos y químicos podemos dar una com-

posición probable, como la siguiente:

SiO2 21.80% CaO 0.80%

Fe 30.03% As 0.10%

S 36.18% Sb 0.28

Pb 5.55% Cu razas

Zn 3.31% Au 13 gramos por T.M

Al2 2.50% Ag 0.250 kilo por T.M

Pirita FeS2 64.50 %

Galena PbS 6.33 %

Blenda ZnS 4.92 %

Compuestos de plata arsenicales y antimoniales

As2S3 0.55 %

Insolubles, arcillas y ganga Sb2S3 25.10 %


Tendremos en cuenta las diferentes densidades de los componentes, cuyas gravedades específicas

son las siguientes:

Habiendo dado el análisis de malla:

Además habían tres trozos hasta de 2 1/2".

Si examinamos estos guarismos veremos que de un lado tenemos densidades superiores de 4.1 y

del otro, sólo alcanzan a 2,6 como máximo y que su proporción en peso es de 75% a 25%, lo que nos

va a dar la relación de enriquecimiento si mantenemos una densidad de pulpa en el líquido de 3.3.

Ahora bien el 25% que tiene densidad 2.6 ó menos, sobrenada y el 75% va al fondo.

Las pruebas se hicieron:

1. Sobre el mineral en el estado en que vino, o sea en trozos retenidos sobre más malla 10.87%

y menos malla 10.8% y menos malla 100,5%.

2. Con lo retenido en la malla 10.

3. Con lo retenido en la malla 100.

Efectuándose éstas en una campana de vidrio de 10 litros de capacidad, usándose para la agitación

de la masa un agitador de alta velocidad. Empleóse malla de 200 en forma de espumadera, para

separar las lamas de las partículas grandes y poder separar el medio por lavado.

El medio usado fue galena pura, previamente separada en mesa Wilfley y molido a malla 200.

Primera Prueba Tal como vino el mineral

Galena 7.6 Proustita 5.57

Pirita 5.1 Cuarzo 2.33

Blenda 4 a 4.5 Arcillas 2.63

Pirargarita 5.80

Más malla 10 87%

Menos malla 10 8%

Menos malla 100 5%

ORO POR T.M. PLATA LEY POR T.M. CLASE DE MINERAL

PESO POR c/100 DE MINERAL GRAMOS

% LEY DEL CONTENIDO

GRAMOS % LEY DEL CONTENIDO

Cabeza de

prueba 100.00 13.50 100.00 0.250 100.00

Concentrado 64.00 20.40 90.00 0.400 89.00

Colas 36.00 4.00 10.00 0.090 11.00

Cab.

calculadas 100.00 14.00 100.00 0.289 100.00


Relación de concentración de 1.68 a 1.

Au 90%

Extracción

Ag 89%

Como puede verse se tiene un concentrado de 20.4 gramos de Au y 0.400 kilos de plata que

pueden ir directamente a la fundición y las colas de tratamiento, con 4 gramos de oro y 0.090 kilos a un

enriquecimiento por flotación.

Segunda PruebaSe hizo tomando otros cinco kilos que previamente se pasaron por malla 10, haciendo la prueba

sobre lo que daba sobre dicha malla.

Relación de concentración: 1.92 a 1

Oro 84.00%

Extracción

Plata 70.00%

En este caso tanto el producto de la malla 10 y las colas de tratamiento pueden juntarse y hacerse

la separación por flotación.

Conclusiones:

1. La primera prueba es la que dio mejor resultado, o sea con el mineral tal como sale de la mina.

Que está probado que se puede usar para la selección de minerales, sustituyendo al pallaqueo o

enriquecimiento del mineral a mano y que las colas pueden ser tratadas por flotación u otro medio de

concentración.

ORO POR T.M. PLATA LEY POR T.M. CLASE DE MINERAL

PESO POR c/100 DE MINERAL GRAMOS

% LEY DEL CONTENIDO

GRAMOS % LEY DEL CONTENIDO

Clase de Mineral

100.00 13.50 100.00 0.250 100.00

Concentrado 54.00 22.00 84.00 0.340 70.00

Producto malla 10

8.00 12.00 3.00 0.500 16.00

Colas 38.00 5.60 13.00 0.090 14.00

Cab. calculadas

100.00 14.20 100.00 0.261 100.00


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Fierro – H

ierro – Acero – C

obre – Alum

inio


EL ORIGEN DEL ACERO

En realidad los pueblos que lo originaron desconocían como tal este producto pues, sólo lo obte-

nían casualmente en determinados yacimientos de fierro que tenían pequeñas concentraciones de otros

elementos. Con el acero se ha hecho la historia y las más grandes culturas poseían el arte de su

manufactura. El origen del hierro está en un territorio que va desde el mar Caspio hasta la India.

Diferentes culturas se formaron en este inmenso territorio; el punto de irradiación central es hoy día

Irán, en el territorio desde el Sur del Cáucaso hasta la India fueron ocupados por los indoeuropeos o

aryos. Fueron hombres aventureros ya que se expandieron llevando la cultura del acero por el Oeste

hasta los pueblos del Báltico y las penínsulas mediterráneas: España, Italia y Grecia y por el Este hasta

la India; sin embargo por fotografías que se pueden ver en las enciclopedias Europeas puedo pinar que

llegaron hasta el Japón, pues a comienzo del siglo XX estaban extinguiendo una raza perfectamente del

Sur del Cáucaso al Norte de las islas del Japón; posiblemente degeneraron intelectualmente, pues los

Japoneses exterminaron a su clase dirigente. Esto está corroborado ya que en China y Japón se produje-

ron procedimientos para fabricar aceros, como se explica en este texto antes que los mismos europeos.

Los griegos han sido maestros en el pensamiento abstracto, y sabiamente proveyeron dentro de su

mitología que la humanidad había tenido Cuatro Edades representada por estatuas: 1.- Edad de oro, La

representaban por una estatua, doncella desnuda descansando bajo un árbol de olivo que representaba la

paz; 2.- Edad de Plata, también personificada por una doncella, no les satisfizo a pesar que tenía en sus

manos espigas alimenticias; 3.- Edad de Bronce, es una matrona vestida lujosamente para esconder su

edad; y 4.- Edad de Hierro, les satisfizo, está representada por una mujer armada de todas las armas y en

su escudo grabado una serpiente, con cara humana, y una sirena, como emblemas del vicio y del fraude.

Efectivamente desde esa época el hierro se impuso. La impusieron los helenos, sobre las armas de

bronce de los antiguos pueblos griegos y los romanos con su gladius hispanos (corta espada española),

establecieron su Imperio. La Edad Media se inicia con la imposición de la corona de hierro de los lombardos

en el 800, que habían avasallado a los pueblos itálicos, 400 años antes, vinieron con armas mejoradas de los

alrededores del Báltico, y por último los muros de los castillos medievales de los señores feudales impuestos

por Carlo Magno a partir del 800 son destruidos por los cañones de hierro; la verdadera Edad Moderna

se inicia con la cuchilla de acero de la guillotina. El resto de la historia que sigue es bien conocida.

De la mitología helena todos pueden llegar a diferentes conclusiones, pero todos unánimemente

todos, llegaremos a una conclusión: Con el hierro se puede tener todo.

La más grande cultura fue la Mediterránea – Báltica, florecieron primero los helenos que llegaron a

la península de Grecia y después a Italia y España. La más grande cultura intelectual de pensamientos

abstractos fue la mestiza ateniense y la más guerrera fue la que mantuvo la pureza de su sangre


Indoeuropea, los espartanos, que al llegar a Grecia buscaron un lugar para asentarse y lo hicieron en

aquel que tenía un yacimiento mineral de hierro de buena calidad en el Sur de Grecia; a este pueblo no

le interesaba la labor intelectual, sino la guerra y hasta ahora son considerados los mejores guerreros

que han existido y es el ejemplo para todos los ejércitos que les han sucedido.

LA REVOLUCION INDUSTRIAL

La más trascendental era humana tuvo una duración breve: no más de 130 años. Se inicia a fines del

siglo XVIII y tempranamente termina en los comienzos del XX; se la debemos principalmente a 3

sustancias: al hierro y sus numerosas variedades, en función de sus “impurezas” o formas de trabajarlo;

el cobre y el aluminio. Igualmente a miles de intelectuales: Técnicos, Empíricos, Ingenieros y Científi-

cos. También la Revolución Industrial es el inicio de las mayores tragedias humanas y la generación de

ideologías que alimentaron a las anteriores; se prolongaron en el siglo XX y las estamos viviendo en los 3

primeros años del XXI. Sin las 5 sustancias que se mencionan y los hombres que les dieron vida no se

hubieran abaratado la producción de los bienes; pudo hacerse eficiente los transportes terrestres, maríti-

mos, aéreos, escuchar transmisiones auditivas y visuales y el hombre no usaría el espacio sideral. ¿Somos

más felices ahora con los logros conseguidos en la Revolución Industrial? Difícil contestar, pues la opulen-

cia del hombre que hace actividad mercantil de éstos es insolente con sus congéneres débiles.

Los hombres que han desarrollado La Revolución Industrial fueron: Matemáticos, Físicos, Quími-

cos e Ingenieros, o bien muchos no sabían interrelacionar los aspectos teóricos de dichas disciplinas; o

no las conocían, pero tenían sabiduría debido a la experiencia o experimentaciones empíricas que no

tienen orígenes universitarios.

Las sustancias que representaban a la Revolución Industrial y que hasta ahora son necesarias e

insustituibles para la elaboración de bienes ó para que los mismos traducidos en máquinas por ejemplo,

las sustancias sintéticas, plásticos, etc. sean construidos con dichos metales. Son 5 para efectos de

divulgación, 3 sustancias son similares fierro, hierro y acero; cobre y aluminio, las 5 son diferentes

atómicamente, macro y granularmente lo mismo que sus destinos funcionales.

El fierro y el cobre en múltiples formas se utilizan desde hace miles de años; la enciclopedia de

Ullmann sitúa la producción de hierro en el sexto milenio anterior a la Era cristiana; el cobre es tan

antiguo como el fierro, como sabemos existe una Era del bronce ¿cuál de los primeros utilizó el hom-

bre?. Posiblemente el cobre, pues se encuentra al “estado nativo” (no combinado como el fierro al que

hay que obtenerlo por proceso químico). Pero sin la electricidad, producto de la R.I. tampoco podría

usarse el aluminio y el cobre.

El hombre desconocía el acero por miles de años, pero lo usaba, ya que de manera casual explotaba

yacimientos que tenían otros metales con “impurezas” en pequeñísimas cantidades y que al fabricar utensilios

como armas le daban las características del acero. Lo mismo pasó con el cobre y el aluminio. Pero para

producirlos con cualidades especiales y masivamente tuvo que llegar la ciencia con la Revolución Industrial.

En la segunda mitad del siglo XIX se encuentra el procedimiento electrotérmico para producir el

aluminio, y comienza a utilizárselo.

Producido el fierro en múltiples variedades, el cobre mejorado electroquímicamente y el aluminio

(también obtenido por dicha energía) se genera el transporte terrestre marítimo y aéreo en forma

económica para las mercancías y las comunicaciones.


A lo largo de los siglos XVIII, XIX y XX se han ido agregando otros metales y no metales que

aleados ó combinados con el hierro en pequeñas concentraciones han generado bienes de alta calidad,

así como al cobre y aluminio. Los metales utilizados en pequeñas concentraciones, son sustituibles por

otros elementos aleantes.

Aquellos países que no sólo han dominado los yacimientos minerales, sean inorgánicos ó de origen

orgánico, y los minerales industriales y simultáneamente las manufacturas a que dan lugar se han con-

vertido en potencias; aunque necesariamente sus territorios no los contengan.

Elegiré a aquellos hombres que creo representan la generación de la Revolución Industrial.

Lavoisier Thomas

Volta Heroult

Galváni Hall

Faraday Marconi

Bessemer Gibbs

Siémens Haber

Martin Moser

Algunos de ellos se los conoce desde la escuela primaria, a otros se los desconoce hasta en las

Universidades y por último algunos no merecen una línea ni en las enciclopedias universales.

1. LAVOISIER 1743n 1794m.Reformó y destruyó las aberrantes teorías sobre la cuantificación de las combinaciones de los

elementos, transformando en ciencia la química en base de la combustión..

2. VOLTA 1745 n – 1827 m y 3. GALVÁNI 1737 n – 1798 mPor éstos físicos existen los principios elementales de las electricidades estática y continúa. Ambos

polemizaron sobre la curiosa experiencia del movimiento de los músculos de una rana debido a la electri-

cidad. Aunque estuvieron equivocados ellos fueron los iniciadores de la física y la química de la electrici-

dad.

4. FARADAY 1791n 1867mA través de sus leyes cuantificó el fluido eléctrico, haciendo por ejemplo que posteriormente el

cobre con la pureza adecuada se utilice en la conducción económica de la electricidad.

5. BESSEMER HENRY 1815n–1898m Es el hombre que posiblemente tuvo mayor incidencia en la Revolución Industrial, pues inventó un

método sencillo, pero que permitía masivamente depurar el hierro de los altos hornos “pig iron” (hierro

cochino, hierro de fundición o arrabio) en forma económica sin utilizar mucha mano de obra.

Con su método era posible aumentar la cinética de la oxidación de las impurezas del hierro que

salían de los altos hornos, aunque por concentración de masa era incontrolable al final del proceso,

pues tenía gran cantidad de fierro oxidado; sin embargo, resolvió el problema con los mismos

recarburantes y aleantes que se agregaban al hierro líquido.

Fue uno de los pocos inventores gigantes de la R.I. que recibió honores.

Con él, la Revolución Industrial catalizó positivamente la multiplicación de bienes a partir de su

descubrimiento en 1855, (su método fue similar al de los chinos inventado en al segunda centuria de la


EC y al método posterior pero previo al Bessemer denominado Mobuki en el Japón). Sigue vigente el

método Bessemer con ligeras variantes.

6. SIEMENS GUILLERMO 1823n – 1883m y 7. MARTÍN 1823 - 1915Sus ideas de termorecuperación y producción de acero con diferentes materiales férreos tuvo gran

influencia.

Este procedimiento, es complementario, importante en la producción de hierro, pues existiendo el

Bessemer, la Revolución Industrial hubiera continuado sin apremios ni desmedros.

8. THOMASPosteriormente el químico Thomas, salva a Francia, después de la guerra de 1870 perdería sus

yacimientos de hierro ya que Alemania los tomó; pero casi inmediatamente dió la solución para traba-

jar cualquier tipo de mineral (Ver “Metalurgia General de 1953 ó la de 1991 del autor de este libro).

9. HEROULTA mediados de la segunda centuria del XIX encuentra el método económico electrotérmino para la

obtención del aluminio a partir de su única especie mineral comercial: La bauxita; (los Soviéticos ex-

presaron haber obtenido el aluminio de las sienitas nefelinícas de Siberia), pero no se ha oído más

sobre esta experiencia; hay que tomar en cuenta que el aluminio es el metal más abundante que existe

en la naturaleza. El aluminio descubierto por Wöhler en 1827 sólo puede utilizarse en la industria con el

método de Heroult. El Perú carece hasta ahora de yacimientos de bauxita.

10. HALLCoetáneamente en Norte Americano utilizando un método similar al de Heroult, lo produce también.

11. GIBBS(Willard) 1839n 1903mUn hombre de ciencia que domina todas las disciplinas; creó una ciencia exacta de los sistemas de

sustancias en equilibrio: la físico–químico; GIBBS es comparable a NEWTON y EINSTEN.

12. MARCONI 1875n – 1937mHaciendo pruebas con las ondas electromagnéticas de Hertz transmite inalámbricamente desde

Europa a América en forma criptada un mensaje; iniciándose con esta trascedental experiencia una

sucesión de descubrimientos para las comunicaciones a distancia, cifradas al comienzo; después habladas,

visuales y espaciales.

13. HABER FRITZ 1868n 1934mNotable ingeniero que dirigiera institutos en Alemania; igualmente dirigió el equipo de científicos encar-

gados por el Imperio Alemán para conseguir el mayor logro de su vida científica previo a la 1ra. Guerra

Mundial para que Alemania mantuviera la productividad de sus tierras y la de sus aliados para no depen-

der del salitre Chileno. Alejandro Moser, mi profesor en ingeniería química forma parte de dicho equipo.

14. MOSER BLESING ALEJANDRO 1888n – 1956mNació en Rusia y se educó en Universidades Alemanes, posiblemente fue descendiente de los

alemanes ingenieros y técnicos que llevara Pedro El Grande para occidentalizar industrialmente a Ru-

sia. Profesor de San Marcos; de la enciclopedia Espasa Calpe 1925, volumen 27 pág. 443, en “Haber

Fritz” en el último acápite dice “Además se refiere a que Haber, colaboró con A. Moser en la obra Die

Elektrolitisch en Processe der organischen Chemie (Halle, 1910)”. Esta última aserción se hace en la

misma escena europea a sólo 10 años del hecho que se expone; intentó crear en la Universidad de San

Marcos una “Escuela” de Ingeniería Química, apropiada para un País emergente.


SUSTANCIAS IMPORTANTES PARA LAREVOLUCIÓN INDUSTRIAL

Otras sustancias tuvieron importancia decisiva para que sedesarrollará la Revolución Industrial

FertilizantesPor primera vez en la historia ocurrió un hecho notable: La población humana que había permane-

cido prácticamente estacionaria durante miles de años, debido a carestías, guerras y pestes comenzó a

crecer a partir de fines del siglo XVII; científicos como Liebig descubrieron abonos artificiales, e

interpretaron el mecanismo biológico de las tierras de cultivo, que en algo atenuaron las hambrunas

europeas. Desde tiempos prehistóricos se uso los abonos naturales como el estiércol y ciertas tierras

no metálicas como la cal, fosfatos, etc. pero no eran suficientes para sustentar la explosión demográfi-

co-industrial en siglo XIX, ni hacer fuertes los tallos fisiológicamente desarrollados; tardíamente los

europeos tuvieron el guano peruano de la costa y sus islas, contenía nutrientes ideales. Ni estaban

mecanizadas las producciones agrícolas. Posteriormente el Perú y Bolivia prestaron invalorable valor a

la Revolución Industrial con la producción de salitre, pero no era uniforme los embarques por el des-

orden de sus gobiernos; Europa lo soluciona con la guerra del Pacífico.

Previo a la guerra se logra producir abonos sintéticos, pues estaba Alemania y sus aliados cercados

por la Marina Británica; “sencillamente” Moser y Haber combinan el hidrógeno y el nitrógeno atmos-

férico previamente a la Primera Guerra Mundial. De la patente Alemana se aprovecharían los victorio-

sos en 1918, derrumbando la prosperidad de Chile y produciendo no sólo una gran variedad de

fertilizantes artificiales sino otras colosales industrias derivadas.

EVOLUCIÓN DEMOGRAFICO EUROPEA

País 1800 1910

Alemania 23.0 60

Bélgica 3.0 5

Dinamarca 1.0 2.8

España 12.0 (1849) 20

Finlandia 1.1 1.8

Francia 28.2 41

Holanda 2.2 (1851) 6

Inglaterra 10.7 (1851) 38

Irlanda 5.3 (1851) 4.7

Italia 18.1 32

Noruega 0.9 (1855) 2.5

Portugal 3.1 5.8

Suecia 2.3 5.7

Suiza 1.8 3.5


El Perú había entregado un producto, con el que únicamente con este podría subsistir el ser huma-

no: la papa, producto de los genetistas de culturas milenarias antes de los Incas, que transformaron un

fruto venenoso que contiene hidratos de carbonos, nutrientes esenciales para el rudo trabajo manual

durante la Revolución Industrial. Al final Europa tuvo pueblos que solo subsistían con la papa y en el

caso de Irlanda simultáneamente con la avena. A mediados del siglo la sequía redujo la población

europea a la mitad, lo mismo que en otros países como el norte de Italia, que se vieron obligados a

morir o a emigrar a norte América y a muchos países latinoamericanos. El milenario trigo euroasiático

no era suficiente.

WILLARD GIBBS

EN EL CENTENARIO DE SU MUERTE

Se ha considerado que es el único norteamericano que debe figurar dentro de los representantes de

la época más extraordinaria que ha tenido la Historia Universal: La Revolución Industrial, dentro de ella

Gibbs a su vez es el más grande talento especulativo de carácter teórico que ha tenido y el que era el

más versátil, pues dominó y produjo conocimiento de todas las disciplinas científicas, él no pensaba

aplicar los mismos, pues los exponía y que otros se aprovecharan de su ciencia. No tiene monumentos

ni recuerdos en las Universidades, exceptuando por muchos años una modesta placa en la Universidad

de Yale obsequiado por el físico – químico Nernst, alemán; los científicos alemanes fueron los que más

aprovecharon de los conocimientos teóricos de Gibbs, desde la fabricación de aleaciones de sus

máquinas hasta los que aparentemente no tienen nada que ver con ellas: En la termodinámica desde la

trituración de los minerales hasta la obtención de metales y fabricación de aleaciones, la fatiga de los

metales en las partes móviles de los aparatos, en la físico-química de superficie del más importante y

universal proceso de minerales.

Perteneció como se ha dicho a la cultura milenaria mediterránea – báltica, pues fue hijo tanto por parte

de padre y de madre de una larga lista de ascendientes científicos que trabajaron en la Universidad de

Oxford, Inglaterra y a quienes se les había conferido títulos de nobleza pero como tiene que ser

biológicamente, fue el último vástago que agotó el talento de sus ascendientes, raquítico físicamente sólo

su cerebro funcionaba, no se casaría, posiblemente se dio cuenta que no debía biológicamente hacerlo,

no hubo más Gibbs. El único afecto familiar era su hermana al pasearla en carruaje por los campos. Tenía

simultáneamente grandeza intelectual y oscuridad en la vida social de Estados Unidos de Norte América.

Dedicó el íntegro de su vida a la Universidad de Yale encargada de preparar a los dirigentes políti-

cos, en este fin era similar Oxford en Inglaterra en donde expuso sus ideas. La característica de ambas

universidades era que la ciencia se la consideraba como una curiosidad y un juego, propio de ociosos

antes de que la ciencia llegara a ser una parte esencial del sistema social. Muchos le precedieron, por

ejemplo Leonardo da Vinci al estudiar la fatiga de los metales, Gibbs observó este caso desde el

aspecto teórico. Curiosamente fueron los biólogos en percibir que los conocimientos de Gibbs permi-

tirían interpretar las complejas reacciones en las células vivas y los primeros en apreciar su valor.

Para que se vea la versatilidad de los conocimientos de Gibbs, incursionó y enunció principios:

1. La regla de las fases, que permite determinar los grados de libertad de un sistema físico –

químico en función del número de componentes del sistema y del número de fases.

2. Redefinió la energía libre o energía de Gibbs termodinámico que predice el fenómeno cuando

dos sustancias entran en contacto (la posibilidad de generar una reacción química y su cinética).

3. En la física matemática de la termodinámica de fluidos.


4. Enunció hechos fundamentales de los equilibrios de sustancias heterogéneas.

5. En la mecánica estadística, importante para la moderna mecánica cuántica.

6. En álgebra múltiple, ordinaria y doble.

7. En el método vectorial aplicado en el diseño de maquinaria eléctrica.

8. Hizo de la matemática en idioma para la interpretación de la naturaleza.

9. Incorporó conocimiento de termodinámica para interpretar: a) Beneficio de minerales, b) Con-

centración de minerales, en fundición de minerales y en general en la metalurgia extractiva.

10. Sus principios son fundamentales en la Metalurgia Física, especialmente para la producción de

aleaciones.

11. Etc.

Jamás pensó incursionar en el campo de los negocios o empresarial, pero las empresas son los que

más han aprovechado sus conocimientos. Nunca recibió un beneficio de ellas. La industria de la guerra

tampoco lo recuerda. Einstein tiene una magnífica estatua en la ciudad de Washington Capital, en un

hermoso parque. Gibbs no tiene recuerdo nominado, salvo se ven utensilios, máquinas, aviones, etc.,

que se construyeron basándose en sus principios que se exhiben en la avenida de los grandes museos,

especialmente en los de Ciencias y Tecnología, pero nunca sugirió para que las juventudes en base a su

ciencia se mataran. Recién los diccionarios y enciclopedias lo mencionan; aún son estudiados sus

aparentes e inexplicables teorías, y que curiosamente tienen aplicación industrial

Lima, 06 de noviembre de 2003

Guillermo Tantalean Vanini


Carátula Facsimil

Nota: Con ésta traducción el autor del presente texto comenzaría por breve tiempo La MetalurgiaFísica por primera vez en la universidad peruana; previamente sustentó un trabajo a la primera Con-vención Peruana de Ingenieros Químicos en 1955 en el Campo de la Universidad Nacional de Inge-niería; el trabajo se aprobó como "Voto" (pags. 96, 97 y 98) de las Actas y Trabajos de la I Conven-ción, Imprenta Salas e hijos S.A.


INTRODUCCIÓN

Los diagramas de equilibrio explican las relaciones existentes entre las fases en los metales y alea-ciones. Él capitulo 4 mostró que los átomos pueden combinarse para formar una fase gaseosa, una faselíquida o una fase sólida y es evidente que las propiedades de estas fases influencian acentuadamenteen las propiedades de una aleación dada. Sin embargo el comportamiento de una aleación dependetambién de la manera en que se encuentran relacionadas éstas fases. Una aleación compuesta de dosfases sólidas por ejemplo puede tener una variedad de propiedades, dependiendo de la estructura queformen esas dos fases, dos ejemplos de utilidad comercial basados en los cambios estructurales ayu-darán a ilustrar este punto.

Contrariamente a la creencia popular, el acero es útil no sólo porque es duro sino porque también essuave. Numerosas sustancias son tan duras y más que el acero, pero presentan problemas para suadaptación en las operaciones manufactureras para darle forma. En el caso del acero sucede lo si-guiente: bajo cierta condición y a la temperatura ambiente el acero es una mezcla de cristales de ferritay cementita, esta aleación es suficientemente suave para poder ser trabajado con las máquinas usualesy a su vez presenta la ductilidad suficiente para efectuar por doblamiento o conformación mecánicadefinitiva. Sin embargo después de estas operaciones de adaptación el acero puede ser transformadoen una sustancia extremadamente dura por medio de un cambio en las fases. Estos cambios envuelvenuna tercera fase sólida, producida por calentamiento y su descomposición mas tarde por un enfria-miento. El diagrama hierro – carbón estudiado en el presente capítulo es la base del tratamiento térmi-co para suavizar y endurecer aceros. Se mostrará también que dicho diagrama tiene otros usos.

Las aleaciones de cobre-berilio son un ejemplo de los cambios en la estructura cristalina que afec-tan radicalmente las propiedades metálicas. Como los aceros las aleaciones básicas de cobre contie-nen aproximadamente 2 % de berilio, siendo suaves y dúctiles en algunas condiciones (cuando seencuentran las fases alfa y gama por ejemplo). Después de las operaciones de adaptación, la aleaciónpuede ser endurecida por cambio de fases. En este caso el cambio consiste en disolver la fase gammapor calentamiento y después precipitarla pero en forma finamente dividida. (Los términos alfa y gammason explicados en este capitulo). Estas aleaciones y las precipitaciones de enfriamiento serán estudia-das en los capítulos siguientes; los principios simples expresados reposan en el uso de los diagramas deequilibrio.

Los cambios de fases al estado sólido son de fundamental importancia en metalurgia física, comomostraron los ejemplos y las reacciones líquida, sólido como aquellas que ocurren en la solidificación


de las piezas de fundición son también importantes. Es conveniente por eso usar las reacciones líquido-sólido como ejemplos en los diagramas de equilibrio y entonces mostrar la analogía en las reaccionessólido-sólido. Algunas veces las fases gas o vapor deben ser consideradas en las reacciones metálicas,pero es inconveniente representar las condiciones de equilibrio implicando la fase vapor en los diagra-mas de equilibrio ordinarios de componentes (dos metales).

FIGURA 5 - 1

FIGURA 5 - 2


FIGURA 5 - 3

FIGURA 5 - 4


FIGURA 5 - 5

FIGURA 5 - 6

Liquid(50% Ni50% Cu)

Nuclei (67% NI, 33% Cu)formed in liquid

(about 50% Ni, 50% Cu)

Dendrites (68% Ni, 40% Cu)growing into liquid(43 % Ni, 57% Cu)

Three grains of solideboy (50% Ni, 50% Cu)

Freezingrange

2400° F(1316° C)

Time

2280° F(1249° C)Te

mp

erat

ure

0


FIGURA 5 - 7

FIGURA 5 - 8


FIGURA 5 - 9

FIGURA 5 - 10


FIGURA 5 - 11

FIGURA 5 - 12


FIGURA 5 - 13

FIGURA 5 - 14


FIGURA 5 - 15

FIGURA 5 - 16


FIGURA 5 - 17

FIGURA 5 - 18


FIGURA 5 - 20

FIGURA 5 - 19


FIGURA 5 - 21


FIGURA 5 - 22

FIGURA 5 - 23

Metal A atom

Metal B atom

(a) An ordinary solid solution theatoms are in disorderedposition

(b) An ordered structure


FIGURA 5 - 24

FIGURA 5 - 25


FIGURA 5 - 26


FIGURA 5 - 27

FIGURA 5 - 28


FIGURA 5 - 29

Tabla 5-1Vapor Pressure Data for Some of the Elements

Liquid* Solid* Triple point**

Element A B A’ B’ Temperature

°C

Pressure (mm of

mercury)

Aluminum 13,310 8.59 13,870 9.29

Calcium 8,000 7.45 8,490 7.88 850 1.8

Carbon 28,200 9.60 3727 105

Chromium 16,700 8.95 17,600 9.44 1920 60.0

Cobal 16,100 7.57 16,900 7.95

Copper 15,970 8.45 16,770 9.04 1084 10-5

Iron 18,480 8.53 19,270 8.97 1535 0.05

Lead 9,190 7.45 9,460 7.90 327 negligible

Magnesium 7,120 8.03 7,500 8.54 650 2.5

Manganeso 12,000 7.83 12,800 8.37 1244 0.8

Mercury 3,066 7.75 3,810 10.38

Molybdenum 28,100 8.42 29,600 8.92

Nickel 19,100 9.24 20,000 9.77 1455 0.01

Silver 13,270 8.23 13,880 8.70 961 0.002

Tin 14,800 8.70 16,300 11.67 232 negligible

Zinc 6,160 8.11 6,950 9.20 419 0.1

* Butts, A., Metallurgical Problems. New York: McGraw - Hill, 1943** Vickery, R. C., "The Vapor Phase of Metal," Metallurgia, 32 (May, 1946) p.r.


Sistemas de un Componente

Diagramas de equilibrio¿Cómo transformar un metal a una condición líquida para su moldeo? ¿O al estado de vapor

para su purificación? ¿O a una diferente estructura cristalina?. Obviamente deben variarse una omás condiciones externas y de éstas la temperatura y presión son los más importantes. Aunque esposible cambiar al azar la temperatura y la presión de un metal hasta que los efectos deseados sonproducidos, es mucho más satisfactorio escoger las condiciones óptimas a partir de los datos reco-lectados por estudios anteriores. Estos datos están concisamente presentados en diagramas únicospara cada metal.

La figura 5-1 es el diagrama uni-componente para el magnesio18. Este diagrama muestra que lasfases19 están presentes en función de la temperatura y la presión. En este ejemplo las tres fases quepueden existir corresponden a los tres estados de la materia, vapor, líquido y sólido. La interpretaciónde los diagramas de equilibrio se hace de fácil entendimiento por la regla siguiente: solo los “puntos” enel diagrama tienen significado físico, puesto que las variables son la temperatura y la presión, evidente-mente un “punto” esta determinado por una temperatura y una presión. En el diagrama 5-1 el punto Aestá a una presión PA y a una temperatura T. Desde que A está en el campo “líquido” del diagrama ysi se sostiene tal presión y tal temperatura el equilibrio será establecido y el metal estará completamentelíquido. En forme similar, el magnesio metálico a la presión PB y temperatura T será una mezcla delíquido y vapor. La temperatura y la presión del punto triple provocarán que se encuentre en equilibrio:sólido, líquido y vapor. Cuando dos o más fases coexisten, los montos relativos de cada fase nopueden ser determinados a partir de estos diagramas.

La naturaleza del cambio de la fase líquida a la sólida es de especial importancia. Consideremos elequilibrio en el enfriamiento del magnesio líquido. Cuando el magnesio puro en su estado fundido esenfriado lentamente a la presión atmosférica, la solidificación ocurre a una temperatura constante. Lafigura 5-2 muestra el cambio de la temperatura con respecto al tiempo y las etapas en la formación delos granos sólidos durante el enfriamiento de un crisol con magnesio líquido. El más pequeño agregadode átomos arreglados en una estructura cristalina (metal sólido) que puede existir en el metal líquido sellama “núcleo”. La dendrita es formada cuando crece un núcleo mas rápidamente en ciertas direccio-nes cristalográficas que en otras. Como se indica en la figura 5-2 una “dendrita” consiste de brazossólidos existiendo todavía líquido entre ellas. Las dendritas continúan creciendo hasta que adquieren sulimite propio como grano. Cuando la solidificación se ha completado evidentemente el crecimiento delas dendritas desaparecerá y permanecerán sólo los granos de magnesio. Los ejes cristalinos de cadadendrita tienden a tener sus propias orientaciones individuales.

18 Los "Metales Puros" pueden ser considerados como los componentes en los diagramas equilibrio metálico.

19 La definición general de una fase será dada más tarde en este capítulo. Es suficiente por ahora visualizar a un metal en su fase

sólida, líquida o gaseosa.


Desde que una dendrita dada crece hasta formar un grano de metal éste grano puede ser definidocomo “una porción de un metal o aleación que tiene una orientación única de un espacio reticular”. Porlo tanto un grano es un cristal metálico con limites mas o menos irregulares.

Un principio elemental de química establece que cada líquido o sólido tiende a estar en equilibrio auna presión particular de su vapor. Se podrá preguntar ¿puede ser posible que pueda existir en eldiagrama uni-componente una región completamente líquida? ¿No existe vapor en equilibrio con éllíquido en el punto A en la figura 5-120 La explicación de esta situación embarazosa reposa de lamanera en que está determinado el sistema uni-componente. Solo el metal que es investigado estáejerciendo presión en el sistema; aún el aire es excluido.

Si la presión externa es igual a la presión de vapor del metal líquido a una temperatura dada, ambos,líquido y vapor existen en equilibrio en el cilindro. Esta es la condición del punto B, en la figura 5-1 quees mostrado esquemáticamente en la figura 5-3 (a). Sin embargo si la presión externa es más grandeque la presión de vapor del metal líquido, el pistón bajara, condensándose el vapor y solo permanecela fase líquida. Esta es la condición en el punto A en la figura 5-1, que es mostrado esquemáticamenteen la figura 5-3 (b). Una situación enteramente diferente existe si el metal magnesio se sostiene a latemperatura T en contacto con el aire a la presión de 1 atmósfera (760 mm. de mercurio) figura 5-3(c). De la presión total de 1 atmósfera, sólo la presión parcial PB es suministrada por el vapor demagnesio. En este ejemplo la presión importante para la mayoría de los propósitos es la del vapor, noaquella de vapor y aire combinados.

Exactamente la línea que separa las áreas líquida y gaseosa en el diagrama de la figura 5-1 da lapresión de vapor del metal líquido como una función de la temperatura, lo mismo que la correspondientelínea para el sólido da la presión de vapor del sólido. Por ejemplo, si el magnesio se sostiene en un vacíode 1 mm de mercurio y es calentado ligeramente encima de 600° C, el metal se vaporiza completamentesin la formación de líquido. Las presiones que están por encima del punto triple tienen poco efecto en elpunto de fusión de un metal, y la línea que separa las regiones sólidas y líquida es casi vertical.

Los vapores metálicosLa presión de vapor del tungsteno a la temperatura ambiente ha sido calculada en 10-109 atmósfe-

ras. Esto es equivalente a menos de un átomo en el volumen del universo. Los metales tienen presionesbajas a bajas temperaturas, pero a altas temperaturas ellos se volatizan rápidamente. Los metales talescomo: zinc, arsénico y antimonio han sido refinados comercialmente durante años por destilación en ellaboratorio, que es posible si el metal hierve debajo de los 2000° C en un vacío de 10-6 mm demercurio. Generalmente una presión de vapor de aproximadamente 2 mm de mercurio debe ser alcan-zada para hacer la destilación comercialmente posible. Relacionado con la cuestión de destilación es elproblema de la fusión de metales y aleaciones en el vacío para purificarlos, especialmente para liberarlosde gases tales como el nitrógeno, hidrógeno y oxígeno. Si el calentamiento se hace a una presióndemasiado baja el metal no funde, pero puede vaporizarse y salir fuera del horno y perderse. Aún si elmetal fundiera satisfactoriamente existirá excesivas perdidas de los elementos más volátiles de unaaleación. Inclusive en el calentamiento de metales sólidos (recocido) puede haber dificultades, como lapérdida de zinc de los bronces o la pérdida de manganeso de las hojas en el caso del hierro.

La presión de vapor de un metal se incrementa grandemente cuando se eleva la temperatura. La siguienteecuación permite él calculo aproximado de la presión de vapor de un metal líquido en función de la temperatura:

20 Un sistema compuesto (Compuesto de uno o más metales, se dice que está en estado "de equilibrio" si retorna a aquel estado después de un ligero disturbiotemporal.)


1)-(5 B T

A p Log ??

Donde Log es el . de base 10; p presión de vapor en mm de mercurio; T temperatura absoluta engrados kelvin (°C + 273); A y B constantes para un metal líquido dado ( tabla 5-1) la ecuación (5-1)es la ecuación de la línea que separa el área líquida del área gaseosa en la figura 5-1 la línea correspon-diente entre las áreas sólida y gaseosa esta dada por una ecuación similar en la cual las constantes Al yBl son usadas (tabla 5-1) esta última ecuación determina la presión de vapor del metal sólido. La líneade separación entre las áreas sólida y gaseosa es esencialmente vertical. Pocos diagramas uni-compo-nentes se dan en la literatura, pero a partir de las temperaturas y presiones del punto triple tabulados enla tabla 5-1 y a partir de los datos de las presiones de vapor es fácil construir un diagrama útil conse-cuentemente la presión del punto triple únicamente da suficiente información para diferentes propósi-tos; por ejemplo, para determinar la posibilidad de fundir cromo en un vacío adecuado.

Tabla 5-1DATOS DE LAS PRESIONES DE VAPOR DE ALGUNOS ELEMENTOS

AlotropíaEn adición a los diagramas uni-componentes, hay un cierto numero de otras características de los

cambios de fases en los sistemas metálicos cuya discusión seria conveniente en relación con los metalespuros. Una de las más importantes de éstas es la “alotropía” (ó polimorfismo) la capacidad de unelemento tal como el hierro, cromo y estaño de existir en mas de una forma cristalina. Cada forma dealotrópica de un metal existe en equilibrio sobre amplios limites de temperatura, como se muestra parael hierro en la figura 5-4. los átomos de hierro están en los puntos de la red de un cristal cúbico decuerpo centrado a temperatura debajo de 1670° F. Si la pieza de hierro es calentada encima de los1670 °F los átomos proceden a formar una nueva fase sólida, una fase en la cual los átomos de hierroestán en los puntos de la red cúbica de caras centradas. La naturaleza de este cambio de fases se

LIQUIDO SÓLIDO PUNTO TRIPLE ELEMENTO

A B Al Bl T °C Pres. mm Hg

Aluminio 13,310 8.59 13,870 9.29

Calcio 8,000 7.45 8,490 7.88 850 1.8

Carbón 28,200 9.60 3,727 105

Cromo 16,700 8.95 17,600 9.44 1,920

Cobalto 16,100 7.57 16,900 7.95

Cobre 15,970 8.45 16,770 9.04 1,084 10-5

Hierro 18,480 8.53 19,270 8.97 1,535 0.05

Plomo 9,190 7.45 9,460 7.90 327 Despreciable

Magnesio 7,120 8.03 7,590 8.54 650 2.5

Manganeso 12,000 7.83 12,800 8.37 1,244 0.8

Mercurio 3,066 7.75 3,810 10.38

Molibdeno 28,100 8.42 29,600 8.92

Níquel 19,100 9.24 20,000 9.77 1,455 0.01

Plata 13,270 8.23 13,860 8.70 961 0.002

Estaño 14,800 8.70 16,300 11.67 232 Despreciable

Zinc 6,160 8.11 8,950 9.20 419 0.1


considera detallado en él capitulo 12, pero por ahora se puede hacer notar que la nueva fase sólida seforma a partir de la fase sólida previa por un proceso de nucleación y crecimiento algo similar al que semostró en la figura 5-2, por la nucleación y crecimiento de una fase sólida (nueva) a partir de una faselíquida. Un segundo cambio alotrópico ocurre en el hierro cuando se calienta encima de los 2552 °F, lafase del cubo de caras centradas se hace inestable y cambia a la fase cúbica centrada. Casi todas laspropiedades de un metal cambian cuando un metal se transforma de una forma alotrópica a otra. Elprincipal cambio de importancia comercial en el caso del hierro es un crecimiento en la solubilidad delcarbón en hierro sólido cuando el hierro cambia de la forma gama a la alfa. Este efecto forma la basedel endurecimiento de los aceros y será estudiada posteriormente en detalle.

Un cambio alotrópico es un cambio de fase. El metal sólido cambia de una forma cristalina a otra esdecir de una fase a otra fase. En el cambio de fases fácilmente reconocible de líquido a sólido seobservan dos fenómenos: 1 un sobre enfriamiento y 2 la liberación de calor de reacción. Ambosefectos están también asociados con la transformación de fases al estado sólido, es decir sólido-sólido.

La demora de un cambio de fase, debajo de la temperatura indicada por el equilibrio, es especial-mente pronunciada en las transformaciones al estado sólido. Mientras que los líquidos usualmente sesobreenfrian unos pocos grados antes de solidificarse, los sólidos pueden enfriarse cientos de gradosdebajo de la temperatura de equilibrio antes de que la nueva fase se presente. El estudio de los diagramasde equilibrio no serán complicados por referencias constantes acerca del sobreenfriamiento, pero esimportante en muchos tratamientos comerciales a los que se les dará énfasis mas tarde.

El calor desarrollado que acompaña al cambio de fases al estado sólido es pequeño comparadocon aquellos que se encuentran asociados con la solidificación de los metales líquidos. Por ejemplo64.9 calorías se liberan cuando un gramo de hierro líquido se solidifica, mientras que solo 3.6 caloríasson liberadas por un gramo de hierro cuando cambia de la forma gama a la alfa. Sin embargo estepequeño calor de transformación es perceptible y el análisis térmico se usa a menudo para estudiar lastransformaciones al estado sólido, como también las reacciones sólido-líquido. Esta técnica consiste endetectar a partir de las curvas normales de enfriamiento (ó calentamiento) las sustancias e interpretar estascomo una evidencia para la absorción o desarrollo de calor durante la transformación de las fases.

Regla de las FasesEn el estudio de los diagramas de equilibrio no es sorprendente que se pueda usar una herramienta

poderosa: el equilibrio termodinámico. Entre las muchas aplicaciones de la termodinámica en estecampo, la mas conocida es la regla de las fases de Willard Gibbs la cual define el numero de fases quepueden existir en equilibrio. Aunque dicha regla de las fases es útil principalmente en la construccióncorrecta de los diagramas de equilibrio, se le hallara también de mucha ayuda para responder cuestio-nes en el presente capitulo acerca de los diagramas.

¿Cuáles son los pre-requisitos para un equilibrio?. Ellos son generalmente constante de temperatu-ra, presión y potencial químico21 en cada una de las fases coexistentes. La presión de vapor puede sera menudo considerada una medida del potencial químico; para estar en equilibrio las fases líquida ygaseosa de un metal puro deben tener la misma presión de vapor y deben estar a la misma temperaturay presión. Willard Gibbs ha mostrado que tales condiciones de equilibrio pueden existir solo si larelación siguiente es satisfecha:

P + F = C + 2 (5-2)

21 Cada componente en cada fase tiene un potencial químico


Donde P, F y C respectivamente representan el numero de fases, los grados de libertad y loscomponentes del sistema dado (los grados de libertad son el numero de las variables como la tempe-ratura, presión o concentración que pueden ser cambiados independientemente sin cambiar el numerode fases presentes).

La aplicación de la regla de las fases a los diagramas uni-componentes como el del magnesio, figura5-5 mostrara el significado de estos términos. En este ejemplo hay solo un componente, el magnesio yen general “el número de componentes es igual al numero de metales presentes en el sistema que seconsidera”. En el punto 1 de la figura 5-5 hay solo una fase presente, magnesio gaseoso. Por eso eneste punto la regla de la fase se transforma:

1 + F = 1 + 2F = 2

Esto es, hay dos grados de libertad. Dos de las variables pueden ser cambiadas independientemen-te sin causar un cambio en el numero de fases. Entonces, la temperatura y la presión pueden variarseindependientemente sin desaparición de la fase gaseosa.

La situación en el punto 2 es significativamente diferente, desde que las fases líquida y gaseosaexisten en equilibrio en dicho punto, hay dos fases presentes y la regla de las fases da:

2 + F = 1 + 2F = 1

Uno puede preguntarse como puede ser posible que exista solo un grado de libertad cuando esevidente que la temperatura y presión deben cambiarse para avanzar desde el punto 2 al punto 2l,donde las dos fases continúan existiendo. La respuesta es que solo una de las variables puede sercambiada independientemente. Para incrementar la presión sin perder ninguna de las fases originalespresentes, la temperatura debe también ser aumentada en cantidad adecuada. Similarmente, puede sercambiada arbitrariamente pero para que las dos fases continúen existiendo es necesario también variarla presión en una cantidad especifica, “no independientemente”. Solo una de las variables por esopuede ser cambiada independientemente en el punto 2 si las dos fases han de permanecer. Un análisissimilar muestra que hay cero grados de libertad en el punto 3, el punto triple en la figura 5-5.

La regla de las fases puede ser aplicada a los sistemas multi-componentes, siendo de gran interéscomercial su aplicación a las aleaciones. Por supuesto la presencia de un segundo componente metá-lico hace posible variar las composiciones químicas de las fases, y el estudio que sigue de los sistemasbi-componentes mostrara los problemas que pueden desarrollarse. Aunque los mismos fundamentosson aplicables a los sistemas tri-componentes y aun a los más complejos, existen dificultades prácticasque hacen que la investigación y usos de sus diagramas de equilibrio menos convenientes y usuales.

Soluciones SólidasDiferentemente a los diagramas uni-componentes, todos los cuales básicamente tienen la misma

forma, los diagramas bi-componentes muestran una desconcertante variedad de aspectos. Además,un numero de diferentes clases de solidificación y reacciones al estado sólido pueden combinarse en elmismo diagrama bi-componente. Los diagramas hierro-carbón son un ejemplo importante de reaccio-nes complejas que serán consideradas mas tarde en este capitulo. La interpretación de los diagramasmas complicados se hacen más difíciles cuando se trata de comprender el comportamiento de cada delos tipos de aleación que incluyen. Esto es evidente puesto que cada región separada de un diagrama


complejo puede ser tratada individual o independientemente. Sin embargo, sin embargo es esa la tareade aprendizaje con el objeto de analizar las reacciones típicas. Para este propósito, se han escogido losdiagramas bi-componentes simples para su estudio. Cada diagrama contiene solo un tipo de reacción;el sistema cobre-níquel, por ejemplo, el cual se vera primero, muestra solo soluciones de solidificación.(la naturaleza de una solución sólida es descrita en la pagina......).

Desde que la mayoría de los trabajos que se efectúan con las aleaciones se hacen a la presiónatmosférica, los efectos de la variación de la presión no se muestran en los diagramas binarios (bi-componentes). Los diagramas se construyen para usarse a la presión de una atmósfera.

Nosotros usaremos el sistema cobre-níquel como ejemplo de un diagrama de equilibrio de soluciónsólida. Se ha encontrado experimentalmente que las aleaciones de estos dos metales forman solucio-nes sólidas cuando ellos son enfriados a partir de la condición líquida, los datos experimentales hansido sumarizados convenientemente en un diagrama de equilibrio (figura 5-7). Una visión en el signifi-cado del diagrama se puede obtener considerando la solidificación de un numero de aleaciones en lascomposiciones de cobre-níquel. Cuando el cobre puro al estado fundido es enfriado lentamente bajocondiciones de equilibrio, la solidificación ocurre en el punto de solidificación de la manera en que semuestra para el magnesio en la figura 5-2.

El equilibrio en la solidificación de una aleación de 50 % de cobre y 50 % de níquel22 es un pocodiferente a la que se desarrolla que cuando se solidifica un metal puro. La solidificación completa noocurre a una temperatura constante sino progresivamente a lo largo de dos temperaturas límites, exis-tiendo una variación continua de las composiciones químicas del líquido y del metal sólido. Los hechosexperimentales en este ejemplo se indican en el bosquejo de la figura 5-6. cuando la aleación líquidaalcanza los 2000 °F la solidificación empieza con la formación de un núcleo de la fase sólida, compues-ta de 67 % de níquel y 33 % de cobre. Con el crecimiento de la temperatura la solidificación continuacon el incremento de la fase sólida, a menudo en la forma de dendritas. Cuando la solidificación secompleta hasta la mitad, la composición de la fase sólida es 60 % de níquel y 40 % de cobre y lacomposición de la fase líquida ha cambiado su composición a 43 % de níquel y 57 % de cobre.Cuando la solidificación se ha completado y él líquido ha desaparecido completamente, la fase sólidatendrá la composición de la fase líquida original 50 % de níquel y 50% de cobre. Mientras que noexista dificultad para que él líquido pueda cambiar de composición como resultado de la nucleación ycrecimiento dendrítico de una fase sólida relativamente más rica en el metal de mas alto punto defusión, parecería increíble que el sólido sea capaz de cambiar su composición de 67% de níquel a 50%durante el curso del equilibrio de la solidificación. La explicación es que los átomos de un sólido tienensólo una limitada movilidad ellos pueden moverse en la misma solución sólida. Esta difusión de losátomos esta considerada en detalle en el capitulo 11, en donde se demuestra que cambios apreciablesen la composición de las fases sólidas pueden ocurrir.

Después que la solidificación se ha completado hay solo una fase presente, la solución sólida quecontiene 50% de cobre y 50% de níquel. Para ver que esta mezcla de átomos puede existir en faseúnica, es suficiente observar que esto es una verdad en la solución líquida por encima del punto defusión de la masa total. La mezcla intima de átomos de cobre y níquel que caracterizan la soluciónlíquida se presenta también cuando la aleación se solidifica para formar la solución sólida. Los átomosde níquel y cobre ocupan los puntos de una red cúbica de cara centrada. Puesto que esta situaciónpuede esquematizarse como la “substitución” de átomos de níquel por alguno de los átomos de cobre

22 Las composiciones en este ejemplo se dan en porcentajes por eso, para ciertos propósitos, otras unidades serán más útiles, tales como el porcentaje

atómico, el porcentaje en volumen o gramos por centímetro cúbico. La conversión de unas unidades en otras es posible.


en el espacio de la red del metal cobre, o viceversa, a la fase sólida se le llama una “solución sólidasubstitucional”. La figura 5-10 muestra esquemáticamente un dibujo de esta típica solución sólida.

El diagrama de equilibrio para un sistema de una solución sólida figura 5-7 sintetiza la información esencialobtenida de las curvas tiempo temperatura. En este caso los datos se plotean a partir de una serie dealeaciones cambiantes en su composición química desde el cobre puro a níquel puro. Por ejemplo los datosde la curva de cobre (una curva tiempo-temperatura análoga a la de la figura 5-2 están dados adecuadamen-te por el punto A en el diagrama de equilibrio. Este punto indica que cuando la composición esta completa-mente libre de níquel (cobre puro) la fase líquida cambia a la fase sólida “solo en el punto de cristalización(solidificación) del cobre”. Similarmente los datos de la figura 5.6 están registrados por los puntos B1 y B2ploteados cuando la composición es de 50% de níquel. Estos puntos indican que la aleación con 50% deníquel empieza a solidificarse a 2400°F y se encuentra completamente solidificada a los 2280°F. Está de-mostrado que los datos acerca de las composiciones químicas de las fases son también proporcionados poreste diagrama, las líneas “líquida” y “sólida” se construyen haciendo uso de muchos pares de puntos similaresa B1 y B2 obtenidos a partir de otras composiciones de la aleación. Las líneas líquida y sólida dividen aldiagrama de equilibrio en regiones de fase líquida, fase líquida y sólida, y de fase sólida. La micro-estructurade el equilibrio de la fase de solución sólida es idéntica a la del metal puro. Es necesario remarcar que talestructura es una sola fase, aunque los granos estén separados por limites definidos.

Usos de los Diagramas de Solución SólidaDesde que un diagrama de equilibrio es meramente una presentación concisa de datos experimen-

tales acerca de un sistema de aleación dada, se sobre entiende que los datos originales pueden obtenersenuevamente a partir del diagrama. Para una aleación especificada su composición y temperatura, esposible determinar bajo condiciones de equilibrio lo siguiente:

(1) Las fases que están presentes.(2) La composición química de cada fase.(3) El monto de cada fase

Los procedimientos para la obtención de esta información serán ilustrados utilizando la aleación de30% de níquel, mostrada en la línea vertical punteada de la figura 5-8.

Predicción de FasesEl diagrama de equilibrio se plotea con respecto a la temperatura como ordenada y la composición

como abscisa, por esta razón, si sólo una temperatura y una composición son especificadas podráobtenerse una información concreta. Dicho par de valores localiza un punto en el diagrama. Los puntosde esta clase son usados repetidamente para analizar los diagramas de equilibrio. Por ejemplo elestado de una aleación de 30% de níquel puede ser determinado sólo con referencia a una ciertatemperatura. Entonces cuando esta aleación está a 2450° F el punto 1 esta determinado en la figura 5-8, y si esta aleación estuviera a 2170°F determinaría el punto 2.

Una vez que el punto de interés es localizado en el diagrama es fácil determinar que fase o fasesestán presentes. Por ejemplo, la aleación de 30% de níquel a 2450°F (punto 1) consiste de una solafase, la solución líquida. Por otro lado a 2170°F la misma aleación consiste de una mezcla de soluciónlíquida y solución sólida, desde que el punto 2 reposa en el campo en donde se encuentran líquido ysólido. A 1850°F (punto 3) solo existe la fase de solución sólida. Evidentemente un análisis similar sepuede hacer para cualquier punto en el diagrama. Con fines prácticos, un punto sobre las líneas líquidaó sólida se considera que se encuentra en un campo de dos fases.


Predicción de la Composición Química de las FasesCuando está presente una sola fase, como en los puntos 1 y 3 de la figura 5-8, es evidente que la

composición química de la fase debe ser la misma que la composición de la aleación. Desde el punto 1por ejemplo representa que la aleación de 30% de níquel ésta completamente líquido, la composiciónquímica de la fase líquida obviamente será 30% de níquel y 70% de cobre.

Cuando las dos fases están presentes, cada una de las fases tiene diferente composición, y desdeque ninguna de esas composiciones es la misma a la de la aleación original, es necesario considerar dospuntos adicionales en el diagrama. Si las dos fases están en equilibrio, ellas deben encontrarse a lamisma temperatura; los puntos representantes de estas dos fases, por eso, deben reposar en la tempe-ratura del punto original. Por ejemplo el punto 2 esta determinado por la aleación de 30% de níquel ya la temperatura de 2170° F, pero las dos fases que existen en la aleación a esta temperatura no estánen el punto 2, sino en algún lugar a lo largo de la línea horizontal a 2170°F. Los puntos exactos quecaracterizan las fases líquida y sólida están dados por las intersecciones de la horizontal (temperatura)con las líneas sólida y líquida, respectivamente. Entonces la composición (y temperatura) de la faselíquida en la aleación de 30% de níquel a 2170°F está dado por el punto 2a (20% de níquel, 2170° F),mientras que la fase sólida está especificada por el punto 2b (35% de níquel, 2170° F). La composi-ción química de una fase dada se lee en el eje de las composiciones como está indicado por las líneasverticales punteadas desde los puntos 2a y 2b. La línea horizontal (temperatura constante) que conec-ta los puntos que representa las dos fases diferentes se llama “línea de enlace”.

En resumen, las composiciones químicas de las fases que ocurren en una aleación a una temperaturadada están determinadas por los siguientes puntos:

(1) Cuando una sola fase está presente su composición es la misma que la de la aleación.

(2) Cuando dos fases están presentes, se indica la línea horizontal correspondiente a la temperatu-ra dada, y sus composiciones se leen en la intersección de esta línea con las líneas limites delcampo que contiene las dos fases.

Se notará que es necesario dibujar una línea de enlace cuando el punto cae en un campo quecontiene una sola fase.

Predicción de los montos de cada FaseSi la cantidad total de una aleación se conoce, es posible determinar el monto de cada fase que este

presente en una determinada temperatura. Cuando el peso total de la aleación es 100 libras ó 100gramos las relaciones numéricas son especialmente convenientes, pero la misma conveniencia puedeobtenerse para cualquier peso de la aleación expresando los montos de cada fase como porcentajesen peso de la aleación.

Si solo una fase esta presente, como en el punto 1 de la figura 5-8 el peso de la fase debe ser igualal peso de la aleación. Habrá 100% de fase líquida presente en tal ejemplo. Si el peso de la aleación esde 100 libras, el monto de la fase líquida en el punto 1 será d 100 libras. Si el peso de la aleación fuera2.5 libras, habrá 100% de fase líquida o sea 2.5 libras.

Cuando las dos fases están presentes, la relación de sus montos están determinados por la relaciónde sus composiciones químicas con respecto a la composición de la aleación. Esto es verdad puestoque el peso total de uno de los metales, digamos el metal A, presente la aleación, debe ser repartidoentre las dos fases. Esta distribución puede ser representada por la siguiente ecuación.


100

%AxW

100

%AxW

100

%AxW

SS

LL ??

??

Donde W°, WL y Ws son los pesos de la aleación, de la fase líquida y de la fase sólida respectiva-mente, y %A, %AL y %AS son respectivamente las composiciones químicas en términos del metal A.Desde que el peso de la aleación es la suma de los pesos de la fase líquida y el de la fase sólida, larelación siguiente se establecerá:

W° = WL + WS (5-4)

Esta ecuación se puede usar para eliminar WL de la ecuación (5-3) y la ecuación resultante puedeser resuelta para WS:

)%A%B

)%A(%AWW

LS

LS

?

???? (5-5)

Aunque una expresión similar se puede obtener para el peso de la fase líquida, WL el peso de lasegunda fase se obtiene mas fácilmente por la ecuación (5-4).

Desde que el peso de cada fase esta determinado por los valores de la composición química deacuerdo a la ecuación (5-5), no es sorprendente que la línea de enlace usada para obtener los valoresde composición sea también utilizable para computar los pesos de las fases, en términos de longitud enla línea de enlace (figura 5-8) de la ecuación (5-5) puede ser escrita:

2a) - 2b linea la de (longitud

2a)- 2 línea la de (longitud WW o

s ?

Donde las longitudes están expresadas en términos de los números usados para las concentracionesen el eje del diagrama. Otra característica de la línea de enlace con respecto a los montos de las dosfases guía para nombrar como ”ley de palanca” a las ecuaciones (5-5) y (5-6).

Utilizando la ecuación (5-5), el peso de la fase de solución sólida en el punto 2 de la fig. 5-8 puedeser determinado como sigue:

WS = W° (30 - 20)

(35 - 20)

WS = W° x 0.667

Los porcentajes de la fase de solución sólida pueden ser determinados por la ecuación:

Porcentaje de sólido = WS x 100 (%A° - %AL) x 100

W° (%A° - %AL)

En el punto 2 el porcentaje de la fase sólida es:

(5-3)

(peso de met. A enaleación)

(peso de met. = Aen fase líquida)

(peso de met. + A enfase sólida)


% de sólido = (30 - 20) x 100 66.7 % (30 - 20)

El porcentaje de la fase líquida es la diferencia entre 66.7 y 100, es decir 33.3 %

Cobre - Níquel: Un Sistema Típico de Solución SólidaEl sistema cobre-níquel no es el único que al solidificarse produce una sola fase de solución sólida.

Un numero de otros sistemas binarios muestran un comportamiento similar; por ejemplo, el sistemaoro-plata desarrolla sólo una solución sólida. Los sistemas de un tipo dado tienen una forma similar desolidificación, y las variaciones en las propiedades mecánicas y físicas son resultados del cambio en lacomposición química. Un conocimiento de estas regularidades es útil para hacer predicciones aproxi-madas de las propiedades de las aleaciones de varias composiciones, aun en los más complejosdiagramas de equilibrio; la mayoría de los cambios en las propiedades de los sistemas de soluciónsólida son causados por la distorsión en la estructura del metal base (solvente) por adiciones del metalsoluto. Un cuadro esquemático de la distorsión estructural está dado por los esquemas de la distribu-ción 23 de átomos en la figura 5-10. La distorsión se incrementa con respecto al monto del metalsoluto agregado, y el efecto máximo ocurre cerca del centro del diagrama, desde que cada uno de losmetales puede ser considerado como solvente.

La figura 5-10 muestra las variaciones típicas en las variaciones de las propiedades de las aleacionescomerciales de cobre-níquel con respecto a los cambios en la composición química de las soluciones sólidasdesde 100 % de cobre a 100 % de níquel. Las propiedades mecánicas y eléctricas pasa por valoresmáximos y mínimos. Las propiedades que casi no son afectadas por las interacciones atómicas se aproximana la variación linear con respecto a la composición. Ejemplos de tales propiedades en las soluciones sólidasson la constante paramétrica, la expansión térmica, el calor especifico y el volumen especifico.

La figura 5-10 muestra las propiedades características de las aleaciones bajo condiciones de equi-librio; pero las aleaciones que se solidifican a las velocidades de enfriamiento en operaciones comercialno se encuentran en equilibrio. La figura 5-11(a) muestra fundición la micro estructura de la fundiciónque contiene 30% de níquel y 70% de cobre. La estructura indeseable y sin homogeneidad que sedesarrollo en el curso de la solidificación dendrítica se hace evidente. El interior de la dendrita, que esla primera que se solidifica, difiere en composición química de la región exterior y el proceso de pulidorevela esta diferencia como un ligero contraste al microscopio. Por deficiencia de tiempo para la difu-sión durante el crecimiento de las partículas sólidas, esa falta de homogeneidad en la estructura interiores un resultado inevitable del mecanismo de solidificación en los sistemas de soluciones sólidas. Puedeaproximarse a la condición de equilibrio prolongándose el calentamiento de la aleación solidificada auna temperatura inferior a la de la fusión. La misma homogenización de la estructura, sin embargopuede ser producida más rápidamente combinando la deformación plástica de la aleación con sucalentamiento, figura 5-11(b) por tratamiento térmico.

Soluciones sólidas en otros diagramas de equilibrioAunque relativamente sólo un pequeño numero de sistemas, cobre-níquel, muestran completa

solubilidad al estado sólido, casi todos los diagramas de equilibrio, exhiben cierto grado de solubilidaden relación con otros tipos de aleaciones. Estas regiones limitadas de solubilidad sólida pueden seranalizadas exactamente como si correspondieran a un diagrama de solución sólida, y las variaciones

23 La solución sólida esquematizada en la fig. 5-10 ilustra la dificultad de dar un nombre descriptivo completo a una solución sólida. ¿En este caso, en laserie completa de soluciones sólidas, ellas se basan en el Niquel o el Cobre?. Es dificil responder. También la adición de un pequeño porcentaje de un tercerelemento no cambiaría la naturaleza esencial de la solución sólida y se le llama por la primera letra del alfabeto griego: Alfa. En la figura 5-12 hay dossoluciones sólidas, y se les llama arbitrariamente soluciones Alfa y Beta.


correspondientes en las propiedades responden a la ley de los porcentajes del metal soluto. Desdeque estos grados de solubilidad sólida ocurren frecuentemente en los diagramas los cambios asocia-dos con esta característica son de importancia industrial.

Sistemas EutécticosLos diagramas de equilibrio registran meramente el comportamiento experimentalmente observado

de los sistemas de aleaciones. Mientras que la formación de las soluciones sólidas representan la maneraen que las soluciones líquidas pueden solidificarse, un mecanismo de solidificación igualmente importantees aquel conocido con el nombre de reacción “eutéctica”. Los diagramas de equilibrio eutéctico sedesarrollan a partir de las curvas tiempo-temperatura, de manera análoga a los diagramas de solucionessólidas, pero en este caso las curvas experimentales muestran un comportamiento diferente. Sobre laamplia gama de las composiciones una porción de la solidificación en una aleación ocurre a una tempera-tura fija – la temperatura eutéctica”. En una aleación (la composición eutéctica) la solidificación completaocurre a la temperatura eutéctica. Aunque la solidificación de la composición eutéctica se semeja a la deun metal puro, el sólido resultante es significativamente diferente puesto que está compuesto de dos fases.

El diagrama de Equilibrio EutécticoLa figura 5-12 es una representación generalizada de un diagrama de equilibrio eutéctico que desa-

rrollan los metales A y B. Como las soluciones sólidas los diagramas eutécticos tienen:

1) Un campo de fase líquida, la cual se extiende encima de las líneas líquidas.

2) Campos de fases sólidas (la fase alfa y beta) que están debajo de las líneas sólidas.

3) Los campos que contienen ambas fases: líquida y sólida, los cuales se encuentran entre laslíneas líquidas y sólidas.

A causa de la presencia de la reacción eutéctica horizontal, un campo que contiene dos fasessólidas se hace presente. Este campo está limitado en sus lados por las “líneas solvus”. La formacióncompleta concerniente a los montos y composiciones en una aleación dada y a una cierta temperaturase puede obtener por el diagrama eutéctico, usando las mismas reglas empleadas para las solucionessólidas. Sin embargo es útil tener una idea general de la naturaleza de la reacción eutéctica antes deempezar los cálculos detallados. La ecuación básica en este caso de enfriamiento es:

Líquido Eutéctico = solución sólida alfa + solución beta (5-8)

Donde las composiciones de la fase alfa y beta están dadas por los puntos de la eutéctica horizon-tal. Esta reacción ocurre a la temperatura de la horizontal eutéctica e incluye el líquido de composicióneutéctica (la composición de la aleación 1 en la figura 5-12)(1). Cuando el líquido eutéctico es enfriadoa la temperatura eutéctica, las dos fases sólidas (las soluciones sólidas alfa y beta) se empiezan aformar en la solución líquida. Pero por ser una de las fases sólidas más ricas (en metal B por ejemplo)que la fase líquida, y la otra fase sólida más pobre que la fase líquida, es natural que estas dos fasessólidas se formen en una porción dada de líquido. El monto adicional del (metal B) componentenecesario para una de las fases sólidas se obtiene de la otra fase sólida (la cual necesita perder algo deeste componente). El proceso de la solidificación de un líquido Eutéctico por el hecho que las dosfases sólidas están presentes generalmente ocurre en una mezcla intima, esta mezcla se llama la “es-tructura eutéctica” o el micro constituyente Eutéctico. Una representación esquemática de la aleaciónsolidificada que consiste enteramente de una estructura eutéctica esta dada por el esquema de laaleación 1 en la figura 5-12. una foto micrografía de una estructura eutéctica típica se muestra en lafigura 5-13, la aleación de 12% de silicio está compuesta enteramente del micro constituyente Eutéctico.


Durante el equilibrio del calentamiento ocurre lo inverso de la ecuación (5-8), y el líquido Eutéctico seforma de la mezcla de las soluciones sólidas beta y alfa.

La regla de las fases de Gibbs se puede usar para demostrar que la reacción eutéctica puede ocurrira temperatura constante. Hay dos componentes (metales A y B) en el sistema, y puesto que las tresfases existen durante la reacción eutéctica, luego:

P + F = C + 23 + F = 2 + 2

F = 1

Pero este único grado de libertad se usa para fijar la presión a una atmósfera por eso ni la tempe-ratura ni la composición de las fases puede cambiar durante el curso de la reacción eutéctica bajocondiciones de equilibrio.

La mayoría de las aleaciones que experimentan la reacción eutéctica como parte de sus procesos defusión o solidificación no son de composición eutéctica la aleación 2 de la figura 5-12 por ejemplo. Desdeque solo un líquido de composición eutéctica puede descomponerse por la reacción eutéctica (5-8), esnecesario generalmente que la fase líquida cambie su composición. Esto se efectúa a través de la solidifi-cación de los cristales primarios de una de las fases de solución sólida. Consideremos por ejemplo, quela aleación líquida inicialmente contiene un mas alto porcentaje de metal B que la que corresponde a lacomposición de la eutéctica. La fase sólida primaria que se forma primero será la fase sólida (fase beta)que es más rica que el metal B. Sin embargo la formación de esta fase sólida agota la fase líquida rema-nente en un metal B, y la composición del líquido se mueve hacia la composición eutéctica durante elenfriamiento a la temperatura eutéctica. En general, entonces, cuando avanza la solidificación de loscristales primarios, la fase líquida cambia gradualmente su composición (y temperatura) a lo largo de lalínea líquida hacia el punto Eutéctico, la composición y la temperatura eutécticas. Este proceso se mues-tra en el esquema de la solidificación de la aleación

2. en este esquema la posibilidad del crecimiento

dendrítico es ignorado. Cuando el líquido alcanza la composición eutéctica la solidificación remanenteocurre de acuerdo a la ecuación (5-8) y los cristales primarios son rodeados por una mezcla finamentedividida de las dos fases sólidas en una estructura eutéctica. Esta visto que la estructura final de la aleación24 consiste de dos micro constituyentes, cristales primarios beta y el micro constituyente Eutéctico.

Si una aleación cuya composición sea tal que la línea vertical que la representa no cruza la horizontaleutéctica, no ocurrirá reacción eutéctica durante el equilibrio de la solidificación de aquella aleación. Laaleación 3 de la figura 5-12 es un ejemplo de tal composición, y un ensayo demostrara que su solidifi-cación es enteramente característica del diagrama de una solución sólida. En adición, aun una compo-sición general en este diagrama, por ejemplo la aleación

2, experimente la solidificación de la solución

sólida tipo hasta que horizontal eutéctica se alcance. En efecto existen útiles similaridades de esta claseen todos los tipos de los diagramas de equilibrio.

Aluminio-silicio, un Típico Sistema EutécticoEl diagrama de equilibrio para las aleaciones aluminio-silicio se da en la figura 5-13, con las macrofotografías

que muestran estructuras representativas a la temperatura ambiente. La fotografía de 99.95% de aluminioexhibe la estructura granular equidimensional típica de un metal puro. La estructura de 8% de silicio muestra lasdendritas largas de la solución sólida primaria alfa rodeadas por el micro constituyente eutéctico. En contraste

24 Si la aleación líquida no es de composición eutéctica inicial, es esencial que la solidificación de solo una de las fases sólidas ocurra hasta que el

líquido remanente alcance la composición eutéctica. Este punto se considerará posteriormente.


cuando la fase sólida primaria es la fase rica en silicio beta (en las aleaciones de 20% y 50% de silicio) la faseprimaria de cristales tienen formas geométricas. Este disímil comportamiento refleja la diferencia pronunciadaentre el aluminio, un metal típico y la sílice, que tienen propiedades predominantemente no metálicas.

No es exacto hablar de dos fases sólidas en el sistema aluminio-silicio, como si fueran aluminio y siliciopuros. Hay algo de solubilidad al estado sólido en ambos casos. El aluminio sólido puede disolver aproxi-madamente 1% de silicio. En la solución sólida alfa los átomos de aluminio y silicio que están en la relación99:1 están colocados al azar en la estructura cristalina del aluminio de red cúbica de caras centradas.Similarmente la fase beta no es silicio puro, sino que consiste de silicio mas 1% aproximadamente dealuminio; ambas clases de átomos están arreglados en la red cúbica característica del silicio.

Las siguientes definiciones de una fase es útil guía para interpretar foto micrografías. Una fase “esuna porción homogénea de la materia que es físicamente distinta y mecánicamente separable”. En lafoto micrografía de la aleación de 20% de silicio, por ejemplo, los cristales primarios beta de coloroscuro son fácilmente reconocidos como una fase. El hecho que cristales beta no sea 100% silicio esinmaterial desde que el soluto (átomos de aluminio) están homogéneamente distribuidos y están disuel-tos en escala atómica que no permite una separación mecánica. Por otro lado, ¿es el micro constitu-yente anterior de esta fotografía una fase? Evidentemente no, puesto que es posible idear un mediomecánico para separar las pequeñas partículas oscuras de las mas ligeras. Este micro constituyente esla estructura eutéctica llamada (beta secundaria) y los cristales grandes ( beta primaria) son meramentepartículas de diferente tamaño de la misma fase beta.

Predicción de FasesEl diagrama Eutéctico se usa exactamente de la misma manera como los diagramas de solución sólida

para la obtención de las composiciones químicas y los montos de las fases presentes. Por eso, solo unejemplo se considerara, la aleación de 50% de silicio de la figura 5-13. a 2400°F el punto determinadopor esta temperatura y la composición de 50% de silicio reposa en el campo de la fase líquida. Solo lafase líquida se encuentra presente a esa temperatura. Su composición debe ser la misma que la de laaleación 50% de silicio y su monto es de 50% con respecto al peso de la aleación. Cuando la temperaturade la aleación fundida se baja aproximadamente a 1900°F, la solidificación empieza con la nucleación ycrecimiento de los cristales primarios de la solución sólida beta. Un análisis típico de fase se puedeefectuar en esta región del diagrama a la temperatura de 1600°F. El punto composición-temperatura dela aleación reposa en el campo líquido + beta, por eso esas dos fases están presentes. Los extremos dela línea de enlace dibujada a través del campo bifásico determinan las composiciones químicas de lasfases: la fase líquida tiene 34% de silicio (66% de aluminio), la fase de solución sólida beta tiene 98% desilicio. Estos valores de las composiciones pueden ser tratados aplicando el principio de palanca paradeterminar el monto de las fases. En este caso la ecuación (5-7) puede ser escrita:

% de fase beta = 100 x )%Si(%Si

)%Si(%Si

L

L

B ?

???

ó en términos de longitudes en la línea de enlace,

% de fase beta = x100ac

ab

en ambos casos los números son:


25% 100 x 64

16 100 x

34 - 98

34 - 50 beta fase de % ???

Desde que la porción remanente de la aleación es una fase líquida, debe haber 75% de líquido, unaforma conveniente para registrar esta información es la siguiente:

Punto - aleación de 50% de Silicio a 1600°FFases - líquida y betaComposiciones - 34% de Si y 98% de Si

Montos - 75% 3498

3450

?

?100 = 25%x100

64

16?

Esta presentación concisa de los datos de una fase será usada frecuentemente en la paginas siguientes.

Cuando el enfriamiento de esa aleación de 50% de silicio continúa por debajo de los 1600°F elmonto de la fase primaria se incrementa hasta alcanzar la temperatura eutéctica. A esta temperatura lafase líquida ha alcanzado la composición eutéctica, 12% de silicio. El líquido se solidifica a temperaturaconstante para formar la estructura eutéctica consistente de una mezcla intima de granos pequeños delas fases alfa y beta. Desde que los montos de las fases líquida y sólida cambian a la temperaturaeutéctica, es imposible determinar los montos de las fases presentes a esa temperatura. Un análisis defase a temperatura ambiente es representativa de la condición de la aleación en la región alfa + beta:

Punto - aleación de 50% de Silicio a la temperatura ambienteFases - alfa y betaComposiciones - 1% de Si y 99% de Si

Montos - 50% 199

150

?

?x 100 = 50%

La ley de palanca se aplica a este caso de dos fases sólidas exactamente de la misma manera comoal caso de una fase líquida y otra sólida, la validez de este procedimiento será visto cuando se efectúeel recuerdo de la ley de palanca.

El monto de la fase beta (50%) dado para el cálculo anterior es la suma del beta primario y secun-dario. Frecuentemente es necesario calcular no los montos de las fases sino los montos de los “microconstituyentes” entonces en la foto micrografía de la aleación de 50% de silicio a la temperatura am-biente los micro constituyentes son:

1) Los cristales primarios beta y2) La estructura eutéctica.

La consideración de la manera de solidificación de esta aleación mostrara que un calculo de losmontos de estos micro constituyentes se pueden hacer conveniente y exactamente encima de la tempe-ratura eutéctica. A esta temperatura la solidificación de los cristales primarios beta es completa, y todoel líquido presente debe asumir la estructura eutéctica durante el enfriamiento a la temperatura eutéctica.Si la línea de enlace mostrada en la figura 5-13 se considera que prácticamente coincide con la hori-zontal eutéctica el monto de la primaria beta puede ser calculada:


% primaria beta = %44100x1298

1250?

?

?

y por eso el monto del líquido Eutéctico es 56% sin embargo, desde que todo este líquido formaestructura eutéctica durante el enfriamiento a la temperatura eutéctica, habrá también 56% de estruc-tura eutéctica. Los cambios que ocurre entre la temperatura eutéctica y la temperatura ambiente en losmontos de los micro constituyentes pueden usualmente ser despreciados si las líneas solvus son aproxi-madamente verticales.

Propiedades de las Variaciones en los Sistemas EutécticosEn una serie de aleaciones cuyas composiciones se extienden a través del diagrama Eutéctico como

en la figura 5-13 podría esperarse que las propiedades físicas y mecánicas muestren una variaciónlineal, figura 5-14. este comportamiento ideal, aunque podría ser esperado como consecuencia de lavariación lineal en los montos de las dos fases presentes, raramente se halla en la práctica. Estasirregularidades son causadas por la influencia de los modos de distribución de las dos fases sobre laspropiedades de la aleación. Por ejemplo, en los cambios desde la hipoeutéctica (menos que la eutéctica)a la hipereutéctica (más que la eutéctica) en términos de metal B, los cristales primarios cambian de lafase alfa a la fase beta. Desde que las fases alfa y beta generalmente difieren en propiedades, uncambio no lineal en la propiedades de la composición de la eutéctica podría esperarse.

De mayor significado son los cambios de conformidad con el principio de la “fase continua”, la cualestablece que muchas propiedades importantes de las aleaciones bifásicas son primordialmente deter-minadas por las propiedades de la fase que modela una propiedad continua a la aleación. Esta fase nonecesita estar presente en grandes cantidades, puesto que 1% de bismuto en cobre puede formar unared de granos continua que hace quebradizo al cobre. Relacionado con el principio de la fase continuaes el principio de la “ductilidad creciente”. Si una aleación de dos fases sólidas puede ser deformado otrabajada, hay una tendencia a la continuidad de la fase dúctil para que se incremente a expensas de laextinción de la fase quebradiza. Por ejemplo, ciertas aleaciones fundidas pueden ser trabajadasexitosamente con una baja presión a una temperatura cerca de su fusión. Después de esta deformacióninicial sin embargo estas aleaciones pueden ser trabajadas por procedimientos convencionales.

Como un ejemplo de la variación en las propiedades en un sistema Eutéctico real, algunas de laspropiedades de las aleaciones silicio-aluminio de fundición que contienen hasta 14% de silicio estándadas en la figura 5-15. las anomalías en las resistencias a la tensión y alargamiento en las vecindadesde la composición eutéctica son evidentes.

Solidificación sin Equilibrio en los Sistemas EutécticosSe reconocerá que el enfriamiento rápido en una aleación de solución sólida a partir del estado

líquido produce un modelo de estructura no homogénea. El mecanismo de tales solidificaciones sinequilibrio en una aleación de aluminio con 4% de cobre se ilustra en la figura 5-16. el diagrama deequilibrio predice que esta aleación debería solidificarse formando granos de solución sólida alfa, figura5-16 (b). Sin embargo, durante el enfriamiento rápido que tiene lugar en la mayoría de las operacionesde fundición comercial, no hay tiempo para que ocurra la difusión durante el crecimiento de los cristalesde solución sólida alfa. Como resultado, la composición de un cristal completo varia desde 0.5% decobre en el centro, el cual se solidifica aproximadamente a 1200°F, a 5.5% de cobre en la periferia,que se solidifica exactamente encima de la temperatura eutéctica. Esta variación en composición quí-mica de una solución de cristales pueden algunas veces ser vista bajo el microscopio, como la fundicióncobre-níquel de la figura 5-11(a).


Además del resultado anterior, puede formarse una estructura eutéctica (no equilibrada) comoresultado de un rápido enfriamiento. La composición química promedio a alguna temperatura de la fasealfa variada en la figura 5-16 reposa a la izquierda de la línea de equilibrio sólido. Una posible curvapromedio de la fase alfa versus temperatura para la aleación de 4% de cobre se muestra por una líneapunteada, y la extensión correspondiente de la reacción eutéctica horizontal también se indica. Desdeque esta curva punteada es el lógico fin a la izquierda de la línea de enlace de la aleación no equilibradade 4% de cobre se concluye que la solidificación no ha sido completada cuando la temperatura eutécticase alcanza durante el rápido enfriamiento. El líquido Eutéctico (5% - 10%) que esta todavía presente sesolidifica para producir la alfa mas la estructura eutéctica beta entre los espacios de crecimiento de loscristales dendríticos primarios, figura 5-16 (a). La aleación de 4% de cobre consiste de una fase única,alfa, a 1000°F bajo condiciones de equilibrio. Por eso el calentamiento de la fundición a esta tempera-tura por un tiempo suficiente (para permitir la difusión) produce una estructura en equilibrio, figura 5-16(b).

Sistemas PeritécticosLa formación de la solución sólida y la reacción eutéctica son dos mecanismos importantes de

solidificación mostrados por varios sistemas metálicos. Otro tipo experimentalmente demostrado desolidificación, tal vez el mas común, es la “reacción peritéctica”. Aunque superficialmente el diagramaperitéctico con su reacción peritéctica horizontal puede parecer un diagrama Eutéctico, su comporta-miento tiene poco en común. No hay “micro constituyentes peritécticos” correspondientes a la estruc-tura eutéctica, en efecto la reacción peritéctica consume dos fases para producir una diferente, exacta-mente lo opuesto a la reacción eutéctica.

El Diagrama de Equilibrio PeritécticoAunque las reacciones peritécticas son una parte de los diagramas de significación comercial, los de

hierro-carbón (acero) y cobre-zinc (latón), sólo hay unos pocos sistemas cuyas solidificaciones estáncaracterizadas por una reacción peritéctica. El sistema plata-platino, figura 5-17 es un ejemplo de talcomportamiento. Como los diagramas usuales de equilibrio consiste de las regiones de una y dos fasesseparadas por las líneas limitantes de fases. De especial interés es la horizontal peritéctica la cual ocurrela reacción peritéctica. Es notable que la composición peritéctica (54% de platino) es la fase centralsólida producida por la reacción peritéctica. Si la solidificación de una aleación de composición peritécticaes considerada (aleación 1 en la figura 5-17) se ve que la fase de los cristales primarios beta crece enla solución líquida conforme la aleación es enfriada a la temperatura peritéctica. Exactamente encimade esta temperatura un análisis de fase da los siguientes resultados:

Punto - aleación de 54% de Platino a la temperatura de 2200°FFases - Líquida y betaComposiciones - 31% de Pt y 86% de Pt

Montos - 58% %42100 x3186

3154?

?

?

Ligeramente debajo de la temperatura peritéctica un análisis de fases de la aleación de composiciónperitéctica da la información sorprendente:

Punto - aleación de 54% de Platino a la temperatura de 2100°FFases - alfaComposiciones - 54% de PtMontos - 100%


¿Cómo las fases líquida y beta desaparecen y dan lugar a los granos alfa homogéneas? La reacciónperitéctica que acompaña a este cambio en el enfriamiento puede ser convenientemente expresado porla ecuación :

Líquido + Solución sólida beta ? Solución sólida alfa (5-9)

Donde las composiciones químicas de las fases líquida y beta están dadas por los puntos terminalesde la reacción peritéctica horizontal y la solución sólida alfa tiene la composición peritéctica (54% deplatino). Como las reacciones eutécticas, la reacción peritéctica ocurre a temperatura constante bajocondiciones ideales de equilibrio. El cuadro físico de esta reacción es peculiar, desde que la fase alfadebe empezar a formarse en la superficie de los cristales primarios beta figura 5-18. sin embargo, elavance en el crecimiento de la fase alfa puede ocurrir solo como un resultado de la difusión (a través dela alfa existente) de los átomos de platino de la fase beta y los átomos de plata de la fase líquida. Si sepermite el tiempo suficiente a la temperatura peritéctica, la formación homogénea de los granos alfa secompletará.

Para que una ración peritéctica ocurra, no es necesario que una aleación sea de composiciónperitéctica exactamente, sino que su composición pase a través de la horizontal peritéctica. La aleación2 en la figura 5-17 es un ejemplo de esta composición más generalizada. Para mostrar que los diagramasde equilibrio permiten la predicción de los cambios de fases que ocurren al calentar una aleación comotambién al enfriarlas, se considerará el calentamiento de la aleación 2 calentándola a aproximadamente1960°F la fase líquida empieza a formarse a partir de la fase alfa, y un análisis típico en esta regiónbifásica es el siguiente:

Punto - aleación de 40% de Platino a la temperatura de 2100°FFases - Líquida y alfaComposiciones - 24% de Pt y 50% de Pt

Montos - 39% %61100 x2450

243140?

?

?

Si el calentamiento continua, al llegar debajo de la temperatura peritéctica se forma fase líquida aexpensas de la fase y las composiciones de ambas fases la líquida y la alfa cambian para responder alas características de la reacción peritéctica. Cuando el calentamiento sigue a la temperatura eutécticaocurrirá la reacción inversa dada en la ecuación (5-9), y la fase alfa remanente se descompone en lasolución sólida beta y en el líquido adicional. Un análisis típico de fase da los montos de estas dos fasesexactamente encima de la reacción peritéctica horizontal:

Punto - aleación de 40% de Platino a la temperatura de 2200°FFases - Líquida y betaComposiciones - 31% de Pt y 86% de Pt

Montos - 84% %16100 x 3186

3140?

?

?

Si se sigue calentando la fase líquida se incrementa hasta que la aleación se encuentra totalmentelíquida por encima de los 2480°F.


Solidificación sin Equilibrio en los Sistemas PeritécticosEl uso de los diagramas de equilibrio peritécticos para la predicción de micro estructuras o de

propiedades mecánicas y físicas esta limitada severamente por la casi universal ocurrencia de las es-tructuras no equilibradas. Por ejemplo, la aleación de platino de 40% debería consistir de granos de lafase alfa a la temperatura ambiente y de acuerdo al diagrama de equilibrio de la figura 5-17, pero laestructura real de la aleación fundida es enteramente diferente, figura 5-19. la razón en la persistenciade la fase dendrítica beta es evidente conforme el curso de la reacción peritéctica mostrada en la figura5-18. la fase alfa, al formarse de las fases líquida y beta, rodea o encaja las partículas de la fase beta.Este encajamiento protege la fase beta de promover la reacción con el líquido, y la difusión en las fasessólidas es usualmente insuficiente para permitir que el equilibrio se establezca durante el enfriamiento.

Si la aleación solidificada es sometida a una combinación de deformación plástica y temperaturaelevada, como en los tratamientos térmicos, el proceso de difusión es acelerado y el equilibrio puedeser establecido, las propiedades físicas y mecánicas de la aleación pueden ser entonces previstasaproximadamente por medio de las reglas generales dadas para las soluciones sólidas y las aleacionesbifásicas.

Fases IntermediasLa mayoría de los diagramas de fases no consisten meramente de una reacción eutéctica o una

reacción peritéctica, sino mas bien de una combinación de varias reacciones fundamentales. Por ejem-plo, los diagramas hierro-carbón contienen reacciones de solución sólida, peritécticas y eutécticas. Enla mayoría de los casos la aparición de muchas reacciones en un diagrama binario es el resultado de lapresencia de las “fases intermedias”. Hay fases cuyas composiciones químicas son intermedias entrelos dos metales puros, y cuyas estructuras cristalinas son diferentes de aquellas que corresponden a losmetales puros. Esta diferencia en la estructura distingue las fases intermedias de las soluciones sólidasprimarias, las cuales están basadas sobre los metales puro. Algunas fases intermedias pueden serllamadas “compuestos ínter metálicos”, como el Mg

2Pb, que tiene una relación simple de las dos clases

de átomos, sin embargo, muchas fases intermedias existen en una gama de composiciones y son con-sideradas “intermedias” o “soluciones sólidas secundarias”.

Las fases intermedias están divididas en fases de fusión congruente e incongruente, sobre la base desu comportamiento en su fusión. Una fase de fusión incongruente se descompone en dos fases diferen-tes, usualmente una sólida y otra líquida, en vez de fundirse de la manera usual. Una reacción peritécticase produce por esta clase de descomposición (ver problema 9) esta composición peritéctica estárepresentada por la composición de la fase intermedia a la temperatura peritéctica. Una fase de fusióncongruente funde de la misma manera como un metal puro. En este caso el diagrama de equilibrio estádividido esencialmente en secciones diferentes. En la figura 5-20 la fase beta de fusión congruentedivide el diagrama plomo-magnesio en dos reacciones eutécticas, cada una de las cuales puede seranalizada independientemente.

Para ilustrar la solidificación de una aleación típica la aleación de plomo con 10% de magnesio seráconsiderada. A altas temperaturas la aleación es líquida, por ejemplo.

Punto - aleación de 10% de Magnesio a la temperatura 1000°FFases - LíquidaComposiciones - 10% de MgMontos - 100% Líquido


La solidificación empieza a 900° F con la nucleación y crecimiento de los granos de la fase beta.Una línea de enlace esta dibujada solo en la región bifásica y por eso termina en la línea que representala composición de la fase beta. Un análisis encima y muy próximo a la temperatura eutéctica es típicode los análisis de una región bifásica, la composición eutéctica es 2.5% de magnesio.

Punto - aleación de 10% de Magnesio a la temperatura de 500°FFases - Líquida y betaComposiciones - 2.5% de Mg y 19% de Mg

Montos - 55% %45100 x 5.219

5.210?

?

?

La fase líquida es de composición eutéctica y forma estructura eutéctica conforme continua el en-friamiento a lo largo de la temperatura eutéctica. El monto de la estructura eutéctica es por eso igual almonto de esta fase líquida, 55%, notar que el calculo de una fase por la aleación solidificada da losmontos de las fase alfa y beta:

Punto - aleación de 10% de Magnesio a la temperatura de 450°FFases - Alfa y betaComposiciones - 1% de Mg y 19% de Mg

Montos - 50% %50001 x 119

110?

?

?

De los resultados de este análisis de fases a 500 y 450°F se puede concluir que:

1) La micro estructura de la fundición de 10% de aleación de magnesio consiste de 45% decristales primarios beta y 55% de estructura eutéctica y

2) La estructura eutéctica esta compuesta de 50/55 partes de fase alfa y 5/55 partes de fase beta.

Un esquema del comportamiento de una solidificación similar se muestra en la figura 5-12 (aleación 2).

Reacciones al Estado SólidoLos diagramas considerados en las secciones previas han descrito la descomposición de una solu-

ción líquida en una solución sólida, eutéctica, etc, una solución sólida puede experimentar exactamentereacciones de las mismas clases, tales descomposiciones al estado sólido son de interés importante enla industria. La teoría y método del análisis de fases son idénticos para las transformaciones líquidas ysólidas, y solo es necesario usar palabras ligeramente diferentes, ”eutectoide” y “peritectoide” con elobjeto de tratar adecuadamente las relaciones de fases en la descomposición de una solución sólida.

Aunque las reacciones a los estados líquido y sólido pueden ser idénticas e la teoría de las fases,podría dudarse si un cuerpo sólido puede descomponerse en una o mas fases nuevas de la mismamanera que una solución líquida móvil. Esta duda esta justificada. Las reacciones al estado sólidodifieren de dos importantes maneras de las reacciones líquidas, en la forma en que pueden alcanzar lascondiciones de equilibrio producidas por medio del diagrama de fases:

1) Las reacciones al estado sólido ocurren mucho mas lentamente, están sujetas a las mayoreshistéresis (por ejemplo sobre-enfriamiento) y raramente corresponden en la práctica a lascondiciones verdaderas de equilibrio.


2) Las fases sólidas consisten de átomos arreglados en ciertas estructuras cristalinas, y nuevasfases sólidas se forman a partir de otra fase sólida, tendiente a tomar posiciones definidas conrespecto a la estructura cristalina. Es decir la estructura de la nueva fase tiene una definidarelación de orientación con respecto a la estructura de la fase de la cual se formó.

La figura 13-4 ilustra los cambios atómicos que pueden resultar en una relación definida entre laorientación de la fase sólida nueva y la fase sólida de la cual se formó. El modelo geométrico(Widmänstaten) formado por las fase nueva en tales casos se muestra en la figura 5-22(b). Sin embar-go, aunque las velocidades de las reacciones lentas y las relaciones de orientación son de gran impor-tancia, estos factores no necesitan ser considerados ahora en relación con el estudio de las reaccionesal estado sólido.

Reacciones EutectoidesEl hecho que el acero pueda ser endurecido es un resultado directo de una reacción eutectoide en

el diagrama de equilibrio hierro-carbón. Así como la reacción eutéctica desarrolla una descomposicióna partir de una solución líquida, de la misma manera una reacción eutectoide encierra la descomposi-ción de una solución sólida en otras dos fases sólidas. En la figura 5-21 esta solución sólida se llamaaustenita o solución sólida gama (la austenita se forma a partir del estado líquido, la cual ha sidoestudiada) El equilibrio de la descomposición de la austenita será considerado ahora.

La austenita de reacción eutectoide (que forma una estructura eutectoide 100% cuando es enfriadalentamente a lo largo de la reacción eutectoide horizontal) tiene el mas simple comportamiento en sudescomposición. La aleación 1 de la figura 5-21 tiene esta descomposición y en a región del diagramaque corresponde a la austenita un análisis típico de fases es:

Punto - aleación de 0.8% de carbón a la temperatura de 1400°FFases - Solución sólida gama (austenita)Composiciones - 0.8% de CMontos - 100%

Conforme la aleación es enfriada a lo largo de la reacción eutectoide horizontal la fase austenita sedescompone en la solución sólida alfa (ferrita) y en la de hierro-carburo (Fe3C ó cementita). Lanaturaleza de la descomposición de éste eutectoide es estrictamente análoga a la de la descomposicióneutéctica. Las dos nuevas fases sólidas en una región dada de la austenita producen un nódulo de“perlita”, el micro constituyente eutectoide. Cuando la fase austenita es consumida por el crecimientode muchos nódulos de perlita, los nódulos se reúnen unos a otros para formar el arreglo tal como se veen la microfotografía a la temperatura ambiente de la figura 5-21(c). Notar que en la región en la cual ungrupo de placas de ferrita y cementita tienen casi una orientación constante no se llama un “grano” deperlita, sino un “nódulo” de perlita. Un grano por definición tiene una sola orientación en la estructurareticular. Desde que la perlita esta compuesta de dos fases evidentemente no puede satisfacer esta defi-nición. Un análisis de fases justamente debajo de la reacción eutectoide horizontal da los resultados:

Punto - 0.8% de Carbón a la temperatura de 1300°FFases - Alfa y Fe

3C

Composiciones - 0.3% de C y 6.7% de C

Montos - 88% %12100 x 03.07.6

03.080.0?

?

?


Desde que la correspondiente micro estructura, figura 5-21(c), es de 100% de perlita, se concluyeque la perlita consiste de 88% de ferrita y 12% de cementita.

La aleación 2 en la figura 5-21 es una composición mas general en el sistema eutectoide. Conformela aleación es enfriada desde la región e la austenita, cristales primarios de ferrita comienzan a formargranos de austenita a partir de los 1500°F. Si el enfriamiento continúa, se formará más ferrita y lacomposición de la austenita se aproxima a la composición eutectoide. Exactamente encima de la tem-peratura eutectoide el análisis de fases es:

Punto - 0.4% de aleación de carbón a 1335°FFases - Alfa y GamaComposiciones - 0.03%C (casi) 0.8% C

Montos - 52% %48100 x 03.080.0

03.040.0?

?

?

En el enfriamiento a través de la temperatura eutectoide la austenita (la cual es entonces de descom-posición eutectoide) cambia a perlita, la estructura eutectoide. La micro estructura de la aleación muestraaproximadamente 48% de perlita y 52% de ferrita. Por supuesto el porcentaje de fases es enteramentediferente, como se muestra en el siguiente análisis:

Punto - 0.4% de Carbón a la temperatura de 1300°FFases - Alfa y Fe

3C

Composiciones - 0.3% de C y 6.7% de C

Montos - 94% 6%100x 0.036.7

0.030.40?

?

?

En la foto micrografía de la aleación de 4% de carbón, figura 5-21, es evidente que los microconstituyentes: perlita y ferrita (primaria), son a menudo cantidades convenientes de referencia. Sinembargo, para otros propósitos, tal como la velocidad con que se pueda trabajar el acero con herra-mientas, el monto de la fase dura Fe

3C puede ser más útil.

Precipitación de la Solución SólidaUn tipo común de reacción al estado sólido es la formación de una segunda fase entre los granos

de una solución sólida. La razón para tal precipitación de la segunda fase es el decrecimiento en lasolubilidad del metal soluto en el metal base. La figura 5-22 muestra una porción del diagramaaluminio-plata en la cual la solubilidad de a plata en aluminio varia desde casi 50% a 1000°F a solo2% a la temperatura ambiente. La aleación, que contiene 20% de plata, se solidifica a partir delestado líquido para formar la solución sólida alfa en la forma que ya se ha discutido para los diagramasde equilibrio de solución sólida. En la región de la fase alfa los análisis siguientes pueden hacerse,figura 5-22(a):

Punto - aleación de 20% de Plata a la temperatura de 1000°FFases - Solución sólida alfaComposiciones - 20% de AgMontos - 100%

Si se sigue el enfriamiento de la aleación sólida, la solubilidad de la plata en aluminio cae a 20% a830° F y la precipitación de la solución sólida beta rica en plata empieza. Si el enfriamiento continúa, el


monto de la fase beta se incrementa hasta que cercanamente a la temperatura ambiente el análisis defases da: figura 5-22(b):

Punto - aleación de 20% de Plata la temperatura de 100°FFases - Alfa y betaComposiciones - 2% de Ag y 85% de Ag

Montos - 78% 22%100 x 285

220?

?

?

Las fases alfa y beta no están en una estructura eutéctica, desde que el micro constituyente eutécticopuede ser producido solo por la solidificación del líquido eutéctico. Por otro lado, los cristales betaprecipitan como placas sobre los planos 111 de los granos alfa. La estructura geométrica resultante en lasuperficie pulida del espécimen se llama una “estructura Widmanstätten”. Desde que las orientaciones delos granos alfa difieren, el carácter de la estructura Widmanstätten también varia de grano a grano.

Reacciones de Orden - DesordenUna transformación al estado sólido que no tiene paralelo en las reacciones líquido-sólido es el

“ordenamiento” de una solución sólida. Se recordará que una solución sólida consiste de los átomos delsolvente y del soluto, distribuidos al azar en los puntos de la estructura del solvente metálico. La figura 5-23(a) es una representación dimensional de una solución sólida de un “cuerpo centrado” con númerosiguales de átomos de ambos metales. La distribución “desordenada” de átomos en esta solución sólida esenteramente diferente del arreglo en la estructura “ordenada” figura 5-23(b). Es evidente que el ordena-miento perfecto de una solución sólida puede ocurrir solo si las dos clases de átomos están presentes enciertas relaciones, tales como 1:1 ilustrada en la figura 5-23. también el incremento en la vibración térmicade los átomos a altas temperaturas tiende a disminuir la perfección del ordenamiento. Sin embargo, comose muestra en la figura 5-24, el más o menos perfecto ordenamiento de la fase alfa prima existe en unagama de composiciones y temperaturas que puede distinguirse de la fase alfa desordenada.

El análisis de la solidificación y enfriamiento de una aleación en un diagrama tal como en la figura 5-24 no ofrece nuevos problemas. Por ejemplo la composición general, aleación 2, se solidifica deacuerdo a la reacción de la solución sólida y a 600° F, el análisis de las fases es:

Punto - aleación de 25% de B a la temperatura de 600°FFases - alfaComposiciones - 25% de BMontos - 100%

Cuando la temperatura se baja aproximadamente a 420°F la estructura ordenada empieza a for-marse, y el siguiente análisis se puede hacer a 400°F:

Punto - aleación de 25% de B a la temperatura de 400°FFases - Alfa y alfa primaComposiciones - 25% de B 27% de B

Montos - 67% %33100 x 2427

2425?

?

?

Conforme el enfriamiento sigue se forma la estructura alfa prima que reemplaza completamente a laalfa a los 350°F. A la temperatura ambiente la situación es simple:


Punto - aleación de 25% de B a la temperatura ambienteFases - alfa primaComposiciones - 25% de BMontos - 100%

Las propiedades no ordinarias asociadas con la formación de una estructura ordenada son consi-deradas en el capitulo posterior.

Sistemas TernariosPuesto que las propiedades de un metal puro son mejoradas por la adición de un elemento aleable,

¿Por qué no agregar otros y obtener mejores ventajas?. Esto es exactamente lo que se hace en lapráctica, así es como la mayoría de las aleaciones comerciales son mas complejas que las aleacionesbinarias. Por ejemplo, los metales que se utilizan en servicios a altas temperaturas pueden contenerhasta 10 elementos. Hasta el presente no hay un método satisfactorio para representar las aleacionesde fases en tales sistemas multicomponentes, y los diagramas tricomponentes son los que comúnmentese encuentran entre los mas complejos.

Representación de Sistemas TernariosPara plotear adecuadamente las variaciones de la presión, temperatura y las dos concentraciones

variables en un sistema tricomponente se requeriría el uso de cuatro dimensiones. Fijando la presión auna atmósfera, tres dimensiones son suficientes. Aun esta clase de ploteo es inconveniente, la tempera-tura también puede ser fijada para reducir el diagrama a dos dimensiones. La figura 5-25 muestra elmétodo usual triangular para plotear las dos composiciones variables en un sistema ternario cuando lapresión y temperatura son fijados. Un vértice del diagrama representa el 100% de uno de los compo-nentes, tal como el metal A. La base del diagrama opuesto al metal A representa 0% de metal A, y laslíneas paralelas a esa base indican porcentajes variables del metal A. El punto que representa la alea-ción 1 se encuentra a una distancia de la base que es el 20% de la distancia del vértice A a dicha base,por eso la aleación 1 contiene 60% de B y 20% de C.

Este simple ploteo de la composición a temperatura constante (y presión) es de valor para determi-nar la constitución de fases de las aleaciones. El uso de los diagramas de equilibrio ternariostridimensionales, figura 5-26(a) aclara este hecho. La temperatura es ploteada perpendicularmente alos triángulos de composición. Como es usual, los “puntos” en el diagrama están determinados por lacomposición y temperatura. Las regiones de fases son volúmenes más bien que áreas, pero las fasespresentes en un caso dado sin embargo están determinadas por la región de la fase en la cual el “punto”ocurre. Por lo tanto, durante la solidificación de la aleación 1 el punto temperatura-composición pasaa través de las siguientes regiones: 1) Líquida, 2) beta, 3) líquida, beta y alfa 4) beta y alfa.

El Análisis de Fases en los Sistemas TernariosEl diagrama espacial no es conveniente para hacer análisis de fases detallados. Sin embargo, un

análisis dado se hace a una sola temperatura y por eso en una sección a temperatura constante. Con-sideremos el análisis de la aleación 1 en la región líquida, por ejemplo a la temperatura T

1. la sección a

través del diagrama espacial a esta temperatura se muestra en la figura 5-26(b) y es evidente que elpunto reposa en el campo de la fase líquida. El análisis de fase es simple:

Punto - aleación de 20% de A. 60% de B, 20% de C a la temperatura de T1

Fases - LíquidaComposiciones - 20% de A, 60% de BMontos - 100%


Los otros campos de fases que existen a la temperatura T1 no son desarrollados en este análisis.

Cuando la aleación 1 se enfría a esta temperatura correspondiente a esa composición la solidifica-ción de la solución sólida aparece. Esta reacción de solidificación es idéntica a las estudiadas en lossistemas bicomponentes excepto que la solución sólida beta formada en este caso tiene ambos metalesA y C cuyos átomos en solución sólida están en la estructura reticular del metal B. Un análisis típico defases de la aleación 1 en la región líquida + beta puede hacerse a la temperatura T

2 usando la sección

isoterma de la figura 5-26(c).

Punto - aleación de 20% de A, 60% de B a la temperatura de T2

Fases - Líquida y betaComposiciones - 21% de A, 58% de B y 10% de A, 83% de B

Montos - 92% %8100 x 25

2?

Por conveniencia, las longitudes necesarias para el cálculo fueron medidas utilizando la línea de losporcentajes de B. Las líneas de enlace en estas secciones las isotermas son determinadas experimen-talmente.

Cuando una cierta cantidad de la fase beta primaria se ha formado, el líquido alcanza una compo-sición seudo-eutéctica, y empieza a formarse una mezcla de fases beta y alfa secundarias en unaestructura similar al micro constituyente Eutéctico en sistema binario. La temperatura T

3 esta entre la

gama de temperaturas sobre la cual las fases alfa y beta cristalizan simultáneamente a partir del líquidoen la aleación 1. la sección isoterma T

3 se muestra en la figura 5-26(d) y se aplica el análisis de fases

siguiente (se notara que las composiciones de las tres fases se leen en los vértices de la región triangulartrifásica):


Fases - Líquida, alfa y betaComposiciones - 17% de A, 55% de B 30% de A, 38% de B 18% de A, 70% de B

Montos - 25% %19100 x27

5? , ?100 x

mn

ml %56100x

2313

?

La construcción usada para determinar el monto de la fase beta se ilustra en la figura 5-26(d) y seve que es análoga a la relación usual de la ley de palanca. Similares razonamientos pueden hacerse paradeterminar los montos de las otras fases. El monto total de la fase beta incluye cristales primarios y lasecundaria beta.

Cuando la ultima parte de líquido ha desaparecido solo están presentes las fases alfa y beta. Unanálisis de fases a esta temperatura T

4 en la región sólida del diagrama puede fácilmente hacerse con la

ayuda de la sección isoterma dada en la figura 5-26(e):


Fases - Alfa y betaComposiciones - 41% de A, 33% de B y 11% de A, 72% de B

Montos - 31% %69100 x 39

27?


Aunque las secciones verticales a través del diagrama espacial, tal como en la figura 5-26 (f) trae uncierto parecido a los diagramas binarios, ellos carecen de una característica importante. “las líneas deenlace generalmente no reposan en el plano de una sección vertical”. Esto se puede ver comparando ladirección de la línea de enlace a través de la aleación 25 en la figura 5-26( c) con la dirección del trazoen la sección B

lB en esta figura. Esta restricción sobre las secciones verticales de los diagramas ternarios

debe tenerse en cuente cuando se usan esas secciones. Sin embargo, las secciones verticales sonverdaderamente valiosas para mostrar las fases que están presentes en una aleación durante los equi-librios de enfriamiento y calentamiento. Las secciones verticales también revelan las temperaturas a lascuales los diferentes cambios de fases ocurren.

El diagrama ternario de la figura 5-26 es un ejemplo relativamente simple de un sistema ternarioposible. La construcción y visualización de la mayoría de los diagramas ternarios de importancia técni-ca es extremadamente difícil. Sin embargo, los principios ilustrados en el diagrama de la figura 5-26 (a)son suficientes para la solución de la mayoría de los problemas de los sistemas tricomponentes en lasocasiones en que las secciones diagramáticas isotermas estén disponibles.

Equilibrio Gas-MetalPuesto que la producción, fusión y tratamientos térmicos de los metales se llevan a cabo en presen-

cia de gases: oxígeno, nitrógeno e hidrógeno por ejemplo, es evidente que las reacciones gas-metal sonposibles. Muchos aspectos de estas reacciones pueden ser comprendidas muy fácilmente por medio delos diagramas de equilibrio apropiados. Básicamente tal diagrama es el mismo que para los sistemasmetálicos ordinarios, y es razonable que la fase gaseosa y la presión sean de la mas grande importancia.

Como un ejemplo de un diagrama gas-metal, las relaciones de equilibrio entre la plata y el oxígeno semuestra en la figura 5-27 para una presión de 1 atmósfera. Este sistema es una buena ilustración de laimportancia de una fase gaseosa, desde que “el chisporreteo” pueda ocurrir durante la solidificación de laplata. El diagrama muestra que la plata pura fundirá si es calentada encima de los 1761°F y que la faselíquida continuara a esta temperatura aun si disuelve oxígeno de la atmósfera. Dado el tiempo suficiente enel punto de fusión, la composición del líquido cambiara desde 0% de oxígeno aproximadamente a 0.3%de oxígeno. Si el líquido es entonces enfriado, la fase líquida alcanza la composición eutéctica durante lasolidificación y se descompone en la solución sólida alfa (casi plata pura) y la fase gas. Las burbujas degas se levantan a la superficie de la masa solidificada y producen “el chisporreteo” del líquido conformeellas se escapan. Desde que el desprendimiento de la fase da como resultado una fundición de calidadinferior, la fusión de la plata es preferible llevarla a cabo en una atmósfera en la cual el oxígeno estéexcluido.

Mientras que la presión tiene un efecto relativamente pequeño en el equilibrio sólido-líquido, es unfactor importante en las reacciones que desarrollan los gases. Por ejemplo, la máxima solubilidad deloxígeno en la fase alfa de la plata a una temperatura dada se incremente grandemente a mas altaspresiones. En efecto el aspecto integro de la figura 5-27 es enteramente diferente a más altas o másbajas presiones. Aunque no hay datos disponibles generalmente para los efectos completos de lapresión en los sistemas gas-metal la variación de la solubilidad máxima del gas (S) con respecto a lapresión (P) esta dado por la ley de Sievert para los gases diatómicos:

25 Cuando tres fases están en equilibrio, como en el ejemplo, los montos relativos son tales que el triángulo trifásico se balancearía en un plano

horizontal si fuera soportado en el punto que represente la composición del sistema "20% A y 60% B" y si los pesos de las fases correspondientes

fueran aplicados a las vértices de los triángulos. Esta visualización es análoga a la aplicada a la de la figura 5-9 para el equilibrio bifásico. La

construcción de la línea mn (a través de la fase beta y los puntos de composición) reduce el problema de determinación de las fases beta a la de aplicar

la ley ordinaria de palanca.

PKS ? (5-10)


donde K es una constante que depende de la temperatura. Similarmente, el efecto de la temperatu-ra en la solubilidad a presión constante esta dado por:

S = Ae -

RT

Q (5-11)

Donde Ae y Q son constantes, R constante de los gases (2 calorías / mol / grado) y T es temperatura

absoluta (grados kelvin). Los datos para aplicar estas dos ecuaciones están disponibles en la literaturatécnica. Las figuras 5-28 y 5-29 muestra algunos resultados de la solubilidad del hidrógeno.

La figura 5-29 indica que la solubilidad del hidrógeno en el hierro se incrementa súbitamente a910°C, cuando el hierro cambia de CBC a CCC. Un decrecimiento correspondiente ocurre a 1400°Cse produce cuando nuevamente se convierte a una estructura CBC. La gran diferencia entre el metallíquido y sólido es la base de un método para disminuir el contenido de gas de los metales fundidos enla obtención de piezas fundidas. La temperatura de la aleación en fusión muy cercanamente debajo desu punto de solidificación, y como resultado gran parte del gas disuelto es expelido. Si la aleaciónentonces es calentada rápidamente a la temperatura de fundición y moldeo, el tiempo será insuficientepara que el contenido de gas se incremente nuevamente a su máximo valor. Como resultado, el conte-nido en gas de la fundición es significativamente reducido.

Impurezas en los MetalesEn la mayoría de las aplicaciones actuales de los metales y aleaciones, solo el metal base y los

principales elementos aleables son de importancia directa. Sin embargo, cuando en la producción defundiciones comienzan a formarse cavidades gaseosas como de hidrógeno, nitrógeno y oxígeno, brus-camente tienen una gran influencia. Las impurezas sólidas, aun más comunes, y un pequeño porcentajede un elemento indeseable puede destruir las propiedades útiles de las aleaciones comerciales. Porejemplo, 0.01% de arsénico causa dificultades en la producción de las aleaciones de plomo-antimoniopara cables blindados. El azufre es una impureza no metálica que causa que los aceros desarrollenagrietamientos cuando son rolados a altas temperaturas. La causa de esta fragilidad térmica es la fusiónde un sulfuro de hierro en el acero.

Todas las aleaciones comerciales contienen impurezas. Sin embargo, cuando las cantidades de lasimpurezas críticas exceden un valor específico que tienen efectos indeseables. Aunque cada metal baserepresenta un problema separado y especializado, generalmente las impurezas se incorporan en elartículo metálico final por los siguientes caminos:

1. En los procesos de fundición del metal, impurezas en los minerales, fundentes y combustibles.

2. Durante las operaciones posteriores de fusión provenientes de los hornos o combustibles, y enlas adiciones de los deshechos metálicos.

3. En el curso de los tratamientos térmicos, etc.

En la practica, el éxito comercial estriba no en la eliminación completa de los elementos indeseables,sino en el adecuado control de esas impurezas. Generalmente esto se hace manteniendo dichos ele-mentos debajo de la seguridad mínima, pero frecuentemente es más económico agregar un segundoelemento para convertir la impureza en un elemento no peligroso. Por ejemplo, puede evitarse laacción del azufre en el acero transformándolo en sulfuro de manganeso (lo cual mejora las condicionespara trabajarlo en maquinado) si se agrega una pequeña cantidad de manganeso durante la manufactu-ra del acero.


SUMARIO

“METALURGIA DEL COBRE”26

Sumario de la Metalurgia del Cobre

El cobre fue el segundo ó tercer metal conocido por el hombre (antes que el fierro). Hace 8,000

años a.c. los Egipcios fabricaban armas de dichos metales. La obtención del cobre a partir de sus

minerales es más reciente (1500 a 2500 años a.c.). Había transcurrido largo tiempo en la práctica de

fundición de minerales de cobre, cuando de casualidad se observó que el metal obtenido en lugares

distintos y por lo tanto de minerales o yacimientos diferentes presentaban características por el origen;

posiblemente, cuando en algún lugar se le encontró asociado al estaño se obtuvo el bronce (se ha

descubierto un espejo egipcio de esta aleación con una antigüedad probable de 1800 años a.c.).

América no tuvo edad de bronce, paso directamente al del hierro.

Su uso esta relacionado principalmente con la electricidad y sus manufacturas; estadísticamente le

siguen aleaciones diversas en la industria del automóvil, municiones, edificios, etc.

Por su volumen ocupa el tercer lugar en el consumo mundial, después del hierro y del aluminio.

El Perú a nivel mundial posee reservas probadas de más de 6% (Chile ocupa el primer lugar con el

20%). Tendríamos en el Perú cobre para extraer durante 70 años, si cuadriplicaremos la producción

del año 1985, en el que se produjo 400,833 TMF. Autoridades mundiales en cobre afirmaban en base

a las reservas mundiales de 1969 que sólo tendríamos cobre para 22 años, esto es hasta 1991; a partir

de este último año la humanidad no contaría con cobre minado.

Probablemente en los próximos 200 años no habrá problema con el agotamiento del cobre; espe-

cialmente por que la tecnología mecánica (grandes equipos) hará viable minar yacimientos de bajas

leyes, como los de 0.2% de cobre en contenido metálico.

En 1950 el mundo consumía 2.5 millones de cobre; el Perú proveía el 1%. Hoy la demanda es de

aproximadamente 8 millones y el Perú suministra el 5.5%.

Actualmente se hacen apreciaciones diversas acerca del futuro del cobre, pronosticándose que será

sustituido por otros minerales (fibra de vidrio, los polímeros, etc.); lo mismo se dijo en el década del 20 con

respecto a la sustitución del cobre por el aluminio. Sin embargo, no se encuentra nada concluyente en

relación con el desplazamiento del cobre por otras sustancias; el ingenio humano no tiene límite para evitarlo.

26 Dictado en la clase de 1989, pero curiosamente todavía actual. Del Texto "Introducción a la Metalurgia" del profesor Ing. Guillermo Tantaleán Vanini

para el segundo examen del curso de Metalurgia Extractiva 1990-II en la Escuela Académico Profesional de Ing. Metalúrgica de la UNMSM


Chile, a diferencia del Perú a incrementado su producción cuprífera en forma notable sin precedente en

la historia de los países productores de cobre (casi el doble en dólares de las exportaciones totales del Perú

con respecto a la suma de divisas de nuestras exportaciones mineras, agrícola, industrial, pesquera, etc.).

Precios

Han sido fluctuantes en el presente siglo; desde hace aproximadamente 30 años de gran importan-

cia económica para el Perú. En 1900 el precio promedio en refinería era del 6.19 centavos de dólar

(equivalente a 63.5 en 1970). En el presente año bordea los 1.30 (en la fecha 14-12-90 hay tendencia

a la baja: 1.16 dólar la libra).

Paises Productores de Cobre

En el presente siglo, EE.UU. de N.A. durante muchos años fue el primer productor; no había más de 10

productores mundiales significativos; esta era la realidad comparativa en 1969 y 1987 en toneladas cortas:

Ingenuamente algunos constituyeron el CIPEC 29 para controlar o regular los precios internaciona-

les del cobre; el mundo despertó como consecuencia hoy día tenemos más de 20 países productores

del metal. Chile fue pragmático, salto en 1982 al primer puesto mundial, y la cifra del Perú, ha caído

por debajo de la producción de 1987 debido genéricamente a las disposiciones de sus gobiernos y

partidos políticos, incluyendo al autodenominado gobierno revolucionario de 1968 a 1980, que en

realidad en esos años se constituyo en un auténtico partido político, a pesar de todo, el cobre es el

producto que ocupa el primer lugar en el suministro de moneda extranjera para el Perú.

Año 1969 =cobredeTC.de6'250,000

acerodeTC.de580'cadaPor

Provienen del minado =cobredemineralde'540

fierrodemineralde'670

27 A comienzos del siglo (Año 1990), Ley Promedio 4%.

28 Países que constituyen el CIPEC (nótese "otros" de 383,00 a 2’525,00 toneladas)

29

PAISES MINERAL % COBRE MINERAL

MINADO 1969 PRODUCCION

EN 1969 PRODUCCION

EN 1987

USA 0.63 27 1’430,000 1’405,100

URSS 1.00 950,000 1’135,400

ZAMBIA 2.50 28

750,000 571,000

CHILE 1.70 28

730,000 1’533,000

CANADA 1.22 610,000 550,100

CONGO (ZAIRE) 3.25 28

357,000 571,000

PERU 1.20 28

200,000 448,000

SUR AFRICA 0.93 140,000 212,000

AUSTRALIA 1.30 130,000 245,800

CHINA 1.00 120,000 220,500

OTROS 1.25 383,000 2’525,000

TOTAL 4’250,000 9’417,000


Esta relación cercana a 1:1 del minado prácticamente se mantiene; pero el volumen económico del

metal cobre es de gran significación dentro de los metales industriales.

A pesar que la ley mundial promedio de explotación ha caído de 6% a 0.5% el precio del cobre

apenas se ha duplicado; esto es debido al gigantismo en las operaciones de minado y a los adelantos en

las operaciones y procesos metalúrgicos. Hace dos años la Southern Perú instala en Toquepala celdas

gigantes de 3,300 pies3

, denominadas columnares, el Perú queda rezagado en lo que se refiere a

procesos piro e hidrometalúrgicos. Si no incluyéramos a la Cía. Southern Perú, el costo de producción

de cobre peruano sería de 0.80 dólares la libra y la de Chile de 0.40.

Especies Minerales Comerciales de Cobre

Las especies minerales de cobre en la mayoría de los casos determinan y regulan el procedimiento

y el proceso en la planta. Las especies comerciales tienen vistosas características físicas que la hacen

fácilmente identificables.

A las plantas metalúrgicas llegan los tipos de minerales que a continuación se mencionan:

1. Sulfuros

2. Sulfuros parcialmente oxidados

3. Mixtos de sulfuros de óxidos (sulfoxidados)

4. Oxidos con traza de sulfuros

5. Oxidos puros

Cada yacimiento y con mayor razón las plantas tienen a su vez subclasificaciones y denominaciones

para esos tipos en función de las impurezas, etc. Lógicamente las gangas determinan el procedimiento

y el proceso conjuntamente con las especies de cobre. El mayor porcentaje de la producción mundial

proviene de las especies minerales sulfuradas.

Subproductos

La economía de la explotación de un yacimiento de cobre y su posterior tratamiento metalúrgico

implica considerar la recuperación de sustancias minerales asociadas con las especies de cobre. Hay

que considerar al proyectar una planta la recuperación de un conjunto de productos tales como:

Molibdeno, oro, plata, níquel, cobalto, antimonio, arsénico, renio, zinc, plomo y otros que anterior-

mente se consideraban gangas: sílice, calcita, especies minerales de hierro, vermiculita, ácido sulfúrico,

etc.

SULFURADOS OXIDADOS NATIVO

Chalcosita Cu2S Malaquita CuCO3 (OH)2 Cu

Covelita CuS Azurita CuCO.Cu(OH)2

Chalcopirita CuFeS2 Crisocola CuSiO3.2 H2O

Bornita Cu3FeS3 Cuprita Cu2O

Enargita Cu3FeS4 Tenorita CuO

Tenantinita Cu3FeS3 Chalcantita CuSO4.5H2O

Fematinita Cu3FeS4 Brochantita CuSO4.3Cu(OH)2

Tetraedrita Cu2FeS3 Atacamita CuCl2.3Cu(OH)


Un caso típico es el de la planta Metalúrgica de Palabora en la República de Sudáfrica, que para ser

económicamente rentable había que producir además de las 77,000 toneladas de cobre anuales, 70,000

toneladas de concentrado de magnetita, 100,000 toneladas de vermiculita y 93,000 toneladas de

ácido sulfúrico, posibilidades más amplias de recuperación de subproductos se presentan en el Perú.

Otro caso son los minerales de los Urales de Rusia, en el que valor de las menas cupríferas representan

sólo el 33%, el otro 33% lo representa el hierro, 18% el azufre y un 15% el valor combinado de los

metales oro, plata, cobre, zinc, cobalto y selenio.

Por último, en los países desarrollados, los residuos provenientes de plantas metalúrgicas se están

utilizando con ventajas por su fina granulometría para reemplazar las arenas y también por sus propie-

dades de fraguado en las industrias de la construcción (casas, carreteras, diques, etc.).

Antecedentes y experiencias sobre esta última materia en nuestro País se encuentra en La Oroya,

en donde la Cerro de Pasco Co. Desde de la década del 20 utilizó las escorias para la industria de la

construcción; las casas que fueron construidas en la arteria principal de dicha ciudad se mantienen y

utilizan aún.

Metalurgia de Transformación

Como un caso digno de mencionar, cabe expresar que sólo el 3% de la producción de cobre

primario refinado lo uso el sector industrial para la elaboración de productos de mayor valor de carác-

ter primario; dicha estadística peruana corresponde al año 1987.

Procedimientos Metalúrgicos para la Extracción del Cobre

A pesar de las intensas investigaciones que se hacen a nivel mundial para aplicar la hidrometalurgia

en la extracción del cobre, todavía sigue obteniéndose cerca el 90% por procesos pirometalúrgicos.

La mayoría de los intentos que se han hecho en este sentido no han obtenido éxito significativo con la

finalidad de disolverlo a la temperatura y presión ambiental; igualmente se han aplicado las variables de

presión y temperatura últimamente sin llegar a conclusiones industriales masivas. Mientras que los

procesos pirometalúrgicos en los últimos 30 años han tenido impresionantes avances, tanto con fines

de minimizar costos y la polución ambiental.

Pirometalúrgicos

1. El convencional o general (tostación – fundición – conversión – electrorefinación)

2. Fundición instantánea (relámpago, centelleo o flash smelting).

3. Segregación.

4. Obtención de mata en Horno de Cuba.

5. Obtención de mata en Horno Eléctrico.

6. Por reacción ciclónica (en fase experimental).

Existen variantes a los procedimientos indicados, como es la utilización de “concentrados verdes”

en el Horno de Reverbero, esto es sin previa tostación, etc.

Hidrometalúrgicos

1. Lixiviación con soluciones de ácido sulfúrico variantes:

a. Natural

b. In situ

c. En montones y pilas (heap leaching)

d. En percoladores

e. En agitadores mecánicos y neumáticos


2. Lixiviación con soluciones de ácido sulfúrico más sulfato férrico.

3. Lixiviación – Precipitación – Flotación (LPF) 30

4. Extracción por solventes

5. Bio-lixiviación

6. Con soluciones amoniacales.

7. A temperaturas moderadas y a presión (en investigación para minerales específicos)

8. Con ácido clorhídrico (en investigación)

9. Con cianuro (en investigación)

Pirometalurgia

El convencional o general (obtención de matas) se perfecciona en el presente siglo y sustituye desde media-

dos del siglo pasado el tedioso método de tostación y precipitaciones de cobre sólido y posterior refinación

termoquímica; su aplicación principal es para minerales sulfurados y eventualmente mezclándolo con oxidados.

Toda la pirometalurgia del cobre, tanto la que llamo general (convencional) como sus variantes

modernas se basan en los principios físicoquímicos clásicos para la obtención de matas. La pirometalurgia

convencional tiene un poco más de un siglo, el Horno de Reverbero de Matas desde 1879 y el proce-

dimiento bessemerizado de las mismas desde 1880. Prácticamente todas las fundiciones de los prime-

ros 60 años del siglo XX fueron convencionales.

Habiendo bajado notablemente las leyes de los minerales en una primera etapa, se introdujo el

gigantismo en las explotaciones; esto no fue suficiente ya que vino la crisis energética, obligando a los

metalurgistas a crear nuevas ingenierías en la pirometalurgia del cobre.

Existe en la actualidad una diversidad de metodologías para la fusión de concentrados de cobre, no

nos ocuparemos de todos ellos, ya que todos responden procesalmente en la fundición a principios

estequiometricos y fisicoquímicos comunes. En la prefundición en la década del 40 hubo un gran avance

al crearse el horno de lecho fluidizado, el cual está siendo desplazado por los numerosos avances.

Desde un punto de vista esquemático los “reactores” que se utilizan actualmente (sin mencionar las

variantes de cada uno ellos) son:

Horno de Reverbero

Es el convencional, una caja de material cerámico (paralelepípedo recto), cuyo techo es una bóve-

da para aprovechar la radiación calorífica, con la finalidad de obtener la temperatura adecuada para

formar mata y escoria con diferentes combustibles (sólidos al comienzo y posteriormente líquido, gases

o sólidos fluidizados). Este horno ha sido adaptado para las diferentes variantes actuales, como es en

la alimentación directa de “concentrados verdes”.

Horno Vertical

Es un semiprisma recta de base rectangular (clásicamente llamado indistintamente de cuba, manga

o chaquetas de agua). A diferencia del horno de reverbero tiene alta eficiencia térmica y utiliza combus-

tible sólidos permeables al flujo en contracorriente de los gases; se le alimenta de concentrados nodulizados

(pellets) para minimizar el arrastre de polvo, favorecer condiciones cinéticas y flujo de gases.

Horno Eléctrico

Es similar al reverbero, solo que el calor es suministrado por varios electrodos de gráfito introducitos

por la bóveda (tipo Soderberg). Es excelente porque metalúrgicamente los concentrados no necesitan

nodulizarse y tienen mayor eficiencia estequiométrica y térmica que el reverbero.

30 Explicado al final


Horno de Fusión Instantánea

(relámpago, centellante o flashsmelting), como todos los hornos modernos, el calor es desarrollado

por el propio concentrado debido al valor exotérmico de los sulfuros. Se emplea toberas especial-

mente diseñadas para quemar el concentrado, el cual ha sido llevado a una granulometría y humedad

adecuadas. Existen variantes con las nombres de las empresas que las originaron Outokumpo (Finlan-

dia), Inco (Canadá) y las fusiones ciclónicas Tongonigii y Kiveet (ambas en Rusia), etc.

Reactor de Fusión-conversión

La aspiración del metalurgista ha sido realizar ambas en una sola etapa. Hay que mencionar que las

fundiciones convencionales son continuas aunque las sangrías son intermitentes y los convertidores

convencionales operan como reactores “batch”. La diferencia en la fusión-conversión es de un pro-

ceso continuo. La primera experiencia que se tuvo sobre esta materia fue en Messina, 1921.

La tendencia actual del metalurgista en todas las operaciones y procesos es hacerlas continuas

cosa que es difícil por la variación de las materias primas, las reacciones a alta temperatura, etc.;

prácticamente ya se obtiene la colada continua del cobre y la reducción continua bessemerizada. En el

extraordinario texto de Hofman Hoyward, “Metallurgy of Copper” del año 1924, se expresa la posi-

bilidad de una sola etapa en la obtención del cobre.

De las numerosas patentes que hay sobre fusión-conversión (autógenas) se pueden señalar tres por

su notabilidad: Outokumpo de Finlandia y sus variantes de la Nippon Mining con aire precalentado a

1200° C en lugar de 450° C; la International Mickel y la Norada de Canadá (que dispone en Montreal

uno de los mejores centros de investigación: Noranda Research Center). La patente Mitsubishi que

utiliza reactores en serie y cascada (para aprovechar la gravedad). En Chile en la década del 70 se

hizo un proceso único denominado “Caletones”.

Todas las anteriores variantes pueden ser semiautogenas, autógenas, utilizar concentrados

prepulverizados, concentrados pelletizados, obtener una mata de alto grado, obtener solo mata blan-

ca o una mezcla de mata blanca y cobre blister, aproximándose a obtener cobre ampolloso.

Hidrometalurgia 31

Por tener poca incidencia en la producción de cobre por este procedimiento y casi nulo valor n el

Perú, haremos un resumen de la disolución de las especies de cobre en soluciones en ácido sulfúrico

extensibles a todos los métodos que se han mencionado, exceptuando los 3, 5, 6, y 7:

Tenorita CuO + H2SO4 = CuSO4 + H2O

Cuprita Cu2 + H2SO4 = CuSO4 + Cu + H2O (solo la mitad del cobre se disuelve)

Crisocola CuSiO3.2 H2O + H2SO4 = CuSO4 + SiO2 + 3 H2O

Azurita Cu3(OH)2.(CO3)2 + 3 H2SO4 = 3 CuSO4 + CO2 + 4 H2O

Malaquita Cu2O(OH)2.CO3 + 2 H2SO4 = 2 CuSO4 + CO2 + 3 H2O

Chalcantita soluble en agua

Brochantita Cu4(OH)6SO4 + 3 H2SO4 = 4 CuSO4 + 6 H2O

Atacamita Cu2Cl(OH)3 + 2 H2SO4 = 2 CuSO4 + HCl + 3 H2O (iones cloro a la solución)

Desde el punto de vista industrial las anteriores son las especies minerales de cobre que se disuel-

ven en soluciones de 25 a 75 grs/lt de ácido sulfúrico.

31 En el texto próximo a editarse se tratará extensamente la hidrometalurgia, ya que es conveniente para defender el medio ambiente.


Para disolver oras especies se utiliza soluciones de ácido sulfúrico más el oxidante sulfato férrico:

Nativo Cuy + Fe2

(SO4

) = CuSO4

+ 2 FeSO4

Chalcocita Cu2

S +2 Fe2

(SO4

)3

=2 CuSO4

+ 4 FeSO4

+ S

Se disuelve en dos etapas, la primera reacción es rápida hasta que la mitad del Cu se transforma en

sulfato y la otra mitad en CuS; éste segundo sulfuro sigue disolviéndose, pero más lentamente:

Cu2

S + Fe2

(SO4

)3

= CuSO4

+ CuS + 2 FeSO4

CuS + Fe2

(SO4

)3

= CuSO4

+ 2 FeSO4

+ S

Covelita La que se indica en la ultima reacción

Bornita Se disuelve casi con la misma velocidad que la covelita.

Las otras especies sufuradas a la presión y temperatura ambientales son prácticamente insolubles.

Hidrometalurgia y Pirometalurgia actuales

La hidrometalurgia y pirometalurgia clásicas están profusamente descritas en revistas y textos. La reali-

dad actual (1990) comparativa, es que los nuevos avances en hidrometalurgia (métodos nuevos) están

confinados a los tratamientos de bajos volúmenes y se aplican donde sería antieconómico los procesos

pirometalurgicos por tenerse concentrados o minerales apropiados y en sitios en donde es difícil comercia-

lizar el subproducto H2SO

4. la hidrometalurgia no puede competir con las fundiciones de gran volumen.

Hay dos procesos hidrometalúrgicos potenciales que actúan sobre los sulfuros: CMEP (Cuprex

Metal Extracción Process) y GCM(Great Central Mines). Ambos basados en el cloro.

CMEP ha sido exitosamente probado a nivel de planta piloto. El concentrado de cobre es lixiviado en

etapa única con una solución de cloruro férrico, los residuos están constituidos por pirita y azufre que pueden

ser recuperados por flotación o extracción; el cobre es removido de la solución rica por solventes. El

orgánico es “stripped” en tres etapas con agua caliente enriqueciéndose con el ión cloro. Por etapa electrolítica

el cobre es recuperado; es posible recuperar la plata por precipitación con polvo de zinc. Existen en los

países desarrollados inversionistas interesados en instalar plantas de 20 a 30 mil toneladas métricas por año.

Las investigaciones continúan para hacer eficiente la recuperación del oro, molibdeno y azufre.

El GCM ha sido probado a escala de laboratorio tanto sobre concentrados "limpios” como "su-

cios” conteniendo zinc, plomo, arsénico y antimonio. Tiene dos variantes, uno para concentrados im-

puros, en las que hay una prelixiviacion con HCl para eliminar pirrotita, zinc y plomo. La segundo

variante es cuando se efectúa sobre concentrados sin muchas impurezas; después de la separación de

los sólidos, la solución con cobre es tratada en un evaporador, en donde el hierro es convertido en

hematita, los metales no ferrosos a sulfatos y el ácido clorhídrico regenerado. El 85% del cobre es

obtenido por electrodeposición y un 15% por “stripping”. La información es restringida, pero se calcu-

la que es una opción para plantas de 5 a 10 mil toneladas métricas al año.

Resumen Actual En Un Diagrama De Los Procedimientos

Aspectos Teóricos De La Fusión Para Obtener Matas


DIAGRAMA DE LOS PROCEDIMIENTOS PIROMETALURGICOS

Mineral minado 0.2-3% Cu.

LIBERACION

Flotación

20 - 30%Cu.

Secado

TostaciónConcentrado

Fundición

Instántanea

SinterizaciónIgnición

Relámpago

Conversión

HornoCuba

Horno

ReverberoHorno

Reverbero

Horno

Eléctrico

Mata 30 - 55% Cu.

Convertidor

PurificaciónAnodas

Electrorefinación

Fusión

Moldeo

Abierto

Colada

Continua

Para uso

industrialProductos Manufacturados

(Metalurgia de Transformación)

Cu.> 98%

Cu.> 99.9%


Se han efectuado grandes avances en la interpretación científica en las reacciones de cobre y las

impurezas en las masas de mata y escoria; igualmente en sus procesos de formación. Para el objetivo

de este texto sería extenso tratar los estudios teóricos que se han efectuado y que interesan en los

trabajos de investigación para el desarrollo, modificación o búsqueda de nuevas tecnologías. Daremos

algunos aspectos elementales teóricos con supuestos que puedan interesar en ingeniería, situándose en

la realidad para efectos de manejo de ciertos principios en el ejercicio de planta y especializados. Los

conceptos puramente teóricos chocan con la variabilidad de las materias primas alimentadas, despla-

zamientos iniciales en el interior del horno y las diferentes condiciones físico-químicas a las temperatu-

ras de fundición que se presentan.

No tomando en cuenta la fase gaseosa (que solo tiene valor termodinámico en algunos procesos) y

que la suponemos ideal, solo consideramos 2 fases: mata y escoria. La fusión de las materias tiene por

objeto provocar el cambio físico inicial de éstas, en consecuencia dar las condiciones físico-quimicas para

lograr que se formen la mata y la escoria con las propiedades adecuadas; se complican más cualesquiera

cálculos teóricos y aún las prácticas de carácter estequiométrico y termo-químico, pues junto con los

productos mencionados se introducen en los hornos minerales auríferos, polvos recuperados que tienen

valores metálicos, escorias de reciclaje proveniente de los convertidores y hasta cementos de cobre.

Aspectos que hay que tomar en cuenta en las fusiones

1. Secado.- En función del porcentaje de humedad tiene incidencia económica y del peligro de formación

de gases instantáneamente.

2. Descomposición de los Sulfuros Naturales.- Se describirán más adelante.

3. Descomposición de Especies Oxidadas Naturales o Artificiales.- Se describirán más adelante.

4. Fusión.- Como existe variablidad cualitativa de las cargas en ingeniería es imposible teorizar individual-

mente en la rutina de la planta. El hecho concreto es que por el volumen de las cargas y por el contacto

errático de los reactantes solo se pueden expresar que la formación de matas y escorias comienza

inicialmente de componentes de bajo punto de fusión, es decir, se inicia por la formación de soluciones

líquidas eutécticas, en el caso de la mata.


Para efectos estequiometricos se supone para el cuasibinario un comportamiento ideal en la fase líquida

(para estudios teóricos físico-quimicos pueden usarse los trabajos de Schuhmann y Moles en Journal of Metals,

N° 3, p. 235 – 245 (1951) y Kameda y Yasawa, J. Min. Metall, Ins. Japan, 79, pags. 159 – 166 (1963).

En el núcleo o núcleos eutécticos se disuelven físicamente los sulfuros y posteriormente en forma

similar se forman los primeros núcleos de escorias (ya explicado en el Capitulo de Fundición en el texto).

1. Cálculos Termoquímicos

El balance de energía es importante, para este efecto se analizaran:

a)

- Sistemas gaseosos /técnicamente humos)

- Aire, aire enriquecido, oxígeno industrial, H2

O, CO2

, N2

, etc.

- Sólidos: polvos

- Sustancias volatizadas a la temperatura de fundición.

b)

- Sistemas condensados

- Mata

- Escorias (óxidos en fase única: FeO, Fe3

O4

, CaO, Al2

O3

, SiO2

.

- Concentrados, fundentes, etc (con entalpia cero, 298°k)

5. Reacciones indeseables.-

a) Perdida de Cobre.- La reacción química que termodinámicamente explica este aspecto, entre el

cobre disuelto en la mata y el cobre disuelto (no el globular puro) en la escoria es:

Cu2

S + FeO = Cu2

O + FeO

El coeficiente de distribución seria:

sulfurocomoCu%

OxidocomoCu%

matalaenCu%

escoriaenCu%D = =

Los tratadistas sostienen que es imposible que exista Cu2O a las temperaturas de fusión pues la máxima

actividad química a que puede llegar el Cu2O es 4.25 x 10

-4; recientemente algunos investigadores conside-

ran que si puede existir Cu2O en la escoria debido al coeficiente de actividad que puede alcanzar en su seno.

a) Magnetita.- Se considera indeseable su presencia, pues en forma sólida origina disturbios en la

marcha del proceso de fundición, causando principalmente una reacción con el CuS de la mata origi-

nando la flotación de partículas de la misma.

Para reducir los efectos de la magnetita se recurre a hacerla reaccionar con pirita, arrabio o carbón.

Por supuesto las perdidas de cobre no son sólo por las anteriores causas físicas que dependen de

la operación y el diseño de los hornos en las que hay que tomar en cuenta una inadecuada separación

mata-escoria y por la suspensión debido a fenómenos interfasiales; también causas químicas determi-

nan pérdidas de cobre a partir del sulfuro que se solubiliza en la escoria; posiblemente el oxido de

cobre se pierde en la escoria por silicatación. ¿cuál sería la solución para minimizar estas perdidas?.

Producir matas de bajo grado parece lo más efectivo en el método convencional.


Hay que tener en cuenta también que cuando se forman concentraciones altas de Fe3

O4

se pierde

cobre como ferrita de cobre: Cu2

O.Fe3

O4

.

La Escoria en la Producción de Matas

Pocos efectos prácticos en la fundición han tenido los diferentes criterios nuevos que se han

expuesto en los últimos 50 años sobre la formación de escorias. El concepto antiguo destinado a

regular las cualidades principales de las escorias es recurriendo al concepto del “Indice de Silicatación”

de los mineralogistas; este se utiliza en la mayoría de las fundiciones del mundo, pese a que no

permite cuantificar el efecto de cada oxido en la escoria. Todos los conceptos emitidos en los textos

clásicos de nuestro primer medio siglo pueden ser la mejor guía para la formación y control de las

escorias; pese a las elaboradas teorías de los últimos 40 años, sin embargo, no han logrado superar

en el ejercicio diario del ingeniero de planta a la experiencia, el arte y los aspectos teóricos ácido-

base clásicos. Y tienen que ser así porque las nuevas teorías no pueden predecir si una mata es

ácido o básica al contacto con los ladrillos de magnesita por ejemplo; hay imprecisión al querer

aplicar esquemas al factor Coulombico, en la interacción Oxígeno-Cation, etc. Diferentes autores

hicieron una redefinición del índice de silicatación basado en aspectos termodinámicos; por ejemplo

Higgins y Jonee (1963) era la siguiente expresión:

1.90 A1 + 2.83 Si +3

4

0.87 Fe2 2 2 2+ + 0.83 Mn + + 0.70 Ca + + 0.95 Mg +

I =

Muestra, como todas las novedades sobre escorias, incoherencia en su aplicación practica.

Conclusión

Un tratamiento termodinámico ácido-básico de las escorias es hasta ahora inmanejable en la aplica-

ción industrial de planta.

Estequiometria Básica para obtener Matas

Para efectos prácticos se esbozara un esquema simplificado en los aspectos estequiométricos en la

fundición de minerales de cobre que permitan consultar más ampliamente en textos avanzados, ya con

una interpretación más rigurosa. La limitación que tenemos, por la finalidad del texto, hace imposible

abarcar todos los aspectos estequiométricos de los diferentes procedimientos actuales; si es verdad

que el conocimiento físico-químico teórico actual ha sido importante para desarrollar los métodos

nuevos, más importancia ha tenido la experimentación de empresas e institutos a nivel mundial, que por

supuesto contando con altísima capacidad económica generaron las ingenierías que novedosamente se

muestran en revistas o textos en forma genérica.


Razones por la que se Obtiene en la Fundición del Cobre Cu2

S.FeS

en la Fundición Convencional

1) En relación con la tostación: por ser asintótica la curva tanto por ciento de eliminación de azufre

vs. Tiempo; es decir, por la cinética en relación con la economía.

2) En relación con la conversión: por el alto valor exotérmico del FeS, que en realidad es un

combustible.

3) En relación con la fundición:

a) El FeS es un protector del cobre; pues, el O2 de las fase escoria por afinidad reacciona

primero con el Fe; evitando la incorporación del cobre a la misma.

b) Por el orden de afinidad del azufre; capta rápidamente el cobre antes que el Fe transfor-

mándolo en Cu2S hasta agotarlo en cualquier forma en que se encontrara.

c) Dar volumen a la mata con el FeS para captar subproductos minimizar perdidas de cobre

en la escoria. ¿por qué el cobre a partir de un producto tostado a muerte no se reduce

directamente en atmósfera reductora a cobre metálico?

Basado en la serie electromotriz y de oxidación de los metales, sería antieconómico eliminar de la

fase metálica líquida las impurezas que contiene. Sin embargo, en el procedimiento de una sola etapa

de fusión- oxidación y reducción del Cobre, sus principios teóricos se conocen, pero la tecnología es

todavía desconocida.

Estequiometria Especifica de la Mata

La mata no es una especie química; para efectos prácticos se puede considerar una solución de

sulfuros dentro de los rangos industriales en función de la concentración de Cobre. En el caso de la de

Cobre podemos expresarlo en una formula a la que llamaremos “de relación”:

x FeS. y Cu2S


Si llamamos c al % de Cu, f al % de Fe y s al % de azufre; podemos determinar la composición

elemental o de sus compuestos:

Si conociéramos:

128

160

c128

160?

CuS = 2

Fes = 100 -


resolviendo, para c= 177.9 – 4.89s; para f=3.89s – 77.8

Formación de Matas en Atmósferas Reductoras

Cuando se calientan los sulfuros en atmósfera reductora o neutra no habiendo posibilidades de

oxidación, el S en combinación con el cobre en exceso, requerido para el compuesto estable por

encima de 1000°C será eliminado por volatización. Por ejemplo la covelita en ausencia de aire:

2CuS = Cu2S + S

Igual sucede con los otros sulfuros metálicos, por ejemplo la calcopirita:

FeS = CuS + 2FeS + S mata

Ejemplo 1

Un mineral contiene 25% de calcopirita; se funde en una atmósfera reductora. Se pide:

a) El peso de la mata producida a partir de 100 kg de mineral.

b) El % de cobre en la mata, y

c) La relación de concentración.

Solución:

En 100 hay 25 kg CuFeS2; 0.35 x 25 = 8.75 kg de Cu

2CuFeS2 = Cu

2S + 2FeS + S

2 x 184 = 160 2 x 88

128

??

???

??? c

128

160100

88

56

??

???

????? c

128

160100

88

32c

128

32

Fe =

S =

Si conociéramos f:

FeS = f56

88?

f56

88100 ??CuS = 2

Cu = ??

???

??? f

56

88100

160

128

S = ??

???

????? f

56

88100

160

32f

56

32

Si conociéramos s, podemos establecer la siguiente ecuación:

C + f + s = 100

0sf56

32c

128

32?????


Conclusión:

La chalcopirita pura tiene 35% de Cu, lo único que se ha logrado es pasar a una mata de 38% de

Cu. Cualquiera que sea la ley de chalcopirita del mineral dará como constante 38% de Cu.

Efectos de otros Sulfuros en el % de Cu de la Mata

Tienen efectos diluyentes como se puede apreciar en el siguiente ejemplo:

Ejemplo 2

Un mineral tiene 25% de chalcopirita y 40% de pirita. Fundiéndolo en una atmósfera reductora se

piden los puntos del ejemplo 1, base: 100 kg de mineral, tiene 25 kg de CuFeS2

y 40 de FeS2

.

.kg8.2225368

336??La chalcopirita rendirá de mata

a) kg de mata producida que contienen 8.75 kg de Cu8.2225368

336??

b) de Cu en la mata%3.388.22

100x75.8?

3.4MineralelenCu%75.8

MatalaenCude%3.38

Matadekg8.22

Mineraldekg100??

1

3.4R. C. =

c)

.kg33.2940120

88??La pirita rendirá FeS FeS + S; FeS2

Que se disolverá en la mata.

a) 22.8 + 29.33 = 52.13 kg de Mata

32.0MineralelenCu8.75%

MatalaenCu16.78%

Matadekg52.13

Mineralde100kg??c)

1

03.2R. C. =

Conclusión:

La pirita ha tenido efecto diluyente, bajando la concentración del Cu.


Cálculo de Matas en la Practica Industrial

Usualmente los análisis en planta son expuestos en tantos por ciento de Cu, Fe y S elementales. De

acuerdo a lo expuesto en “la teoría” de la formación de mata, el cálculo invariablemente se hace sobre

el cobre para formar el primer sulfuro, y el exceso de azufre se satura con Fe para dar FeS (por razón

de afinidades). Como hay exceso de Fe en los minerales y concentrados, el mismo que para efectos de

cálculos es un oxido ferroso básico FeO, siendo sustancia escorificable. En los ejemplos que se dan a

continuación no se toma en cuenta el azufre que se volatiliza; el cual si no puede ser calculado es

asumido de acuerdo a la practica.

Ejemplo 3

Un concentrado conteniendo 18 % de cobre, 31 % de S y el hierro en exceso para formar la mata

y escoria va a la fundición. Se pide los mismos puntos o cálculos de las preguntas 1 y 2 para los casos:

a) De tratar el concentrado bruto, y

b) Para el mismo concentrado, pero habiéndolo tostado se llevó el azufre a 10 % hipotéticamente

consideramos que la calcina continúa con 18 % de Cu.

Concentrado

Cu —————————————- 18

S ————————————— 31

5.4184

1??S en el CuS 2

S en el FeS 31 4.50 = 26.50

87.725.2632

88??Fe

a) 18 + 4.5 + 72.87 = 95.37 kg de Mata

Cu%87.1837.95

10018?

?b)

05.118

87.18

37.95

100??c)

Concentrado Tostado

Cu ————————————— 18

S —————————————- 10


5.4184

1??S en el Cu S 2

S en el FeS 10 4.50 = 5.5

13.155.532

88??Fe

d) 18 + 4.5 + 15.13 = 37.63 kg de Mata

Cu%83.4763.37

10018?

?e)

66.218

83.47

63.37

100??

f)

Nota

Se observa cual es la finalidad de la tostación, en la practica gobierna la concentración de S al final

de la tostación, para tener después en la fundición una mata con un porcentaje de Cu. ¿cuánto debe

tomarse de ambos para producir una mata de 45% de Cu bajo condiciones reductoras en un horno de

cuba?

Mezcla de Minerales Sulfurados y Oxidados

La mezcla de minerales sulfurados y oxidados o los minerales sulfoxidados pueden omitir parcial o

totalmente la tostación, cosa que es difícil conseguir por razones de suministro.

Ejemplo 4

Un mineral sulfurado tiene 35% de CuFeS2 asumimos que la cuarta parte del S del mismo se

volatiliza y el resto entra a formar la mata. Además se tiene un mineral oxidado que contiene tenorita

con 10% de cobre. ¿Cuánto debe tomarse de ambos para producir una mata de 45% bajo condicio-

nes reductora?

Base: 100 kg de Concentrado

Una mata de 45 % tiene 27.16 % de S

En 100 kg de Mineral hay 35 kg de CuFeS2

Los 35 kg tienen 0.35 x 35 = 12.25 kg de Cu y 12.25 kg de S

S que va a la Mata 12.25 - kg19.94

25.12?

Una mata de 45% formada a partir de 9.19 kg de S da:

84.332716.0

19.9?

Kg de cobre en la Mata de 45 %: 0.45 x 33.84 = 15.23

Kg de cobre que deben suministrarse al mineral tenoritico:

15.23 – 12.25 = 2.98


Kg de mineral oxidado que debe tomarse: 8.2910.0

98.2?

Mezcla :

Mineral Sulfurado : 100.00 kg

Mineral Oxidado : 29.80 kg

Ejemplo 5

Un mineral oxidado tiene 30% de cobre. ¿cuánta pirita habrá que tomar de tal manera que al

mezclarlo con el anterior se produzca una mata de 505 de cobre?. Asumimos que tenemos pirita pura

y que la mitad de su azufre se volatiliza.

Solución:

Base: 100 kg de mineral Oxidado.

En cada 100 kg de mineral oxidado hay 30 kg de Cu

Peso de la mata que debemos producir: kg 6050.0

00.30?

Una mata de 505 tiene 26.14% de S

Peso de S en la mata: 60 x 0.2614 = 15.68 kg

La pirita tiene 53.33% de azufre y bajo condiciones reductoras la mitad 26.67% irá a la mata.

Kg de pirita que hay que tomar: 79.582667.0

68.15?

Mezcla:

Mineral Oxidado : 100.00 kg

Mineral Puro : 58.79 kg

Tal mezcla dará una mata de 50% de Cu.


Obtención de Matas en Atmósfera Neutra

En un horno de reverbero la atmósfera será neutra, en este se producen reacciones de los sulfuros

con los óxidos, eliminándose azufre bajo la forma de SO2:

Cu2S + 2Cu

2O —— 6Cu + SO

2

Cu2S + 2CuO —— 4 Cu + SO

2

Eliminar azufre de esta manera equivale a una tostación, por lo tanto habrá menor cantidad de

azufre para la formación de la mata, hecho que hay que tomar en cuenta para efectos cuantitativos. En

la practica si no hay régimen adecuado de operación se puede observar glóbulos de cobre metálico

diseminados en la mata, se evita en gran parte este hecho por la presencia del FeS que sede su azufre

al Cu y se transforma en FeO que va a la escoria 32.

Ejemplo 6

Horno de cuba: Base 100 kg de concentrado

Cu en el concentrado = 100 x 0.30 = 30.0 kg

S en el concentrado = 100 x 0.18 = 18.0 kg

S a Cu2S = 30 x (32 / 128) = 7.5 kg

S a FeS = 18.0 – 7.5 = 10.5 kg

FeS formado = 10.5 x (88 / 32) = 28.87kg

Mata formada = 30 + 7.5 + 28.87 = 66.37 kg

% de Cu en la mata = 20.4537.66

10030?

?

Horno de Reverbero:

reacciones:

CuSO4 + Cu

2S 3 Cu + 2SO

2

2CuO + Cu2S 4 Cu + SO

2

2Cu2O + Cu

2S 6 Cu + SO

2

Base: 100 kg de Concentrado.

S eliminado por CuSO4

= 0.15 x 30 = 4.5 kg Cu x(2x32 / 64)= 4.5kg

S eliminado por CuO = 0.03 x 30 = 0.9 kg Cux(32 / 2x64) = 0.225kg

S eliminado por Cu2O = 0.13 x 30 = 3.9 kg Cux(32 / 4x64) = 0.49kg

De los 18 kg de azufre x 100 del concentrado:

32 Aunque la atmósfera del horno de reverbero puede ser perfectamente neutra para la cuantificación adecuada del combustible y del comburente, en

el seno tanto de la masa sólida (mineral fundentes) que reposa en el horno, existen zonas reductoras que caen en los aspectos teóricos expuestos

anteriormente.


4.5 + 0.225 + 0.49 = 5.215 se elimina como SO2

Cu en el concentrado = 100 x 1.30 = 30.0 kg

S en el concentrado = 100 x 0.18 = 18.0 kg

S eliminado como SO2

= 4.5 + 0.225 + 0.49 = 5.215 kg

S a la mata = 18.00 – 5.215 = 12.785 kg

S a Cu2S = 30 x (32 / 128) = 7.5 kg

S a FeS = 12.785 – 7.5 = 5.285 kg

FeS formado = 5.285 x (88 / 32) = 14.53 kg

Mata formada = 30 + 7.5 + 14.53 = 52.03 kg

% Cu en la mata = 03.52

10030 ?= 57.65 kg

Aspecto Económico en la Obtención de Matas

Sacar el costo del tratamiento de un mineral o concentrado a cobre metálico es un aspecto muy

complejo si es que se relacionaran económicamente todas las etapas del procesamiento. Vamos a

simplificar singularizando solo la fundición. En el procedimiento clásico tostación- fundición-conver-

sión una de las variables económicas (la relación de concentración) es importante (lógicamente en las

tecnologías modernas es más acentuado este aspecto); si por ejemplo, el costo de conversión es de

2’000,000 de intis la tonelada, al obtener una mata en la fundición con un R. C. De 10:1 el costo de la

conversión será de 200,000 intis por tonelada de concentrado. Si hubiéramos hecho una relación de

concentración de 5:1 y si asumimos el mismo costo en la conversión, entonces el tratamiento por

tonelada de concentrado sería de 400,000 intis. Sin embargo, en el procedimiento clásico obtener

matas con alta relación de concentración esta limitado a los puntos expuestos en “Razones por las que

se obtiene el cobre como Cu2S.FeS ...” descritos en el presente texto.


Estequiometría de un Lecho de Fusión en la Práctica Industrial

Simplificado, en Base a los Indices de Silicatación

Ejemplo 7

Se tienen 2 concentrados de cobre (I y II), los fundentes están constituidos por un mineral oxidado

de fierro y un mineral calcareo (exento de S) se desea obtener una mata de 50 % Cu y una escoria

monosilicatada. Se utiliza para la fundición 30% de carbón con respecto al peso de minerales más

fundentes. El carbón tiene 40% de cenizas (en la practica moderna se utiliza combustibles fluidos o

fluidizados, este ultimo sería para el presente problema). Calcular la carga del horno.

Solución:

Balance Mineral I (x 100kg)

FeO= 40 x (60 / 2x72) = 16.6 kg SiO2

CaO = 2 x (60 / 2x56) = 1.07 kg SiO2

100 kg necesitan = 17.71 kg SiO2

Defecto de SiO2 por c/ 100 kg de SiO2= 17.71 – 2 = 15.71 kg

Balance Mineral II (x 100kg)

8 x (60 / 2x72) = 3.328 kg SiO2

4 x (60 / 2x56) = 2.14 kg SiO2

100 kg necesitan = 5.47 kg SiO2

Exceso de SiO2 por c/100 kg de SiO2= 60.0 – 5.47 = 54.53 kg

Mezcla de Minerales I y II

En 100 kg de mineral II hay exceso de 54.53 kg de SiO2

En x kg de Mineral II falta 15.71 kg de SiO2 donde:

X = 28.8

Mezcla:

Mineral I 100.0 kg

Mineral II 28.8 kg

Una mata de 50% Cu tiene además: 24%Fe y 26%S. Como hay 20 kg de S en la mezcla, este

requerirá para poner en relación S: Fe = 20 x 24 /26 = 18.46 kg de Fe que equivale = 18.46 x 72/56

= 23.7 kg FeO.

SiO2 FeO CaO S Cu

Mineral I (concentrado) 2.0 40.0 2.0 20.0 30.0

Mineral II (concentrado) 60.0 8.0 4.0 —- 20.5

Mineral Oxidado de Fe 7.0 90.0 —- —- —-

Mineral Calcareo 2.0 3.0 50.0 —- —-

Cenizas Carbón 60.0 12.0 20.0 —- —-


Esa cantidad de FeO habrá proporcionarla con el mineral oxidado de fierro (fundente ferroso),

como en este fundente hay 7% SiO2

autoconsumirá: 7 x (2 x72 / 60) = 16.8 kg FeO, por lo tanto solo

hay disponible para ser utilizado en la fundición = 90.0 – 16.8 = 73.2%; tomaremos de mineral oxida-

do de fierro = 23.7 x 100/73.2 = 32.37 kg que lo agregaremos al cuadro de contenidos (ver cuadro al

final del problema).

Hemos puesto en relación S: Fe, faltará poner en relación S:Cu; como en la mezcla hay 20 kg de S,

necesitara de cobre = 20 x 50/26 = 38.5 kg de cobre en la mezcla solo hay = 30 + 5.9 = 35.9.

Faltará poner en relación el cobre = 38.5 – 35.9 = 2.6 kg de Cu, que en este caso suponemos lo

suministrará el mineral II, del que tomaremos = 2.6 x 100/20.5 = 12.68 kg que lo agregaremos al

cuadro de contenidos.

Pero en este último mineral hay un exceso de 54.532 kg de SiO2

, luego en 12.68 habrá un exceso

de SiO2

= 12.68 x 0.5432 = 6.91 kg de SiO2

, que debe ser neutralizado, para lo cual se necesita

CaO:6.91 x (2 x 56/60) = 12.85 kg de CaO, estos 12.85 kg de CaO; lo tomaremos del fundente

calcáreo, para lo cual, calculamos su disponibilidad de CaO, como tiene 2% de SiO2

es autoneutralizado,

parte por el 3% de FeO y la diferencia por CaO:

3 x 22

iO S 1.2480.416 32FeO

SiO???

luego faltará saturar:

2 – 1.248 = 0.752 kg de SiO2

neutralización que lo efectuará el CaO:

de 1.401.86 0.752SiO

2CaO 0.752

2

????

CaO

disponible en el fundente:

50 – 1.40 = 48.60 de CaO

tomaremos de fundente calcáreo:

kg41.266.48

10085.12?

? (que lo agregamos al cuadro de contenidos)

Cálculos Sobre el Combustible

Como utilizamos un 30% en peso de combustible sobre la suma de concentrados y fundentes,

tendremos:

100.00 + 28.80 + 32.37 + 12.68 + 26.41 = 200.26

Peso de combustible a utilizar:

200.26 x 0.30 = 60.08 kg


Peso de las cenizas del combustible:

60.08 x 0.4 = 24.03 kg

2

2SiO de 199.1

FeO2

SiO12.003.24 ???

2

2SiO de 571.2

CaO2

SiO2.003.24 ???

Necesidad = 3.770 de SiO2

Tenemos un contenido de SiO2

en la cenizas de:

24.03 x 0.6 = 14.418 kg de SiO2

Luego habrá un exceso de:

14.418 – 3.770 = 10.648 kg de SiO2

Que lo neutralizamos con el fundente calcáreo:

10.648 x 79.19SiO

CaO2

2

? de CaO

El lecho de fusión está constituido así:


Como hay disponible en el fundente calcáreo 48.60% de CaO tomaremos:

72.4060.48

10079.19?

? kg de fundente calcáreo

El lecho de fusión estará constituido de acuerdo al cuadro de contenidos:

Mineral I 100.00 kg

Mineral II 41.48 kg

Fundente de Fe 32.37 kg

Fundente Calcáreo 67.13 kg

Cuadro de Contenidos

Para cargas de 1000 Toneladas

Mineral o concentrado I = 414.972

Mineral o Concentrado II = 172.130

Fundente de Fierro = 134.326

Fundente Calcáreo = 278.570

1,000.000

Peso Combustible = 300.000

1,300.000 TM

SiO2 FeO CaO S Cu

100 kg Mineral I 2.00 40.00 2.00 20.00 30.00

28.8 kg Mineral II 17.28 2.30 1.15 —- 5.90

32.37 kg Mineral de Fe 2.26 29.13 —- —- —-

12.68 kg Mineral II 7.60 1.01 0.50 —- 2.60

26.41 kg Mineral Calcareo 0.52 0.79 13.20 —- —-

24.03 kg Cenizas Combustible 14.42 2.88 4.80 —- —-

40.72 kg Fundente Calcareo 0.81 1.22 20.36 —- —-


FUNDICIÓN INSTANTÁNEA

(Relámpago, Centellante o Flashsmelting)

La fundición instantánea es un proceso pirometalúrgico de fundición que directamente trata concen-

trados sulfurados de cobre, se ha extendido a los de níquel y se trata de aplicar al plomo.

Consiste en inyectar concentrados secos finamente granulados y fundente silicio con aire o aire

enriquecido con oxígeno en un horno que presenta cierta similitud con los reverberos clásicos, causan-

do que las especies sulfuradas reaccionan rápidamente. Hay pues una rápida producción de calor y la

fusión de los productos que se introducen.

Los productos que se obtienen del proceso son:

a) Una mata de alto grado en cobre (45 a 65%)

b) Una escoria fundida

c) Humos que contienen SO2, N

2, CO

2

Hay que hacer presente que el SO2 por su concentración apropiada es convertido a H

2SO

4 y el calor

sensible de los gases aprovechando para generar vapor, ambas cosas de más alta rentabilidad que en los

reverberos clásicos y de mayor eficiencia para evitar la polución; hay que tener presente que la mata normal o

la mata blanca puede obtenerse por flash smelting por sus diferentes variantes (Outokumpo, Imco y otros)

arrastran impurezas y metales económicamente recuperables como en el procedimiento de reverbero clásico.

METODO OUTOKUMPO


BALANCE TERMOQUÍMICO EN LAFUNDICION INSTANTÁNEA

NotaEste problema que fue planteado simultáneamente en forma teórica por el autor del texto y un

metalurgista chileno en el primer quinquenio de 1950, tiene plena vigencia en la actualidad.

ProblemaSi tomamos un concentrado de la siguiente composición:

Chalcopirita 66%

Pirita 24%

Sílice 10%

Y suponiendo que queremos obtener una mata de 70% de cobre y una escoria con 40% de fierro

(51% FeO) y que además, mata, escoria y humos (en este caso teórico nos referimos solo a los gases)

salen del horno a una temperatura de 1300°C; ¿calcular si es posible hacer una fundición autotérmica.

1000 kg del concentrado tienen:

Cu : 228.4 kg

Fe : 312.6 kg

S : 359.0 kg

Otro : 100.0 kg

Peso de mata: 228.4

0.7= 326.28

Al fundir el concentrado teóricamente, se obtendrá 326 kg de mata cuya composición será: Cu

70% (228); Fe 8% (26 kg); y azufre 22% (72 kg).

Fe a la escoria : 312 – 26 = 286 kg

S a eliminarse : 359 – 72 = 287 kg

Peso de la escoria: 4.0

286

= 715 kg

METODO INCO


Composición de la Escoria:

FeO: 36856

72286 ??

kg

SiO2

: = 100 kg

Fundente a agregar: = 247 kg

Necesidad Teórica de Oxígeno para Oxidar Fe y S:

Fe + O2

= FeO

S + O2

= SO2

H = - 70940

Aire 21.0

258 = 1.230 m

3

Para Fe ??

56

2.1128658 m

3

composición de SO2

200 m3

Para S ??

32

4.22287 200 m

3

los gases N2

972 m3

TOTAL = 258 m3

O2

(sol. FeO) 58 m3

De acuerdo a las Reacciones:

2CuFeS2

= Cu2

S + 2FeS + S; H = 18630

FeS= FeS + S; H = 15980

S elemental producido a partir de una tonelada métrica:

De la Calcopirita: ??

368

32660 58 kg

De la Pirita: ??

120

32240 64 kg

TOTAL = 122 kg

Las reacciones anteriores son endotérmicas y observarán:

La Calcopirita: ??

368

18630660 33,500

La Pirita: ??

120

15980240 32,000

TOTAL = 65,500

El azufre al oxidarse por kilogramo produce 2,210 por lo tanto:

122 x 2,210 = 270,000

La reacción neta producirá:

270,000 – 65,500 = 204,500 Kcal


Calor por Oxidación del FeS

FeS + 1.502 = FeO + SO2

; H = -112,450

FeS de la Calcopirita:?

?

368

176660 315.6521

FeS de la Pirita:

??

120

88240176.0000

TOTAL = 491.6521

FeS que va a la Mata:

12.50% 128

160 x 70100 ??

326 x 0.1250 = 40.7500

TOTAL = 450.9021

Calor Total del FeS:Kcal 0 577,00

88

450,112 x 9.450 ?

Calor desarrollado en la formación de la EscoriaLos 286 kg de fierro que oxidan a FeO (386 kg el que reacciona con la Sílice; que asumimos que

liberan 100 Kcal, por kilogramo de Fe al formar escoria, luego:

286 x 100

= 28,600

Cifra aproximadamente concordante con datos termodinámicos actuales (1990)

Calor Total LiberadoDebido a la oxidación del azufre 204,500

Debido a la oxidación del FeS 577,000

Debido a la formación de la escoria 28,600

Calor Neto Liberado en el Horno: 810,000

Calor Total SalienteEscoria, mata y gases salientes del Horno a 1,300°C

Mata 326 x 22233 = 72,300

Escoria 715 x 34033 = 243,100

SO2

200 x 714 = 142,800

N2

972 x 445 = 432,500

Calor Neto Saliente = 575,300 Kcal

Perdidas por radiación, etc. (asumido) = 383,533

Necesidad Teórica = 958,833

Déficit Calórico 958,833

810,100

148,733 Kcal


ACTUALIZACION DEL CÁLCULO ESTEQUIOMETRICOEN LA OBTENCIÓN DE

SULFUROS ARTIFICIALES

Se presente a continuación un ejemplo cuantitativo ajustado a la notación y nomenclatura actualespara el caso de "fundición relámpago", "instantánea" o "centellante" (en inglés se denomina flash smelting);la diferencia no es sustentativa al ejemplo que expusiera en 1950 con fines de enseñanza, año en el quetodavía no se aplicaba industrialmente; se partía del aire atmosférico; tuvo aplicación posterior conaire enriquecido por oxígeno, provenientes de plantas adyacentes a las fundiciones. Este procedimien-to tiene diferentes variantes en la actualidad.

ProblemaUn concentrado de cobre es fundido autotérmicamente con oxígeno:

Pirita FeSO2

9.1%

Sílice SiO2

4.6%

Chalcopirita XCu2SySiO

286.3%

Es un concentrado de alto tanto por ciento de cobre; al mismo se puede llegar si así se justificaeconómicamente el tratamiento previo de concentración. Se ha reducido la materia prima a 3 especiesminerales, asunto que es difícil que se presente en la práctica.

Se utiliza oxígeno puro.

Las entalpías H° T / masa molecular (en el ejemplo que utilizará en 1950 se usa calores de reacción)se expresan a 298 K, MJ/Kg y las sustancias líquidas y el gas saliendo a 1500 K.

Balance De FierroEl balance de Fe de la chalcopirita debe ser considerado como dos componentes que produce:

FeS y FeO

Balance de AzufreEl azufre entra al horno en la chalcopirita y en la pirita y egresa como Cu

2 y FeS en la mata y SO

2en los gases de la chimenea.

100

SCuen 20% x mataen Cu masa =

100

conc.en 35%Conc.x Kg 863 2

2

30,4%Fe en Chalc.conc. 64% Fe en FeS863Kg Conc. x = FeS en mata x

100 100

303,8Kg = 0,64 x masa FeS en mata + 0,78 x masa FeO en escoria2


100

FeSen 36% x mataen FeS masa =

100

conoen 53.5%S x conc. 91Kg

100SOen 50%

x saliente SO masa = 22

(3) SO 0,5 + mataen FeS x 0,36 + mataen SCu 0,2 = conc. 350.7Kg 22

Balance de OxígenoIngreso por las toberas

100SOen O 50%

x SO masa + 100

FeOen O 22% xFeO masa = spor tobera O

222

22

(4) 0,5 x SO masa + 0,22 x FeO masa + en toberas O masa x (-1) = Q 22

La masa de O2 ingresante es desconocida, se resolverá más adelante. No se toma en cuenta el O

2del SiO

2 que para efectos de cálculo ingresa independientemente y que después sale exactamente

como dicha especie en la escoria enlazada al FeO.

Balance de Sio2

El SiO2 ingresa en el concentrado y como fundente y sale totalmente en la escoria.

En el sistema de cálculo el balance presenta dos incógnitas; una segunda ecuación, hay que estable-cer, en la escoria convencionalmente 30% de SiO

2 y 70% de FeO, se cree que es la relación apropia-

da.

(6) escoriaen FeO masa x 70

(30) + escoriaen SiO masa x (-1) = 0 2

Balance de EntalpíaLa entalpía total estarán dadas: Ó H reactantes igual a las masas de CuFeS

2, FeS

2, oxígeno, SiO

2y 46 Kg SiO

2, cada uno de los cuales multiplicado por H° 298 divididos por las entalpías de las

sustancias por kilogramo (H°, entalpía por Kg. mol; MW, masa molecular, Kg mol, que se ha genera-lizado de la notación en inglés) igualmente se hace con la suma de las entalpías de los productos que seobtienen del horno.

El último término de la ecuación de entalpía estará dado por el calor pedido.

tn500MJ/1 =conc/hTon 50

MJ/h 2500=

T/hro,concentradón Alimentaci

radiaciony conveccion conduccionpor Pérdidas

Los valores numéricos de las sustancias que se presentan en este proceso son las siguientes (25).


(H° 298/MW) FeS2

- 1,43 entalpía MJ/Kg

" CuFeS2

- 1,04

" O2

0,00

" SiO2

- 15,16

(H° 1500/MW) Cu2S

liq 0,25

" FeS 0,11

" FeO 2,49

" SiO2

- 13,70

" SO2

- 3,66

Pérdida térmicas 500 MJ/1000 Kg. Conc.

Las ecuaciones de entalpías por 1000 Kg de concentrado:

91 Kg FeS2 x (1,43) + 863 Kg CuFeS

2 x (-11,04) + 46 gs SiO

2 conc. x (15.16) + masa O

2 en la

tobera x (0,00) + masa SiO2 fundente x (-15,16), esa suma será igual a masa Cu

2S en mata x (0,25) +

masa FeS en mata x (0,11) + masa FeO en escoria x (-2,49) + masa SO2 en gases salientes x (-3,66)

+ MJ por pérdidas térmicas por tonelada de concentrado.

Para efectos de cálculo se puede expresar

-2225 = (0,0) x masa O2 en toberas + (15,16) x masa SiO

2 fundente + (0,25) x masa Cu

2S en mata

+ (0,11) x masa FeS en mata -(2,49) x masa FeO en escoria - (13,7) x masa SiO2 en escoria - (3,66)

x masa SO2 en gases salientes (7).

Tabla de la Matriz

Solución

(1) masa O2 en las toberas 219,40 Kg

(2) masa SiO2 fundente 28,30 Kg

Balance

Ter. Num.

Masa O2

Tobera

Masa SiO2

Fundente

Masa Cu2S

Masa FeS Mata

Masa FeO

Escoria

Masa SiO2

Escoria

Masa gases

(1) Cu 298.6 0 0 0,80 0 0 0 0

(2) Fe 303.8 0 0 0 0,64 0,78 0 0

(3) S 350.7 0 0 0,20 0,36 0 0 0,5

(4) O 0 -1 0 0 0 0,22 0 0,5

(5) SiO2 46 0 -1 0 0 0 1 0

(6) Esc. 0 0 0 0 0 -30/70 -1 0

(7) Ent. -2225 0 15,16 0,25 0,11 -2,49 -13.7 -3.66


(3) masa Cu2S en mata 373,30 Kg

(4) masa FeS en mata 263,40 Kg

(5) masa FeO en escoria 173,40 Kg

(6) masa SiO2 en escoria 74,30 Kg

(7) masa SO2 en gases salientes 362,50 Kg

La solución cuantitativa que se ha dado a las interrogantes sobre las sustancias involucradas en elproceso de fundición, hoy día es posible efectuarla rápidamente con calculadoras de mano, en tiempoconsiderablemente corto con respecto a usos matemáticos convencionales.

En conclusión en base a un simple cálculo aritmético tomado en cuenta el peso de la mata la res-puesta es que ésta tiene por solución 47% de cobre; es decir sale para la conversión con esa concen-tración.


NUEVOS CONCEPTOS TEORICOSEN LA FUNDICIÓN DE MINERALES

Guillermo Tantalean Vanini

La palabra fundición es un término usado en la ingeniería de procesos minerales; es muy antiguo y suacepción, es sin embargo, diferente en las operaciones de manufactura metalúrgica, en el que se utilizafusión, aunque en los 2 casos, las materias están a los estados líquidose. El presente trabajo se confi-nará a la aplicaciones relacionadas con las materias primas minerales, o bien, como en la mayoría delos casos a minerales que han sufrido una operación previa de depurado por métodos mecánicos o defísico química de superficie.

En Metalurgia Extractiva podemos definir a la fusión como un proceso que partiendo de sustan-cias sólidas minerales, éstos sufren diferentes actos físico-químicos para obtener al final un líquidomultifásico, que puede llegar hasta 4 o más fases y una de ellas contiene al metal reducido o bien porrazones de carácter químico ésta tiene un compuesto regulado, como en el caso del cobre como unsulfuro artificial en fase única con el sulfuro de fierro; en todos los casos es una etapa intermedia condiferentes fines.

El presente trabajo está confinado al proceso extractivo del cobre. Es el metal que en suprocesamiento ha tenido mayores innovaciones en los últimos 30 años; se han obtenido princi-pios en ese período que son aplicables a otros metales, y que ya están en proceso de utilidad.Sin embargo en el Perú es difícil que se apliquen a los minerales complejos.

Se ha hecho una revisión de los principios teóricos de 1950 a 1972, años en los que seestatuyeron conceptos que han permitido generar tecnologías avanzadas superando las etapasclásicas:

- Reacción gas-sólido- Fusión para obtener sulfuros artificiales- Conversión para obtener cobre precipitado al estado líquido.

con prácticamente la supresión de la primera; igualmente en la fusión paulatinamente se ha idoincorporado el aire enriquecido con oxígeno y por último oxígeno puro y también se tiende a realizaren un horno integrado la fusión y conversión.


La investigación termodinámica en el período mencionado ha sido muy intensa especialmente en lospaíses avanzados: Estados Unidos de N.A., Japón y Rusia.

He tenido a la mano de 1950 a 1972 de los dos primeros países la bibliografía fundamental decarácter teórico; resumiendo la que he leído de 1980 a 1994 en países extranjeros, se puede estable-cer que los nuevos estudios sólo ha hecho reducidos ajustes a lo que expusieron los investigadores enépoca precedente.

El más incierto campo es el de la cinética, que es el que precisamente más ha progresado,pero no por concluyentes trabajos teóricos, sino por labor experimental en hornos pilotos, ycuyos estudios han estado en los países de gran capacidad económica. Lo mismo puede decir-se de la termodinámica, pero de mayor valor para predecir aspectos tecnológicos. En cuanto ala estequiometría no ha habido dificultad de aplicar los conceptos que comenzaron a estable-cerse en 1878 y que quedaron plasmados en los primeros 50 años del presente siglo con res-pecto a las fusiones, incluyendo la conversión (reacciones gas-líquido para precipitar el cobre).Puede informarse de los conceptos clásicos estequiométricos en la publicación que hiciera en19990 (26).

He hecho experiencias para fines de estudio termodinámico y en general para extraerconclusiones teóricas, sin embargo tuve que interrumpirlas, pues ninguna Universidad oInstitución cuenta con equipos adecuados para temperaturas de fusión para obtener matas(que tal es la denominación para los sulfuros artificialmente formados). El autor del pre-sente trabajo cuenta con un pirómetro para la determinación de temperaturas hasta 1,200°C.Las pruebas que hice proyectadas en curvas por encima de dicha temperatura carecen devalor, pues se alejaban de las que dan los diagramas comparativos de las referencias bi-bliográficas que cito. Las empresas peruanas, dos, consideraron que no podían dar lastemperaturas de trabajo de los hornos pues eran de carácter reservado, (29).

Características Termodinámicas de los Líquidos en la Fusión de Minerales

EL SISTEMA TERNARIO Cu-Fe-S.

No se presentan elementalmente en las fusiones industriales, ya que a partir de sus compuestosminerales a las temperaturas de trabajo pasan a sus compuestos estables Cu

2S y FeS que forman una

sola fase; se presentan en cantidades no significativas de masas: el cobre elemental y el óxido de cobre.

Han sido estudiados en diferentes atmósferas, en el trabajo de Krivsky y Schuhmann (1). Lospotenciales individuales de Cu, Fe y S fue calculado por la ecuación Gibbs-Duhem de aplicación en lossistemas ternarios (2) y las constantes a partir de las actividades del Cu y Fe por Chipman. Krivsky losexpone a 1600°C (2), temperatura poco probable en las fundiciones peruanas por utilizar sistemasmodificados del procedimiento de reverbero clásico.

Podemos concluir que a partir de las integraciones de Krivsky y Schuhmann es posible calcular lasactividades de los sulfuros estables en fusión: Cu

2 S y FeS, los diagramas son pseudo-binarios muy

cercanos a los ideales y si se quiere utilizar en ingeniería se pueden emplear fracciones molares, para elprimero.


Hay que hacer notar que las actividades de los sulfuros en la fusión se apartan de la Ley de Roultcuando no corresponden a la estequiometría de las matas.

El Sistema Ternario Fe-S-OLa deficiencia de azufre ponderal de los sulfuros es afectado por la presencia de oxígeno, Kameda

y Yazawa (3); el oxígeno en las soluciones de laboratorio e industrial varía de 0.1 hasta un poco más de10% lo que fue expuesto por los autores en los diagramas del citado trabajo.

Se puede colegir (4) que se obtienen tanto en la práctica como en el laboratorio matas que tienemenos azufre que el que corresponde a la relación Cu

2S:FeS; diferentes autores suponen que el oxíge-

no contenido en ellos forma óxidos de fierro. Efectivamente desde muy antiguo, por ejemplo en loshornos de cuba se encontró por métodos cualitativos especiales que existían óxidos de fierro (en loshornos verticales de atmósfera reductora), en dichos tipos de hornos se consideró que para la prácticaoperativa se presentaba el fierro divalente. En la actualidad tanto en el horno de reverbero clásico(atmósfera cercamente neutra) y con mayor razón en los modernos que utilizan oxígeno, como en losprocedimientos de fusión instantánea se presenta Fe

2O

3.

Determinar cuantitativamente las concentraciones de Fe0 y Fe3O

4 en la práctica industrial, presenta

problemas por el carácter líquido de la fase a las temperaturas de fusión de los hornos industriales.

Se toma el diagrama FeS-FeO. Información experimental ha sido recogida por Nagamorí y Kameda(5). Con la misma, Yazawa y Chnalek establecieron equilibrios y actividades FeS y FeO en el ternarioFe-S-O a 1200°C (6).

El Sistema Cuaternario CU-Fe-S-OEs el que ha merecido intensas investigaciones, aunque es el más incierto en relación con el trabajo

industrial.

Kameda y Yazawa hicieron numerosas pruebas experimentales, sometieron al sistema a una at-mósfera neutras en presencia de nitrógeno a fin de evitar la formación de óxidos confinando su estudioa un sistema ternario Cu

2S-FeS-FeO. Este trabajo es clásico en metalurgia ya que se calcularon curvas

de isoactividad en relación cuantitativa de sus componentes (7).

Posteriormente fue ampliada la investigación para el sistema cuaternario Cu2S-FeS-FeO-Fe

2O

3(8). Describen a base de las presiones parciales de SO

2, el equilibrio de las matas en funciones al

azufre y el oxígeno. Principalmente estuvieron relacionada con las matas desde un punto puramenteteórico.


CITA BIB7. (11) SISTEMA Cu2FeS EN FUNCION DE SUS ACTIVIDADES

CITA BIB. (9): ACTIVIDADES (ISO) DEL SISTEMA Cu-Fe-S DE LA MATA A 1350° C

0.8

0.6

0.4

0.2

0.1 0.2 0.3 0.4 0.5

0.1 0.2 0.3 0.4 0.5

° FeS

° Cu2S


CITA BIB. (1): INFORMACION DE SOLUBILIDAD DEL Fe EL PLANO ISOTERMICO EN EL SISTEMACu-Fe-S

CITA BIB. (17): SISTEMA FeS-FeO EN % S EN PESO

1400

1300

1200

1100

1000

900

20 40 60 80

% FeO


Los anteriores trabajos han sido fundamentales para la ingeniería de procesos minerales, pues permite aloperador de una fundición calcular aproximadamente el desarrollo cuantitativo de la magnetita. Sus trabajoshan sido extensos y han sido traducidos en diagramas que permiten ser usados con proximidad a la realidad.

Para concluir son los que mejor han demostrado el real comportamiento Cu-Fe-S-O, expresando otra vezel grado de oxidación del Fe depende del equilibrio de la fase gaseosa con la fase sulfuros artificiales (mata).

Fase EscoriaLas escorias han merecido, por su importancia en el proceso de fundición, múltiples estudios du-

rante el presente siglo; los de mayor valor son los que se han hecho a partir de 1950.

Clásicamente se ha reducido el sistema al SiO2-? FeO-? Ca0, donde ? representa la suma de

otros óxidos que dentro de ciertos límites porcentuales presentaban similaridad en las propiedades delFe0 y Ca0 en función de las características químicas y físico-químicas que deben tener las escoriasdurante la formación, objetivos en sus propiedades de depuración y transporte de sus masas líquidas.En la actualidad dado el adelanto en las operaciones de concentración de minerales brutos ha perdidogran parte de vigencia en la generalidad de los casos, así como a conceptos actuales sobre la natura-leza de la actividad del oxígeno en las dos fases, escoria y mata.

Se han hecho estudios puramente teóricos del sistema quinario Si02-Fe-O-Al

20

3-Ca0, que no ha

tenido mayor utilidad industrial. Para efectos prácticos se debe tomar el sistema cuaternario Si02-

FeO-Al20

3-Ca0, Verney ha estudiado sus efectos (9).

Una más elaborada teoría sobre esta materia es el estudio de Muan y Osborn (10).

Se debe agregar que se han estudiado los sistemas Fe0-SiO2, FeO-O-CaO y FeO-Fe

2O

3-SiO

2.

Los que más han estudiado estos son Muan (11), Larson y Chpman, y Schuhmann (12 y 13).Se les puede dar escasa utilidad para fines prácticos.

Teóricamente se ha tratado de armonizar la presencia del cobre y sus compuestos en las escoriassimultáneamente con la atmósfera del horno. Los aspectos teóricos anteriormente han sido puntualiza-dos por Sano y Sakao (15) para el CO-CO

2-SO

2.

Los sistemas simultáneos Cu2S y Cu

2O por parte de Ajersch y Toguri (14) los expresan en el

diagrama del dibujo correspondiente. Jefes y Díaz dieron sus conclusiones ya de importancia indus-trial. Los aspectos teóricos anteriores han sido perfeccionados posteriormente.

Finalmente se ha estudiado los potenciales químicos Cu-S-O y Fe-S-O que han tenido gran inci-dencia en los procesos industriales de producción continua de sulfuros.

Como se ha expresado los procedimientos modernos de concentración de minerales han minimiza-do la presencia de Al

20

3 y Ca0, de tal modo que sus efectos en la escoria y mata son menores.

Para las dos fase que se presentan en la fundición de cobre puede centrarse el estudio en: Si02-Cu-S-Fe-

O. En el presente estudio se ha hablado de las presencia del fierro divalente y trivalente que como es evidentedepende de la fase gaseosa. Es importante cuantificar sus presencias en los procedimientos modernos defusión; en realidad un conocimiento más profundo sobre este aspecto se tiene en los estudios a partir de1950, pues toma en cuenta la fase gaseosa. Para efectos teóricos y prácticos debe incidirse en mata-escoria-gas.


La interacción entre sulfuros artificiales y silicatos fueron estudiados en forma completa por Yazaway Kameda (16) y (17). Otros investigadores perfeccionaron lo que establecieron aquellos.

Sin embargo la expresión tetraédrica es interesante para interpretar los estados de equilibrio en las fusionesindustriales en relación con la interacción mata-escoria, como se expone en la figura correspondiente.

La Eficiencia de la Recuperación de CobreComo es bien conocido el cobre que sale en las escorias de las fundiciones puede ser porque está

entrampado como gotas o químicamente disuelto como un producto de carácter básico; estas son lasmás importantes.

En relación con las cuantificaciones de pérdidas por causas de operación las informaciones sondiscrepantes. Para Yazawa (18), Yazawa y Kameda (19), estos últimos están en función del tanto porciento del cobre en la mata.

La pérdida de cobre químicamente disuelto lo exponen Toguri, Themelis, Jenninngs (20).

La interpretación de las pérdidas de cobre por las causas mencionadas han sido ampliadas y algu-nos autores dan otras razones como en las citas bibliográficas que hago al final.

El cobre recirculante del convertidor si el caso lo amerita puede ser recuperado por flotación olixiviación (21—22).

Es interesante leer los trabajos sobre esta materia que han escrito Altman y Kellog y el de Mintoy Davenport.

CITA BIB. (27): SISTEMA FeO-Fe2O

3 - Al

2O

3 - SIO

2 (LÍQUIDO)


CITA BIB. (27): SISTEMA CUATERNARIO A TEMPERATURAS LÍQUIDAS

CITA BIB. (45): TETRAEDRO DEL SISTEMA Cu2S-FeS-FeO-SiO

2


CITA BIB. (70): BINARIOS Cu2S y Cu

2O

CITA BIB.(53): COBRE Y AZUFRE, CONCENTRACIONES EN FUNCION DEL % DE COBRE EN LA MATA


CITA BIB. (9): LAS ACTIVIDADES DE Cu y S en Cu2S (1350° C)

CITA BIB. (13): CONCENTRACIONES Cu2S VERSUS O

2 DE MATAS EN DIVERSOS % DE SiO

2

PS2 x 102

0.30 0.31 0.32

NS

0.33 0.34 0.35

Cu2S

° Cu

1.0

0.8

0.6

0.4

0.2

PS2

3

2

1

° C


CinéticaTodos los aspectos de la cinética es propiamente química. Sus principios teóricos son bien conoci-

dos, así como las ecuaciones de las velocidades de transferencia de masa y calor, por lo menos los decarácter teórico.

Dadas las grandes diferencias físicas y químicas que existen para una determinada sección y a susvariaciones en la misma en un determinado momento para los diferentes tópicos que comprende lacinética, así como a la geometría de un determinado horno, e igualmente a los cambios cualitativos ycuantitativos eventuales de las materias que se alimentan, la cinética es punto extremadamente aleatoriopara predicciones en el caso de procesos minerales de carácter industrial, y el ingeniero que operahornos y reactores de tal naturaleza, salva estos aspectos en diferentes formas que no es el caso tratar.

La Cinética ha merecido extensos y repetidos trabajos, especialmente por europeos; sus investiga-ciones no me han sido accesibles por el idioma, no así la de los investigadores japoneses que están enidioma inglés.

Algunos aspectos de la cinética, como los flujos de fluidos, viscosidad, etc. fueron obtenidos enlaboratorios durante los primeros cincuenta años de este siglo, han sido corroborados por la práctica,por ejemplo lo expuesto por el tratadista H.O. Hofman en “General Metallurgy”, “Metallurgy of Lead”(1ra. edición 1892 y de gran perfeccionamiento en 1918), “Metallurgy of Copper” etc, todavía susdiagramas y cuadros tienen vigencia a pesar de su poco pulimento y precisión.

Los trabajos más importantes sobre cinética están en el presente estudio en las citas bibliográficasespecíficas.

Conclusiones

1. El presente estudio se basa en fuentes predominantes teóricas; en aspectos que he considera-do pueden ser de utilidad práctica, los he puntualizado.

2. He buscado trabajos peruanos en aspectos teóricos en la fundición de minerales y no se hanencontrado con bases físico-químicas.

3. El estudio abarca publicaciones extranjeras, todas ellas en idioma inglés, de 1950 a 1972existentes en bibliotecas peruanas, las mismas que se cita; también se hace una relaciónbibliográfica que he tenido a la mano en el mismo idioma y por igual período. Las suscripcionese intercambio de publicaciones se habían ido extinguiendo, en el área de metalurgia y engeneral de procesos minerales, a partir de 1965 en todas las instituciones universitarias yexternas a las mismas a partir de finales de la década de 1960. hoy día no hay publicacionesteóricas sobre pirometalurgia en bibliotecas institucionales tanto del Estado como de lasparticulares.

Me he basado en copias y resúmenes que hiciera en esos años, especialmente en el quefuera Instituto Nacional de Investigación, y Fomento Mineros (hoy INGEMMET ahoradedicado a la parte geológica exclusivamente y ha omitido el aspecto industrial de los pro-cesos minerales).


4. He comprobado en mis visitas que hiciera en 1989, 1993 y 1995 al centro universitario deTucson y a la Biblioteca del Congreso de los EE.UU de NA, que en el período mencionado enel punto 3, corresponde a los trabajos de investigación básica que se menciona en la bibliogra-fía, y son en los que se sustentan los modernos procedimientos de obtención de cobre, y cuyosprincipios son extensivos a lo más importantes metales industriales.

5. La intención del trabajo bibliográfico que hago, puede ser utilizada en la ingeniería de procesosminerales en el Perú. Estos presentan peculiaridades especiales en importantes regiones mine-ras, que generarán grandes dificultades para la aplicación de procedimientos extractivos de losmetales; como es el caso que se presenta en la Fundición de la Oroya.

6. Es necesario que las Universidades peruanas que tengan unidades académicas de química ymetalurgia empiecen a realizar investigación básica en este aspecto, y la que ya se ha efectuadoa nivel universal la apliquen en el laboratorio con nuestras materias primas en la especialidad depirometalurgia.

Sin embargo se carece de instrumental, equipo, infraestructura y una adecuada atracción paraatraer a la Universidad a los investigadores que deben tener mínima experiencia en la industria y cuali-dades especiales para la investigación.

Nuestro País por conveniencia económica no puede estar supeditado a la tecnología extranjera ydar solución a las particulares características de nuestros minerales. El profesional peruano ha demos-trado que cuando se le da facilidades mínimas es capaz de resolver problemas, como han sido los dela Fundición de la Oroya, que en determinada época tuvo un eficiente Centro de Investigación y otroBibliográfico.

Lima, 31 de diciembre de 1995


BIBLIOGRAFÍA MODERNA (Cu)

CITADA (se encuentra en Bibliotecas peruanas)

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PROCEDIMIENTODE SEGREGACIÓN EN SECO34

AntecedenteDos ingenieros (Moulden y Taplin) cuando aplicaban el método Perkins para recuperar cobre (en

este se usa una reacción para precipitar cobre sólido a temperaturas no mayores a 400°C en 15 o 20

minutos) en Sagasca (Chile) observaron que debido a una pequeña concentración de sal común (0.5%)

y en presencia de partículas de carbón que se utilizaba en dicho método, el cobre sólido precipitaba

migrando a la superficie de las partículas de carbón; inmediatamente después se dieron cuenta que no

era necesario disolver por lixiviación amoniacal el cobre, ya que tanto dicho metal como las gangas

estaban en los rangos granulométricos adecuados y podían ser flotados obteniendo sencillamente un

concentrado de cobre. Otros autores atribuyen a mineros Chilenos el descubrimiento, pues de muy

antiguo les servía para groseramente, por la intensidad del color del cobre segregado, determinar

cuantitativamente el metal (usaban una mezcla de cloruro de sodio y carbón pulverizado sin pasar a la

fusión).

Voy a exponer la experiencia que tengo, obtenida cuando tenia a mi cargo las investigaciones pre-

vias al tratamiento de minerales en las plantas pilotos de lo que hoy en día es INGEMMET. La inves-

tigación se realizo con la pobrísima información que se tenia entre 1965 y 1960.

Consistían en precipitar el cobre de su especie sólida a cobre metálico sólido, utilizando un

principio antiquísimo de una “tostación clorurante” en atmósfera reductora, utilizando sal co-

mún y carbón.

Se tuvo éxito con todas las muestras minerales de baja ley (de 1 a 3%) provenientes de la costa sur

del Perú comprendida entre Chincha hasta cerca de Chala, con minerales oxidados y sulfoxidados; las

recuperaciones pasaban del 90% y un 25% de los concentrados que obteníamos en la flotación tenían

más de 90% d cobre. Se utilizó para la investigación dos retortas hechas de tubo para agua, de tamaño

adecuado para introducirlas en el horno mufla para análisis de oro y plata. Para simular un horno

rotatorio, se les colocó sobre soportes de varillas de fierro corriente y la tapa de las retortas tenían en

el centro una tuerca para que pudiera rotárselas a distancia con una manizuela de 2 metros de largo

(para evitar el calor de la mufla).

Se cargaba la retorta con 550 gr de mineral, para hacer que el peso del producto fuera compatible

con la operación final de flotación en la celda Wemco de ½ Kg

34 Se dice solamente segregación para diferenciarla del interesante trabajo del Ing. Luis Alva Saldaña (exprofesor de la Escuela de Ing. Metalúrgica

de San Marcos y posteriormente Decano de la Facultad de Ingeniería de Minas de la UNI) sobre segregación húmeda, en la práctica no ha sido

aplicado todavía. El Ingeniero peruano Luis Alva Saldaña hizo un interesantísimo trabajo de investigación al presentar a un Congreso de Minas:

"Segregación en húmedo".


ESQUEMA DEL HORNO ROTATORIO

(Vista de Perfil y Frontal)

VISTA GENERAL DEL HORNO ROTATORIO


Principios QuímicosBásicamente la segregación se basa en un tostado clorurante, en el cual el cobre es convertido a sus

cloruros, estos en una atmósfera reductora húmeda pasan a cobre metálico. Los reactivos que se

usaron fueron sal común y cualquier tipo de combustible (carbón de madera, que es el que nos dio

mejor resultado, hulla, coque y antracita)

El proceso se desarrolla en tres etapas en el reactor único (la retorta en este caso).

1ra EtapaSi hay minerales hidratados (como las arcillas montmorillotita, kaolinita, etc.) el NaCl reacciona:

4NaCl + Al2O

3.2SiO

2.2H

2O = 4HCl + Na

4Al

2O

3.2SiO

3

Esta reacción es total entre 700 a 750°C. Si no tuviera agua química el mineral o humedad apropia-

da, se agregaba artificialmente agua antes de cerrar la retorta.

2da EtapaEl ácido clorhídrico liberado en la reacción anterior ataca las especies oxidadas de cobre para

formar cloruros:

CuO + 2HCl = CuCl2

+ H2

O

2 CuO + 4HCl = 2 CuCl + 2H2

O + Cl2

2CuSiO3

.2H2

O + 4HCl = 2CuCl + 6H2

O + Cl + 2SiP2

El cloro producido también interviene:

2CuSiO3

.2H2

O + Cl2

= 2CuCl + 2SiO2

+ O2

Etc; lo anterior sirve para ejemplificar la formación de cloruros a partir de 2 especies; en realidad

son amplísimas las reacciones que se producen en relación con otras especies oxidadas y sulfuradas de

cobre.

3ra EtapaEn atmósfera débilmente reductora, los cloruros volátiles son reducidos a cobre metálico en finas

hojuelas en la superficie de la partícula de carbón; puede interpretarse la producción de cobre con las

reacciones:

CuO + CO = Cu + CO2

Cu2

O + CO = 2Cu + CO2

2CuCl + C + H2

O = 2Cu + 2HCl + CO2

2CuCl + C + 2 H2


CuCl2

+ C + H2

O = Cu + 2HCl + CO

2 CuCl2

+ C + 2 H2



Variables Utilizadas en la Experimentación:Se tomó en cuenta las siguientes:

1. Temperatura

2. Malla del mineral

3. Malla del carbón

4. Malla de la sal

5. Relación cloruro de sodio-carbón

6. Tiempo de estacionamiento de la carga

7. Agua

Conclusiones obtenidasPara obtener rendimientos aceptables es necesario utilizar mallas correctas de mineral, carbón y sal.

Para la sal entre las mallas de 10 a 150; para el carbón entre 20 y 48 y para el mineral se tomaba en

cuenta la granulometría apropiada de la posterior flotación en relación con las gangas.

La relación carbón-cloruro de sodio varía para cada tipo de mineral, pero de manera general se

puede afirmar que 1.5% de sal y 0.5% a 2% de carbón (referido al coque) eran las mas convenientes.

Para minerales carentes de agua de combinación o humedad los mejores resultados se obtenían

impregnando la carga con 3% de agua.

El tiempo óptimo era de 60 minutos para una buena segregación a 700°C y 15 minutos a 800°C. Se

concluyó que el tiempo óptimo es de 30 minutos a 750°C.

Disgregación:En algunas ocasiones el producto final de las retortas era colocado en un agitador en la relación

óptima sólidos-agua para disgregar los terrones para efectos de las subsiguiente etapa de flotación.

FlotaciónNo hay dificultad en flotar el cobre metálico usando los reactivos usuales de flotación.

El pH óptimo era el alcalino por encima de 10, se dedujo también tomando el pH del mineral antes

y después de la segregación que bajaba la cifra absoluta del pH en la mayoría de los casos. Hay que

tomar en cuenta que en los primeros minutos flotaba rápidamente en la celda unitaria de laboratorio el

cobre metálico, hecho que era fácilmente perceptible por el color de la espuma; esto indicaba que la

cinética de la flotación era rápida inicialmente (comprobada al espumar las primeras fracciones con la

paleta; las subsiguientes espumas eran menos intensas en color). El mejor concentrado de cobre que se

obtuvo fue 92.3%, con una recuperación de 91% en la segregación y 92% en la flotación.


CARBON

Etapas de la Experiencia de Laboratorio

TRITURACION

MOLIENDA

TAMIZADO

SEGREGACION

DISGREGACION

FLOTACION

MINERAL

SAL

H2O

RELAVES CONCENTRADOMETALICO


COMENTARIO

De nada serviría la enseñanza de la ingeniería si es que no se vincula el razonamiento de su enseñan-

za y ejercicio posterior, con la realidad circundante económica, social y política. Se ha hablado en el

curso del CIPEC. Con fecha 9 de diciembre de 1990 el suplemento dominical del Diario El Comercio

da la noticia.

RetrospectivaLa Empresa Estatal “Minero Perú. El general E. P. Jorge Fernández Maldonado fue Ministro de

Energía y Minas del autodenominado Gobierno Revolucionario de las Fuerzas Armadas; ex senador

Socialista de 1985 a 1990. durante su ministerio se construyo en el palacete del minero Rizo

Patrón(descubridor de la especie mineral “rizopatronita”) que queda en la cuadra 15 de la Av. Arequipa,

y detrás del mismo un amplísimo local de elegante madera de pino(muy inflamable); se comenta a baja

voz que se quemaron, al quedar reducido a unos cuantos kilos de cenizas, valiosos documentos que

testificaban actos importantes de empresas mineras con los altos personajes e instituciones peruanas.

Según me expresan, fue el Presidente del Directorio, el General E.P. Juan Bossio Collas quien mando

ejecutar dicha absurda construcción.

El General Fernández Maldonado fue invitado al II Simposium de Metalurgia organizado por el

Colegio de Ingenieros del Perú, importante y primer evento metalúrgico que se realizaba en el Perú y

que trato importantes temas. Eludio estar presente, pues viajo al Japón.

Antes de Agosto de 1970(mes del Simposium) un grupo de Ingenieros, después de un debate en el

Colegio de Ingenieros, le propuso que con tecnología peruana se hiciera la refinería de Ilo para el cobre

blister de Toquepala por un monto presupuestado de 18 millones de dólares; prefirió el Gobierno

Revolucionario entregar su construcción al Japón a un costo de cerca de 60 millones de dólares (sin

contar intereses, etc). La razón que daban era que tenia mando electrónico; 10 operarios peruanos

hubieran sustituido a los mismos y se hubiera obtenido cobre de 4 nueves.


PRACTICA DE LA FUSION

EN LAS DETERMINACIONES ANALITICAS CUANTITATIVAS

Preámbulo

Hay diferentes métodos de determinaciones cualitativas y cuantitativas del oro, y metales similares

unas de carácter empírico así como de procedimientos científicos avanzados, estas últimas no pueden

usarse en determinaciones comerciales por diferentes razones. Hay igualmente diferentes expresiones

de su concentración en minerales, en sus diferentes aleaciones y con respecto a barras puras.

En minerales se usa los gramos y onzas troy. En monedas y barras milésimos. En joyería en kilates;

este último método primitivo sigue en vigencia; el joyero usa "la piedra de toque"; esta piedra es un

basalto negro (lidita, una variedad de cuarzos) inatacable por ácidos; su superficie debe ser ligeramen-

te rugosa; sobre ésta se frota cualquier objeto de oro dejando una raya formada por pequeñísimas

partículas de oro metálico. Se tiene además un abanico de platinas en cuyo extremo tiene adherido

independientemente aleaciones de oro y cobre cuyas leyes son conocidas; para la determinación

cuantitativa o el kilataje (de 1 a 24) de hace con el objeto a ensayar una raya de 4 a 5 cm. de longitud

en el basalto, a continuación varias rayas con las platinas de abanico y se compara todas las rayas,

luego de humedecerlas con una gota "de ácido para toques" (H2 NO

3 + HCl), con composición

diferente al "agua regia" examinando las rayas y sus tiempos de desaparición, el joyero perfectamente

"al ojo" hace una determinación cuantitativa en kilates del oro de la joya, suficiente para fines de

comercialización en joyas de oro.

En bulliones (barras con bajos contenidos de oro) en tantos por ciento, por ejemplo 40% de

cobre, 40% de plata y 20% de oro

Teoría de la Fusión aplicada a las determinaciones

Analíticas Cuantitativas

En Ingeniería Química al especialista profesional o empírico práctico se le llama “ensayador” el que

realiza determinaciones cuantitativas de oro, se adquiere destreza después después de prologanda

experiencia observando a los que ya tiene madurez pues no depende de rigurosas disciplinas científi-

cas, sino del sistemático trabajo a través de muchos años. Al método también se le llama “análisis

seco”, “análisis por vía seca” o “al fuego”; este procedimiento tan antiguo que ya estaba consagrado a

comienzos del siglo XIX; el "Manual del Ensayador", traducción española de 1813 de M. Vausquelin

en poder del autor del siglo XVII en donde los hornos, lechos de fusión, etc. son exactamente iguales

a los que usamos actualmente, con la única excepción de la utilización en el horno que proporcionaba

Por el Ing. G. Tantaleán Vanini


energía térmica para las fusiones, que quemaba en la parte inferior combustibles sólidos; posiblemente

el primero leña, carbón de leña, hulla o coke, etc. después gas de alumbrado y en la actualidad petró-

leo, gas o electricidad. Todos los otros implementos son iguales: copelas, muflas, crisoles, tenazas,

brochas de ensaye, pinzas, etc.

Los resultados cuantitativos que se obtenían en las balanzas antiguas eran muy aproximados a las de

ahora con las balanzas electrónicas, “la incuartación” para análisis de barras y objetos metálicos en

general eran tan conocidos como en la actualidad.

Además el hombre a través de miles de años ha conseguido fundir, o sea llevar al estado líquido las

sustancias minerales y elementos metálicos por debajo de puntos de fusión al realizar mezclas que produ-

cen líquidos eutécticos o metales que solobulizan el oro y ciertos metales adjuntos en la serie electromotriz;

la forma de obtener los líquidos ectécticos al estado líquido prolongan la vida del material refractario de

los hornos y fundir entre 800 a 1000 °C sustancias como el SiO2 y CaO de las minerales. En el texto del

autor “Metalúrgica General” puede encontrarse el índice de selicatación en estos aspectos

En conclusión

Podemos decir que en las determinaciones analíticas cuantitativa los conocimientos son de carácter

empírico.

Las bases de las determinaciones cuantitativas de los metales preciosos por fusión, están dadas

en los principios de la fundición de minerales; son válidos los conceptos estudiados en los capítulos

de fundición que estamos desarrollando; aunque su aplicación tiene las necesarias variantes, pues,

ya no se trata de efectuar un balance estequiométrico desde el punto de vista económico, sacrificán-

dose este criterio por razones en la exactitud de los resultados analíticos cuantitativos.

La determinación cuantitativa pirometalúrgica (especialmente del oro) ha llegado a consagrarse

sobre los métodos de vía húmeda, puesto que los metales preciosos están tan diseminados en las rocas

y en algunas especies en soluciones sólidas que es muy difícil exponer su superficie al ataque en cual-

quier grado de molienda.

En las fusiones utilizadas analíticamente es posible producir un líquido multifásico: metal, speiss,

mata, escoria y sales alcalinas fundidas estas últimas no se producen en las fundiciones industriales. La

fase metal es el "régulo" de plomo que colecta el oro y la plata; del tamaño que tenga éste y pureza,

dependerá la exactitud del análisis.

Por presentar el oro solubilidad en el speiss y mata se evita la formación de esas fases. La fase

escoria esta formada en los ensayes por óxidos metálicos y sílice o vidrio de bórax, fase que descan-

sará directamente sobre el futuro régulo de plomo.

En estos casos se forma ocasionalmente o se producen deliberadamente sales alcalinas como

los cloruros, sulfatos y cianuros; estas sales forman otra fase sobre la fase escoria; por ejemplo,

el sulfato de sodio se produce en las fusiones analíticas de los minerales sulfurados. El cloruro de

sodio fue utilizado antiguamente como cubierta protectora para las fusiones. Las sales de cianuro

son fuertes agentes reductores y se usan en los ensayos de estaño y en general evitan una mínima

volatilización de las sustancias a ensayar que son despreciables numéricamente en los resultados

cuantitativo. Las sales alcalinas, tales como los cloruros, cianuros y sulfatos alcalinos, se produ-

cen ocasional o deliberadamente. Las sales de cianuro son fuertemente reductoras y se usan en el

ensayo del estaño.


Condiciones para producir el régulo de plomo

De la serie electromotriz de los metales sacaremos como conclusión que unos pocos metales y no

metaloides son lo suficientemente bajos como para poder ser reducidos en una fusión analítica y po-

derse solubilizar en el plomo; estos metales podrían ser Sb, Bi, As, Cu, Te, y Hg; si es verdad que el

Hg, según la tabla es el mas fácilmente reducible, sin embargo no contaminara el régulo, pues debido a

su altísima presión de vapor a las temperaturas analíticas de fusión se volatilizará. El Bi cuando se halla

en altas concentraciones no se puede eliminar del régulo ya que es mas difícil de oxidar que el plomo

(durante la fusión y subsiguiente copelación); parte del bismuto en el mineral pasara al regulo y parte

del Bi por corrección con respecto al bismuto total contenido en la muestra. En las muestras que

contienen pequeñas cantidades de Bi no es importante su efecto final.

Para que no interfieran el Sb, As, Cu y se tratará de que se conserven oxidados durante la fusión

para que se incorporen a la escoria, aunque dependen de sus concentraciones en la muestra para que

una fracción de ellos contaminen el régulo; por lo tanto en algunos casos deberá de tomarse una

muestra en peso mas pequeña que las ordinarias con el objeto de reducir las impurezas en el régulo; si

es verdad que el plomo tiene una mayor tendencia para combinarse con el oxígeno que el cobre, se

logra evitar esta dificultad por la acción de masa del litargirio (se utiliza en exceso), por lo tanto las

probabilidades de reducir el cobre se atenuarán adecuadamente.

La teoría química que explica el uso de un exceso litargirio para mantener las condiciones necesa-

rias con el objeto de incorporar los metales a la escoria sería la siguiente en el caso del cobre :

Pb O + 2 Cu

A Pb A Cu2

0

A Pb O A2

Cu

Las actividades del Pb y Cu metálicos se desconocen, sin embargo, considerando una cantidad constante

de Pb producido y una cantidad máxima de Cu tolerado en el régulo, sus actividades deben ser constantes:

A Pb

A2

Cu

Sustituyendo 3 en 2

K:K1 = K

2 por consiguientes:

Luego una nueva constante, Ka, puede introducirse por

Las actividades del óxido cuproso y el óxido de plomo en la carga son proporcionales a las concen-

traciones presentes y por lo tanto,

= K1

(3)

= Cu 2 O + Pb (1)

= K (2)

2

1

A Cu O k = k (4)

APbO?

1

K

K

2

2

A Cu O k = k (5)

APbO?


La ecuación (6) muestra que la cantidad de cobre retenido en forma oxidada y por lo tanto rema-

nente en la escoria está en proporción de PbO libre en la escoria.

Consideraremos que las actividades del Cu2 O y del Pb 0 sean proporcionales a las concentraciones

presentes y por lo tanto la cantidad de cobre oxidado (incorporado a la escoria) está en proporción a la

concentración de PbO libre en la escoria por otro lado es lógico que la actividad del PbO cuando forma un

silicato es muy bajo y perderá su capacidad de oxidar el cobre. Concluiremos también que altas concentra-

ciones de SiO2 en la carga disminuirá el Pb O libre y en consecuencia las probabilidades del ingreso del Cu

al régulo aumentarán (en los procesos industriales de producción de plomo metálico se usa una cantidad

considerable del reductor y por lo tanto metales mas difíciles de reducir como el Sn se incorporaran al Pb).

En las fusiones analíticas la reducción es controlada utilizándose cantidades deficientes del reductor para

disminuir las probabilidades del ingreso de otros metales básicos que no sean del grupo del plomo.

La buena colección de los metales preciosos se hace difícil cuando no hay una buena "liberación por

fusión" de los metales preciosos, las partículas de estos metales deben estar al estado líquido para su

colección subsiguiente; debe por lo tanto evitarse el uso de muestras minerales en terrones y no

producir fusiones viscosas, evitándose esto último por el uso de fundentes y temperaturas adecuadas.

Otro factor importante es el buen contacto del Pb con las partículas de los metales preciosos, esto se

logra con altas concentraciones de plomo líquido reducido; experimentalmente se ha demostrado que

no hay objeto en utilizar cantidades mayores de 25 gramos de Pb reducido con respecto a los pesos de

muestras usuales, a partir de esa cifra en plomo las pérdidas de los metales preciosos se deben a la

solubilidad del oro en las escorias, pérdidas que se incrementarían si hubieran las fases speiss y mata.

Las pérdidas de metales preciosos se incrementan marcadamente cuando se obtienen régulos de

menos de 15 gramos, sobre este peso de régulo hay que considerar que siempre debe haber exceso de

litargirio disponible para la escorificación de los metales perjudiciales.

REDUCTORES

El objeto del reductor en la carga es producir el Pb a partir del litargirio. Su uso se justifica cuando

el mineral no es auto-reductor para producir el regulo de plomo del tamaño deseado.

Los agentes reductores utilizados son: carbón, azufre, harina, argol, fierro metálico, etc.

El poder reductor del carbón varía con su contenido de carbón,

2 Pb O + C = 2 Pb + CO2

Teóricamente un gramo de carbón reducirá 34.5 grs de Pb, expresándose su poder reductor como 34.5

El poder reductor del almidón (normalmente con 70% de almidón, 15% de humedad y la diferencia

formada por proteínas, azúcares y otros) es 15.3 y el del argol KH (C4H

4 O

6 ), es 5.5.

El poder reductor del azufre varía con la acidez de la carga y con el contenido de carbonato de sodio de

la misma; en una carga muy básica con suficiente PBO pero sin carbonato de sodio, el S es oxidado a SO2.

22

Concentración de Cu O K (6)

Concentración de PbO?


2 P b O + S = 2 Pb + SO 2

32 414

Y por lo tanto su poder reductor sería 12.9. Con el agregado de carbonato de sodio a la carga el

poder reductor del S se incrementa hasta 19.4, correspondiendo a su oxidación máxima a SO3

en este

caso el carbonato de sodio en presencia de S y PbO produce finalmente sulfato de sodio, sin conside-

rar las reacciones intermediarias se puede establecer:

3PbO + 5 + Na2 CO

3 = 3 Pb + Na

2SO

4 + CO

2

Siendo en este caso su poder reductor 19.4.

El fierro en algunos procedimientos de ensayo es insustituible, puesto que los otros reductores actúan

rápidamente provocando solo una reducción superficial de las partículas. El Fe usado como reductor no

forma productos volátiles, migra conjuntamente (pastoso y fundido) con la carga hundiéndose; sus venta-

jas para un determinado tipo de mineral tendrá que ser determinado experimentalmente:

PbO + Fe = Pb + FeO

56 207

Su poder reductor es de 3.7

Minerales autoreductores

Los reductores usuales que presentan los minerales son los sulfuros. El poder reductor de los

sulfuros metálicos deben considerarse en dos partes .

1. Reducción causada por la oxidación del metal y 2. Reducción causada por la oxidación del

azufre. En el caso de la pirita:

a. Sin carbonato de sodio:

0.466 grs. de Fe x 3.7 = 1.7 grs de Pb

0.534 grs de S x 12.9 = 6.9 grs de Pb

1.000 grs de Fe S2

= 8.6 grs de Pb reducido

b. Con exceso de Na2 Co

3 y Pb O el azufre se oxida a SO

3

0.466 grs. de Fe x 3.7 = 1.7 grs de Pb

0.534 grs de S x 12.9 = 10.4 grs de Pb

1.000 grs de Fe S2

12.1 grs de Pb reducido

Cuando el mineral es excesivamente reductor tendrá que efectuarse una tostación, en este caso para encon-

trar la ley final tendrá que hacerse el cálculo respectivo para compensar las pérdidas de las materias volatilizadas.

DIFERENTES LECHOS DE FUSION

1. Un Lecho de fusión para un mineral oxidado

2. Un Lecho de fusión para un mineral reductor

3. Un Lecho de fusión para un mineral silicatado

4. Un Lecho de fusión para una aleación


Consideraciones Prácticas

La cantidad de Pb reducido del litargirio depende de la clase de mineral. Los sulfurados reducen

fuertemente, según la reacción:

PbS + 2 PbO = SO2

+ 3 Pb (1)

FeS2 + 5Pb O = 2SO

2 + Fe O + 5 Pb (2)

Estas reacciones muestran que se debe agregar menos carbón o en ciertos casos nada para produ-

cir la cantidad correcta de plomo. A veces la presencia de cantidad considerable de sulfuros hay que

neutralizar, con agentes oxidantes. Los minerales reductores se reconocen por su color; estos son

grises, negros. Los rojizos son oxidantes (Fe2 O

3)

En este caso hay que aumentar la cantidad de carbón.

Los mejores resultados se obtienen cuando el botón de Pb, al fundir 30 gramos de mineral produ-

cen 18 gramos de aleación. Esta cantidad es por lo general, suficiente para minerales corrientes que

oscilan en leyes de Au por tonelada de 0.5 hasta 20 grs. Para minerales muy pobres se puede emplear

hasta 120 grs. de mineral.

Para minerales concentrados que tienen leyes arriba de los 100 grs. es necesario tomar para el

análisis sólo 10 grs.

Cuando se trata de mineral proveniente de la misma zona y que el mineral es de gran potencial para

su explotación, hay que hacer un ensayo previo para determinar con exactitud el peso del botón, para

lo cual hay que determinar la pureza de los reactivos.

I) Ensayo de los Reactivos:

a) Litargirio PbO

b) Carbonato de Sodio CO3 Na

2

c) Borax anhidro Na2 Bo

4

O 7

a) Litargirio ( Pb O) Colector por excelencia punto de fusión 906 ° C. Este fundente es básico y

forma con el ácido silícico del mineral silicato fácilmente fusibles y es al mismo tiempo desulfurante

como se ve en la relación (1) y (2).

Debe estar seco y libre de minio Pb3 O

4 que oxida a la plata llevándolo a la escoria e induciendo a

errores por defecto en la determinación de la misma debe estar exento de plata o tenerla en cantidades

desconocidas, la que se determina del modo siguiente:

Mezclar 120 grs. de PbO

60 grs. de CO3

Na 2

2 grs. de Carbón


Toda esta mezcla se debe colocar en un crisol refractario Nro 4 y cubrirla con bórax, y luego

fundirla y el régulo de Pb resultante copelarlo y el botón de plata se pesa, así se sabe la cantidad de

plata que se ha de restar de el análisis, conforme a la cantidad del litargirio empleado.

Utilización del Carbón como Reductor

Su poder reductor se determina del modo siguiente:

Se mezclan : 60 grs. de Pb O

15 grs. de Co3

Na2

1 gr. de Carbón vegetal

Se funde toda esta mezcla en un crisol refractario N° 4 cubriendo esta con Bórax anhidro, el regulo

de Pb obtenido se pesa, este peso expresa el poder reductor del carbón.

Un gramo de carbón debe producir 30 gramos de Pb

Utilización del Nitrato de Potasio como Oxidante

Su poder oxidante se determina del modo siguiente

60 grs. de PbO

15 grs. de CO3

Na 2

3 grs. de NO3

K

1 gr. de carbón vegetal

Toda esta mezcla se funde como el caso anterior, y se determina el peso del botón de Pb. Si se

encontró que un gramo de carbón vegetal produce P gramos de plomo y si en el ensayo con NO3

K

hemos obtenido p gramos de plomo, la diferencia: no da el poder oxidante.

P – p = cantidad de Pb oxidado con 3 gramos de NO 3

K ,

Un gramo de NO3

K oxida aproximadamente 4 gramos de Pb.

Ensayo preliminar cuando se trata de una sola clase de mineral o de una misma zona

Se pesa: 5 grs. de mineral malla 100

80 grs. de litargirio

20 grs. de CO 3

Na2

5 grs. de Bórax

Toda esta mezcla se funde, se pesa el botón obtenido, este peso multiplicado por 6 debe dar el

botón de ensayo definitivo puesto que ordinariamente son 30 grs de mineral.

Pueden ocurrir 4 casos

a) 30 grs de mineral darían en régulo de 6x3 = 18 gramos, es un peso deseado por el analista, que

llena las condiciones para que ensayo perfectamente bien, sin exceso ni defecto de la cantidad de Pb.


Obteniéndose todas estas condiciones se hace el ensayo preliminar tomando para tal fin:

30 grs. de mineral

30 grs. de PbO

30 grs. de Co3

Na

5 grs. de Na2

Bo4

O7

6

b) El botón de Pb pesa menos de 3 grs. el mineral en este caso es no suficiente para producir un

botón de 18 grs con 30 grs. de mineral, luego hay que agregar carbón vegetal al fundirse.

Si el poder reductor de nuestro carbón es de 30 grs. tenemos:

30 : 1 = 12 X = 12 : X

Se necesitara 0.4 g de carbón para añadir a la mezcla y obtener los 18 grs. de Pb.

c) El botón de Pb pesa mas de 3 gramos. El mineral es fuertemente reductor y hay que compen-

sar esta acción reductora mediante un oxidante (NO3

K).

Cuando los minerales son muy reductores es aconsejable tostar el mineral; del mineral tostado se

toman cantidades para los ensayos previo y final.

d) No se forma botón de Pb.

El mineral es neutro o es oxidante se repite el ensayo con un gramo de carbón y se hace el ensayo

definitivo en los resultados que se obtenga en este segundo ensayo previo.


Diversos lechos de fusión BASADOS EN LA EXPERIENCIA

a. Minerales Piritosos

Pb O 1200 gramos

CO3

Na2

1200 gramos

Na2

Bo4

O7

700 gramos

Si O2

150 gramos

Harina 65 gramos

3,315 gramos

b. Minerales que contienes mucho cobre

Pb O 1300 gramos

CO3

Na2

1300 gramos

Na2

Bo4

O7

700 gramos

Si O2

150 gramos

Harina 50 gramos

3500 gramos

c. Minerales Sulfurados

Pb O 1000 gramos

CO3

Na2

1000 gramos

Na2

Bo4

O7

750 gramos

Si O2

100 gramos

Harina 40 gramos

KNO3

50 gramos

2940 gramos

e) Minerales corriente silicosos

Pb O 1000 gramos

CO3

Na2

1000 gramos

Na2

Bo4

O7

700 gramos

Si O2

100 gramos

Harina 60 gramos

2860 gramos

Otros lechos de fusiones

f) Minerales Sulfurados

Pb O 4683 gramos

CO3

Na2

1625 gramos

Na2

Bo4

O7

750 gramos

Si O2

150 gramos

7208 gramos


g) Minerales Oxidados

Pb O 3750 gramos

CO3 Na

21550 gramos

Na2 Bo

4 O

7750 gramos

Si O2

150 gramos

6200 gramos

h) Minerales Silicosos

Pb O 2812 gramos

CO3 Na

21125 gramos

Na2 Bo

4 O

7450 gramos

Si O2

150 gramos

4537 gramos

i) Para minerales cuyo comportamiento no se conoce, y se desea hacer una estimación previa:

Tenemos el siguiente lecho de fusión:

Pb O 2000 gramos

CO3 Na

22000 gramos

Na2 Bo

4 O

71000 gramos

Si O2

200 gramos

Harina 200 gramos

5400 gramos

Nota:

• Todos estos reactivos se mezclan íntimamente y se utiliza según el peso del mineral empleado,

si se pesa 30 grs. de mineral, se pesará 100 del respectivo lecho de fusión.

• Según me informan, en el siglo XXI los métodos instrumentales no han desplazado completa-

mente al empírico por fusión en determinación de los minerales, bulliones y barras.

Lima, Junio de 1972


HIDROMETALURGIA

La Aplicación de la Físico-quima en la Hidrometalurgia

La aplicación de la físico-química, en investigaciones minerales es un medio eficiente para

dar respuestas cuantitativas; pero fatalmente es una forma elegante de expresarse, la físico-

químico y la termodinámica no la desconoce el ingeniero de nivel universitario, y sólo puede en

unos casos darle orientaciones en la búsqueda de nuevos procedimientos ó en la investigación

experimental de minerales.

Muchos procesos extractivos de los metales se han originado antes que los procedimientos

teóricos y en los diseños de circuitos y equipos. Por ejemplo la lixiviación de oro con soluciones

de los cianuros ya tiene más de 150 años; hasta ahora se han propuestos termodinámicamente

hasta 3 ecuaciones de disolución del oro por el cianuro, ya sea de potasio, sodio o calcio, sin

que los teóricos se pongan de acuerdo; pero el mundo sigue produciendo oro por diferentes

procedimientos utilizando la cianuración.

En las lixivizaciones para otros metales es más acentuado la experimentación, pues como el

caso del cobre utilizando el ácido sulfúrico diluido, ya que en un mismo yacimiento existen dife-

rentes especies mezclados hasta en 7 diferentes formas entre sulfurados y oxidados, con diferen-

tes cinéticas de disolución, y hasta una especie de cobre puede estar “enmascaradas” por otras

sustancias naturales.

Se presentan otros diagramas. Varios diagramas como el de Porhair pero, siempre el ingeniero

utiliza el camino rápido y económico; la metodología experimental.

Conclusión: el ingeniero utiliza la mecánica-química como el caso del lavado continuo en contra-

corriente y para el diseño fórmulas semi-empíricas como se exponen a continuación.

Lavado Continuo en Contracorriente en los Metales

Los principios de lavado continuo en contracorriente, y el espesado que en este caso lo

vamos a referir a la hidrometalurgia del oro, es extensivo a otros procedimientos (operaciones

de preparación de minerales como la sedimentación, concentración y ataque por disolución de

especies minerales). Se lo usa con fines de diseño de lo equipos (como el espesador), estable-

cer circuitos, etc.

Aunque el término "lavado" aparenta ser un procedimiento sencillamente mecánico, sin embar-

go, el primer equipo, el de molienda, cumple esta función de degradador en tamaño de los trozos


que ingresan, y a su vez se convierte en el más enérgico y eficaz ambiente de disolución del metal

que contiene el mineral desde el aspecto cinético, en tres formas: 1- "Liberar" las partículas útiles,

agitando durante la marcha por el interior del molino el mineral en bruto por medio de la rotación y

desplazamiento centrífugos de los implementos interiores fracturando por fricción y percusión (bolas

o varillas de fierro) 2- Un oxigenador enérgico para la disolución, (siempre que las paredes interio-

res y sus implementos generadores de la degradación granulométrica sean inertes al reactivo disol-

vente),. 3- En el presente caso, se usa una solución acuosa con el reactivo disolvente, que se con-

vierte en pulpa; solución: sólidos que incorpora el metal y lo convierte compatible para transportar la

pulpa por medio de bombas y relacionar también con la eficiencia de la molienda.

Si se tuviera una solución de un metal, cuyas concentraciones de ingreso al espesador fueran x y x’,

y los de salida x’’, tendríamos:

Fig. 1


La concentración del metal saliente será un promedio proporcional a las volúmenes y concentra-

ciones de las soluciones ingresantes

Un circuito simplificado, para la disolución de un metal sería un molino y un espesador

Suponiendo que el mineral tenga 20 gr. de oro por tonelada y un 100% de disolución del oro en el

molino, tendríamos que se incorpora al líquido 100 x 20= 2,000 gramos, e igualmente suponiendo una

relación sólido-líquido de 5:1 en la molienda como la óptima; para cumplir su fin, se obtendría 600

toneladas de pulpa que llevarán 500 toneladas de solución.

Experimentalmente se ha determinado que la relación sólido-líquido eficiente de sedimentación en

el espesador es 1:1 y por lo tanto abandonará en el rebalse 400 toneladas de solución. Haciendo un

calculo simple en cada tonelada de soluciones salientes, habrá 4 g/T; si el precio de la onza de oro es

actualmente de 340 dólares, se perderá en los relaves.

100 x 4 x 340

31.1= 4,372 dólares

Pérdida intolerable industrialmente

De acuerdo a lo expuesto anteriormente en los diagramas, tendría que efectuarse una instalación en

serie de espesadores, que permita lavar la pulpa y reciclar la solución saliente del precipitador para

aprovechar el metal y el reactivo remanentes, pues la eficiencia de la recuperación no es alta y plantear

el circuito:

Fig. 2


El flujo hacia la izquierda representa aumento en la concentración del metal en la solución y hacia la

derecha un empobrecimiento del mismo y del disolvente.

Los espesadores "lavan" la solución disminuyendo la concentración del producto a recuperar en

sucesivos pasos por la batería de espesadores; la solución del primer espesador generalmente es la

más alta y la óptima para recuperar el metal. Sin embargo, manteniendo la concentración del reactivo,

pues decrece a través del circuito en el molino y espesadores por el consumo que hacen el metal

valioso y gangas solubles, él más alto porcentaje se disuelve el oro en el molino y el remanente del metal

en los espesadores; los aspectos teóricos del proceso químico se han explicado anteriormente. Al final

queda una solución pobre en el metal, pero con un valor en el reactivo y el metal que contiene y por lo

tanto posible de recircular. El molino, y los espesadores pueden hacer llegar la concentración del soluto

hasta cerca de 100% en solución, objetivo del proceso.

Explotaciones minerales de bajos tanto por cientos, volúmenes grandes y sus tratamientos en mon-

tones, no puede competir el lavado continuo en contra corriente, en el caso del oro.

Otro aspecto que es necesario tomar en cuenta: Cuanto más alta sea la relación sólido-fluído en

cada espesador, de la pulpa sedimentada, sólo limitada por la densidad adecuada para transportarlas

con bombas, mayor será la eficiencia de recuperación del metal.

La Figura 4, muestra la forma clásica de expresar las etapas de espesamiento no recirculante de la

solución aprovechable. El número de espesadores en gran número hoy tiene validez relativa, pues en

los últimos años se han incorporado floculantes de alta velocidad de sedimentación que reducen la

operación a una etapa. También de uso relativo los nuevos precipitadores de partículas, pues repre-

sentan dificultades posteriores, por ejemplo si es necesario utilizar medios filtrantes.

Fig. 3


Diseño Elemental de una Planta LCC

El diseño de una planta LCC es interesante y simple, es el mejor ejemplo para demostrar que anteladamente

a su instalación puede diseñarse los espesadores (volumen, superficie precipitante y altura) y su circuito con gran

aproximación en su funcionamiento, utilizando sencillas experiencias de laboratorio y sencillos cálculos mate-

máticos. Se puede preveer las dimensiones y ubicación de los espesadores, agitadores, filtros, numero de

espesadores, el reciclaje adecuado de las soluciones agotadas, establecer el circuito cuantitativo para determi-

nar las concentraciones de las soluciones en todas sus etapas y por lo tanto la eficiencia de la operación futura.

En un primer paso se determina el área de sedimentación y la altura del espesador; consideramos

que se tiene predeterminada por estudio experimental la granulometria adecuada de la molienda y la

relación sólido-líquido en la misma; por lo tanto, la citada pulpa es alimentada a una probeta. Habiendo

agregado el floculante para obtener mayor velocidad de caída de las partículas finas tendríamos así

dicha probeta en sus fases inicial y final:

Fig. 4

Fig. 5

h

h'


Hasta cierto límite podemos controlar la relación sólido-líquido final, en función de la altura de la

pulpa y por lo tanto la finalización de la operación, con lo que se puede determinar la velocidad de

sedimentación para la distancia hh’.

Utilizando las formulas semiempíricas:

1.33 (F - D)

R x g.e=A

4T (G - g.e.)

3G (S - g.e.)=V

y por la forma del recipiente de laboratorio se puede determinar las dimensiones del espesador

industrial. Paro uso de dichas formulas consultar "Chemical Enginner’s Handbook" de H. Perry, en él

titulo de Sedimentación.

Un problema que nos acerca a la realidad industrial es el siguiente:

En una planta de lavado continuo en contracorriente se trata un mineral aurífero por cianuración, en

el molino comienza el ataque químico del mineral fresco por parte del cianuro de sodio (NaCN) que

disuelve al oro incorporándole a la solución acuosa.

Líquido, disolvente, agua --------------------------

Sólidos

Pulpas o lodos ________________

Distribución de Equipos en Planta


De acuerdo al circuito instalado se alimentan 500 toneladas de mineral diariamente con 10% de

humedad y 16 gramos de oro por tonelada. En el molino hay 14 gramos de oro soluble en el mineral

por unidad de peso; el 60% del oro se disuelve en el molino, el 5% en el espesador W y el 35% en los

agitadores.

Hay oro que no se solubiliza, por diferentes causas: oro en grano grueso (se disuelve parcialmente);

aleaciones de oro refractarias al ataque con el disolvente, están en partículas finas encapsuladas en

pirita, etc.

Del W salen por el rebalse 2,000 toneladas de solución diariamente que van al precipitador; la

solución agotada de este último sale con 0.2 gramos de oro por tonelada de solución que reingresa al

circuito por el espesador Y.

La pulpa descargada por el underflow (parte inferior) del espesador W tiene 48% de sólidos y en

los otros tres espesadores él líquido se asienta con 40%.

En los agitadores se tratan los lodos procedentes de W con 2.2 toneladas de solución por 1 de

sólidos, para lo cual se toma solución del espesador X.

Se pide determinar:

1. Las concentraciones en gramos por tonelada de solución en cada espesador. Las concentra-

ciones se expresan con los nombres de los espesadores.

2. La recuperación de oro soluble.

3. La recuperación de oro real y

4. El valor de la pérdida, si el precio actual por onza es de 340 dólares.

Solución

Mineral sólido seco alimentado por día

500 - 500 x 0,10 = 450 TM

Solución

En el underflow

52

48=450 x = 487.5 toneladas de solución

Solución en el underflow de los otros espesadores

60

40=450 x = 675 TM

Solución que se necesita en los agitadores 450 x 2.2 = 990 TM

Solución que debe tomarse para la agitación del espesador

990 - 487.5 = 502.5 TM

Agua de compensación para el espesador Z

675 - 50 = 625 TM


Con la finalidad de visualizar mejor el flujo de productos y el planteamiento de ecuaciones lo expre-

samos, conjuntamente con los equipos en el siguiente diagrama cuantitativo:

Haciendo un balance por planteamiento algebraico con los contenidos salientes y entrantes de oro

en cada espesador, molino y agitadores tendremos:

200 W + 487.5 W = 2437.5X + 50(0) + 14 x 0.6 x 450 + 14 + 0.05 x 450

2940X + 675X = 2625Y 487.5X + 502.5X + 14 X 0.35 x 450

2625Y + 675Y = 676X + 625 + 2000 (0.2)

625 Z + 675Z = 675Y + 625(0)

Resolviendo:

W = 3.26093 gs Au/TM solución en el espesador W

X = 1.64782 gs Au/TM solución en el espesador X

Y = 0.50825 gs Au/TM solución en el espesador Y

Z = 0.26389 gs Au/TM solución en el espesador Z

Recuperación de oro soluble

14 x 450 = 6300 gr. de oro

Se pierde en los relaves:

0.26389 x 675 = 178.12575

Fig. 7


% de oro soluble recuperado

6300 - 178.12575)

6300X100=97.173 %

- Recuperación real:

- Total de oro ingresante al molino

16 x 450 = 7200

- Oro real recuperado

6300 - 178 .12575)

7200X 100 = 85.26 %

- Valor de la perdida:

178.12575

31.103481= X 340 = 1947.13 dólares

La perdida es alta, se puede disminuir sí un estudio previo determinara que se puede modificar las

siguientes condiciones:

a. El reingreso al circuito de la solución agotada en otra etapa del lavado interior.

b. Aumentar el número de agitadores

c. Aumentar las etapas de lavado con espesadores

d. Captar gravimétricamente las partículas refractarias a la cinética de la disolución (jigs, etc.) y

tratarlas en forma "Batch".

e. Amalgamación a la salida del molino (en otros casos en los relaves)

f. Flotación para el oro encapsulado por ejemplo en pirita y tratar el concentrado por molienda

fina, tostación ó biolixiaviación para desenmascarar el metal.

En realidad, la mayoría de las plantas auríferas son más complejas que el ejemplo que se ha hecho;

están constituidos por circuitos en los que tiene varios procedimientos en función de las diferentes

formas que presenta el cloro en cada depósito. Igualmente, el circuito de una planta sufre modificacio-

nes conforme se desarrolla la explotación del mismo yacimiento. No se han mencionado los sitios de

alimentación del reactivo en diferentes puntos del circuito para las óptimas concentraciones de los

mismos, en relación con la eficiencia de disolución y recuperación, etc.

Problema

Se tiene un mineral aurífero que tiene 120 $/TM de oro. Se trata en una planta de cianuración al que

se alimenta 100 TMD de mineral con 20% de humedad.

Para la disolución del oro se utiliza un molino y dos agitadores, estos últimos intercalados entre los

espesadores U y V. Hay en total cuatro espesadores (los otros espesadores son X,Y). Se obtiene en

el rebalse del espesador U, 400 TM de solución, las que van al precipitador; la solución agotada que

sale del precipitador se introduce en el penúltimo espesador (X) y esta solución pobre tiene 0.05 Au/

TM de solución.


Los lodos se descargan en el primer espesador con 50% de sólidos y en los otros con 35% de

sólidos.

En los agitadores, se agita el lodo en relación 2:1 de solución a sólidos, con este fin se toma solución

proveniente del espesador V.

En el molino se disuelve el 50% de oro soluble (oro soluble 80%), 2% en el primer espesador y

48% en los agitadores.

Se pide:

1) Hacer el diagrama del circuito.

2) Determinar los gramos de oro en cada espesador.

3) Calcular la recuperación de oro soluble.

4) Calcular la recuperación de oro real

* Precio del oro 360 $/onza

Solución

G Mineral sólido seco alimentado

100 - 100 (0.20) = 80 TM

G Solución en el underflow de U

50

5080 x = 80 x TM de solución

Solución en el underflow de V,X, Y

65

3580 x = 148.6 TM de solución

Solución necesaria para los agitadores

80 x 2 = 160 TM

Solución que debe tomarse de x para la agitación

160 - 80 = 80 TM

Agua de compensación para el espesador Z

148.6 - 20 = 128.6 TM


- Oro por TM de mineral

1 onz

360 $120 = 10.4 g Au/TM

$TM x x 31.103481 gr

1 onz

- Oro soluble (80%)

10.4 x 0.80 ) 8.3 gr Au/TM

BALANCE

400U + 80U = 460V + 20(0) + 8.3 (0.5) 80 + 8.3 (0.02) 80

540V + 148.6V = 80U + 80V + 528.6X + 8.3 (0.48)80

528.6X + 148.6X = 148.6V + 128.6Y + 400 (0.05)

128.6Y + 148.6Y = 148.6x + 128.6(0)

(2) Gramos de oro en cada espesador

U = 1.65588 g Au/TM sol. en espesador U

V = 0.97723 " " " " " " V

X = 0.27160 " " " " " " X

Y = 0.14558 " " " " " " Y

Fig. 8


(3) Recuperación de oro soluble

gr Au

TM8.3 = 80 = 664 gr Au solublex

- Se pierde en los relaves

(4) Recuperación de oro real

- Total de oro que ingresa al molino

10.4 x 80 = 832 gr. Au

664 - 21 - 6332

832100 = 77,21 %x

- Valor de pérdidas

21.6332 gr.

31.103481 360 $ / onz = 250,39 dólaresx

- Valor de Ganancias

(664 - 21.6332) gr

31.103481 gr/onzas 360 $ / onz = 7434.92 $x

- Ganancias diarias

Por recuperación = 7,434.92

Por Pérdidas = 250.39

7,184.53 $ día

Problema

Bajo las mismas condiciones del problema anterior, determinar lo siguiente

a) Si al adicionarse un espesador más (U, primer espesador) y si el costo de operación diario es

de 30$ (amortización, mantenimiento, etc.) de dicho espesador, calcular si es económica su

instalación.

b) Si los relaves de la planta de cianuración anterior (con 5 espesadores) son tratados en un

banco de celdas para obtener un concentrado en el que se recupera el 80% de oro insoluble

(encapsulado en la pirita), y siendo el costo de tratamiento por flotación de 18$ por tonelada

de mineral crudo alimentado, calcular la perdida o ganancia diaria.

c) Calcular la ganancia o pérdida anual en dólares para los tres casos, sin tomar en cuenta costos

de operación del primer circuito.


Balance

400U + 80U = 460V +20(0) + 8.30(0.5)80 + 8.3(0.02)80

148V + 540V = 80U + 80V + 28.6 + 8.3 (0.48)

148.6X + 528.6X = 148.6Y + 528.6Y

148.6Y + 528.6Y = 148.6X + 128.6Z + 4

148.6Z + 128.6Z = 148.6Y + 128.6 (0)

(2)

U = 1.68699 g Au/TM sol en el espesador U

V = 1.11461 " " " " " " V

X = 0.30427 " " " " " " X

Y = 0.10602 " " " " " " Y

Z = 0.05683 " " " " " " Z

(3)

Recuperación de oro soluble

- Oro por TM de mineral = 10.4

- Oro soluble (80%) = 10.4 x 0.8 = 8.3 g Au/TM

- En 80 TM = 664 g Au

Se pierde con los relaves

664 - 8.4449

6640.05683 x 148.6 = 8.4449 gr/ Au = x 100 = 98.73 %

Circuito

Fig. 9


(4)

Recuperación de oro real

- Total de oro ingresado al molino

10.4 x 80 ) 832 g & Au

664 - 8.4449

832x 100 = 78.79 %

- Valor de perdidas

8.4449

31.103481x 360 = 97.74 dólares

- Valor de Ganancias

(664 - 8.44499)

31.103481x 360 = 7587,57

- Ganancia diaria:

Por recuperación = 7587.57

Por perdida = 97.74

Costo de operación = 30.00

Total : 7459.83 $/día

Circuito de Flotación

Fig. 9


- Oro en el relave

- Oro insoluble/TM = (10.4 - 8.3) = 2.1 gr/Au/TM

En 80 TM = 168 gr/Au

- Recuperación (80%) = 168 x 0.8 = 134.4 g/Au

- Costo de Operación

100 TM x 18 $/TM = 1800$

- Ganancia por recuperación

134.4

31.103481x 360 = 1555.58 $

- Pérdida diaria

1555.58 - 1800 = 244.42 $/día

(C) sin tomar en cuenta costos operativos de la molienda, agitación, etc.

Suponiendo que se trabaje 360 días/año

Primer caso:

Ganancia diaria = 7434.92 - 250.39

= 7184.53 $/día

Ganancia anual = 2586430.80 $/año

Segundo caso:

Ganancia diaria = 7587.57 - 97.74

= 7459.83 $/día

Ganancia anual = 2586430.80 $/año

Tercer caso:

Perdida diaria = 1555.58 - 1800

= -244.42 $/día

Perdida anual = 8799.12 $/año

La instalación del circuito de flotación es desfavorable económicamente.


CIRCUITOS SIMPLES DE CIANURACION

La Metalurgia Extractiva del oro es tan versátil, que es posible en función de laocurrencia del oro establecer múltiples tratamientos y por consiguiente circui-

tos, como se ejemplifican algunos.


PROCEDIMIENTO DE LIXIVIACIÓNPRECIPITACIÓN – FLOTACIÓN

Originalmente fue investigado este proceso por los rusos para ser aplicado en gran escala en la

década del 30 del siglo XX, se llegó a la conclusión que no podía tener este destino, y tuvo que ser

desechado, pues no se prestaba para tratamientos de gran escala.

En el año de 1963 en el Instituto dirigí investigaciones para ver la posibilidad de aplicarlo en la zonas

áridas del sur del Perú, además los yacimientos eran de reducidos volúmenes, discontinuado y pasaban

de quebrada a quebrada y estaban independizados.

Hechos los estudios preliminares se concluyó que podían hacerse plantas portátiles que podrían

instalarse rápidamente de una a otra zona fácil y rápidamente y los materiales de los equipos en su

mayoría eran de madera calafateadas, inclusive las celdas de flotación, y que el mayor gasto económi-

co eran los rodamientos, pues tenían forzosamente que importarse. Las paredes de madera de los

equipos sufrían menor abrasión que las mimas planchas de hierro que se usaban en las plantas conven-

cionales. La carpintería era sencilla.

Además como los minerales de la mayoría de las áreas de los yacimientos eran de carácter des-

compuestos y disgregable podía hacerse este trabajo también en agitadores de madera, comenzando

la lixiviación desde éstos; los trozos gruesos eran porosos y podían ser retenidos en cedazos de made-

ra, pero ya habían salido su cobre a las soluciones de ácido sulfúrico.

Todos los trabajos de investigación se hicieron en el Instituto Nacional de Investigaciones y Fomen-

to Mineros.

Si el Yacimiento por la calidad física del mineral (dureza e impermeables y no porosos: Como la

Crisocola era necesario utilizar la trituración y molienda o bien explosivos.

Todo lo anterior depende del investigador metalurgista para establecer registros, equipos, etc. y

separar lamas y arenas para tratamientos independientes pero estoy expresándome especialmente de

los que originalmente he mencionado y que por supuesto tienen márgenes de ganancias producidas,

pero podía hacerse capitalización para explotaciones de mayor volumen.

1ra. Etapa Es la flotación clásica para los sulfuros.

2da. Etapa Es la para flotación de las especies oxidadas que responden a este procedimiento.

3ra. Etapa Es para los óxidos puros que en su totalidad están en esta condición.

5ta Etapa El Ingeniero puede rápidamente establecer las variables de un proceso para un

determinado mineral.


1. Velocidad de difusión relacionada con la agitación.

2. Cantidad y concentración adecuada del ácido sulfúrico.

3. Tiempo de contacto.

4. pH de la flotación.

5. Tamaño de los huecos del tambor cernidor solución-fierro.

6. Velocidad de los anteriores casos.

7. Etc.

Por último puede llevarse toda la pulpa “acondicionada” a celdas de flotación en dos circuitos

independientes: sulfuro-cobre precipitado si así lo requiriera el caso como una variante más.


BIOMETALURGIA

Desde hace una década aproximadamente se ha intentado aplicar los procesos micro – biológicos

a la Hidrometalurgia.

El presente trabajo tiene por finalidad promover la investigación pública y privada en un procedi-

miento, pues ya hay suficientes evidencias de ser apropiado para los tipos de los yacimientos perua-

nos, la particularidad de las concesiones mineras cupríferas diseminadas, pequeñas, discontinuadas y

cercanas. La técnica no es complicada si es que logra formarse una conjunción entre el ingeniero

químico o metalurgista y el biólogo y las investigaciones para cada caso particular en función de la

mineralización y los materiales de cada región y además se puede hacer en laboratorios medianamente

montados. La zona más atractiva para la aplicación de este procedimiento es la faja de la costa perua-

na desértica desde Supe, Mala, en el departamento de Lima y algunas áreas hasta las alturas de

Moquegua y Tacna y en general de la costa peruana.

INTRODUCCIÓN

Ha sido corriente en el Perú que por las galerías de drenaje de las minas fluya cobre solubilizado

bajo la forma de sulfato; es probable que dicho elemento sean productos de la actividad de bacte-

rias ante la presencia de hierro y azufre que son oxidados o reducidos por una gran variedad de

microorganismos en muchos ambientes naturales y dan energía para su crecimiento. El término

lixiviación bacteriana significa la incidencia de soluciones que las contienen en las minas “in situ”

como en concentrados minerales, y esto ocurre especialmente en los minerales sulfurados; produci-

da la oxidación acuosa de los sulfuros a sulfatos solubles se producen soluciones de carácter ácido

que desde antiguo se conocía en minas con las aguas que atravesaban las capas de la mayoría de los

yacimientos lógicamente en condiciones oxidantes de aquellas que tenían carácter ácido incorpo-

rando los sulfatos y sulfuros al medio acuoso que drenaba de las minas y por supuesto en presencia

de bacterias para producir productos bioquímicos de origen mineral como H2SO

4 y sulfato de

cobre (cuproso).

Hay una gran variedad de microorganismos que tienen tal capacidad.

La familia de bacterias Thiobacillus ferro-oxidans es autotrófica, es decir, capaz de alimentarse de

las sustancias inorgánicas que se encuentran en las aguas naturales de mina, como sales en disolución,

sustancias nitrogenadas, CO2 y O

2.

La bacteria deriva su energía de la oxidación bioquímica del hierro ferroso en disolución a hierro

férrico.

La pirita en presencia de oxígeno y agua se oxida lentamente a sulfato ferroso y ácido sulfúrico.


2Fe S2(s) + 70

2 + 2H

2O à 2FeSo

4 + 2H

2 SO

4

Las bacterias oxidan el hierro aprovechable, actuando como un catalizador, acelerando así la for-

mación de soluciones de sulfato férrico.

4FeSO4

+ 2h2SO

4 à Bacteria à 2Fe

2 (SO

4)

3 + H

2O

7Fe2 (SO4) 3 + FeS2 (s) + 8H2O à 15FeSO4 + 8H2SO4

Así se establece un ciclo de propagación en el que Fe+2

es oxidada Fe+3

, el cual es subsecuentemente

reducido por la pirita, generándose de este modo Fe+2

adicional y acidez.

El sulfato férrico en disolución de ácido sulfúrico, a su vez, actúa como catalizador de la reacción de

oxidación del cobre, reduciéndose a sulfato ferroso y va a servir nuevamente como alimento para la

oxidación bacterial:

Cu2O + H

2SO

4 +Fe

2 (SO

4)

3 à 2CuSO

4 + 2FeSO

4 + H

20

En los yacimientos óxido – sulfurados, los minerales de hierro, pirita y/o calcopirita, proveerán el

necesario combustible para el crecimiento y energía bacterial. En los totalmente oxidados se puede

agregar artificialmente cualquier sulfuro de fierro.

En la lixiviación bacterial con Th. Ferro-oxidans se usa en pH óptimo de 2 y una temperatura

óptima de 33º C.

En los depósitos óxido-sulfurados de cobre, el azufre también puede estar presente en el estado

elemental si estos minerales, con la excepción de la pirita, han sido expuestos a sulfato férrico meteórico.

El azufre elemental puesto en libertad es oxidado por la bacteria sulfa-oxidante Th. Concretívorus en

presencia de oxígeno y agua a ácido sulfúrico*:

2S + 302 + 2H

2O Bacteria 2H2 SO

4

Las bacterias Th. Concretivorus, Th. Ferro-oxidans y Ferrobacillus ferro-oxidans son capaces de

oxidar el azufre elemental formado de la oxidación química de los minerales sulfurados de cobre. El

ácido producido de esa oxidación contribuirá a la disolución de cobre y prevendrá la precipitación de

hierro disuelto dentro de las áreas de lixiviación.

Las bacterias sulfa-oxidantes incrementan la velocidad de producción de hierro férrico en solución

en 20 veces la cantidad producida en un proceso estéril. Estas bacterias son capaces de vivir y multi-

plicarse en relativamente altas concentraciones de cobre disuelto, y pueden ser usadas para lixiviar y

recobrar cobre de sus sulfatos o minerales mezclados óxido-sulfurados. El proceso involucra el uso y

regeneración continua de un lixiviante sulfato férrico-ácido sulfúrico que ha sido inoculado con bacte-

rias autotróficas hierro-oxidantes tolerantes a relativamente altas concentraciones del cobre.

*Nota: Las ecuaciones que expongo elaboradas en 1958 no difieren prácticamente por las expuestas, mencionando una extensa bibliografía, por un

profesor Inglés de la Universidad de Cardif, trabajo escrito y sustentado cerca al 2000 a la XXI Convención de Ingeniería de Minas en Ica, Perú.


Muy importante es la excepcionalmente rápida manera en que la solución gastadas transportado las

bacterias puede ser regenerada industrialmente por mera aereacción sin aparatos ni procedimientos

caros.

Este es un proceso sencillo que se puede llevar a cabo en la mina, posibilita la recuperación de los

constituyentes menores de los minerales en una forma económica y mantiene las pérdidas de agua al

mínimo.

Quien sea especialista en tratamientos de lixiviación de minerales con la colaboración de un biólogo

puede fácil y económicamente con la bibliografía actual desarrollar una investigación en función en la

generación de soluciones de poca utilidad en ingeniería.

Hay innumerables bacterias con capacidad para oxidar tanto el azufre elemental como el de varias

especies minerales. Las mejores bacterias para probables fines industriales no se producen en labora-

torios, sino aquellas que por selección natural se generan en los propios yacimientos. En laboratorio se

han aislado cepas que se pueden desarrollar a temperatura hasta de 85º C, creo sin ninguna utilidad

creo, aunque si son más eficientes sólo sería rentable si es que adjuntó a las plantas de tratamiento

hubiera calores residuales, como los que se pueden obtener a partir de los gases de motores de

combustión, motores que se utilizan para otras actividades en las plantas de procesamientos. De todas

maneras hay que usar combustible suplementario.

Cinética de bacterias:

Microorganismo FeS2 CuFes2 Cu S 2n S Ni S As Fe S

T. ferrooxidantes 29 109 224 244 468 53

T. thioxidants ND ND ND 244 230 ND

L. Ferrooxdans 39 41 46 163 144 23

S. Thermosulfido oxidans 51 86 155 374 381 39

Thiobacillus sp. 49 81 152 361 365 35

Sulfolobus sp. 52 91 177 420 431 41

232 Guillermo Ta nialván Van ¡ni

LAVADO CONTINUO E N CONTRA C O R R I E N T E D E

S A L E S S O L U B L E S

E l lavado continuo de sales solubles minerales, materia de la tesis de titularato del autor presentaría

para recibirse de Ingeniero Químico, propuso se aplicara el lavado continuo en contracorriente, ade

más que se utilizara el calor sensible de los gases de combustión de los motores Diesel para hacer un

proceso tibio del lavado a 50° C . E l trabajo apareció en la Revista de la Facultad de Química a

propuesta de los doctores ingenieros Alejandro Moser y José María Cancino, que habían estudiado

en universidades alemanas, y porlos ingenieros de Minas Ernesto Diez Canseco y Luis Al va Saldaña.

L a primera parte apareció publicada el mismo año de la sustentación de la tesis para obtener el título

de Ingeniero Químico, en el Volumen I I . N ° 2 , Segundo Trimestre de 1950 casi la mitad del trabajo y

la subsiguiente parle en la siguiente Revista.

Tienen ciertas diferencias de planteamientos con respecto a los metales como en el caso del oro. Se

utilizó la bibliografía de las solubilidades de Seidell y de las que se encontraban en Internacional Critical

Tables, publicación periódica de las propiedades físicas, termodinámicas, etc. de las sustancias. Se

redujo de seis sales solubles que se encontraban en el yacimiento, las que comunicaban bajo concen

tración a las soluciones y sólo se tomó en cuenta el nitrato de sodio y el cloruro de sodio; de acuerdo

a la información de las solubilidades, se las proyecto en tres ejes.

Y las concentraciones de laboratorio se proyectaron en una línea recta, de tal manera que podían

obtenerse cuantitativamente los rendimientos de la cristalización fraccionada.

La única dificultad en esa árida región era el agua y con la finalidad de ahorrar costos y disminuir el

bombeo y recircular la solución madre después de la cristalización fraccionada era eliminaren lo

posible su envenenamiento era disminuir las concentraciones de sales, para su recirculación, asunto

que sólo podía hacerse hasta 3 veces.

E l Doctor Ingeniero Alejandro Moser, como buen científico, hizo un comentario en las páginas 122

y 123 del Boletín del I N I F M (hoy I N G E N M E T N° l , 1950) y expresaba finalmente que las conclu

siones de mi tesis fueran comprobadas. Previamente el Dr. Moser. había incorporado mi tesis al grupo

de tesis colectivas que dirigía para establecer las industrias de fertilizantes en el Perú.

En realidad, el trabajo fue de carácter patriótico pues se me encomendó el trabajo por parte del

Ingeniero Mendiola(Ex Rector de la Antigua Escuela de Ingenieros) y el Sr. Millar, que originó una

ilustre familia, y digo que es patriótico pues el Ingeniero Porlaro que hizo los estudios originales del

yacimiento y la cubicación, posteriormente proseguida por el suscrito, sólo daba una reserva mineral

para diez años para dejar de importar salitre chileno. Ellos estaban con la Generación del 900 con un

fuerte antichilenismo.

Se logró recircular la solución madre hasta seis veces. E l agua era el mayor costo del tratamiento.

Ñola: Las anteriores curvas las he trazado a base dc Seidell e international Critical Tables - Las he trazado rectas, por ser

insensible la variación.

Puntos Na CZ N03 Na

A 35.74 0

B 0 76.30

C 27.60 41.70

D 36.72 O

E 20.50 84.80

F O 114.1

Equilibrio final: E 1 E 2 E 3

IMPRfcSO E N :

ENFYS S.R.L.

' £LF.: 592-0319

LIMA � P E R U

lima-peru 2003 cuerpo de ingeniero s ministerio de …

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