S O C I E D A D N A C I O N A L D E M I N E R I A

£1 Procedimiento de Lixiviación

de Chuquicamata (Chile)

por

CHARLES W. EICHRODT.

traducido por

JUAN LUIS CORTES V.

Ingeniero de la Caja de Crédito Minero

Cgr vbP

SANTIAGO DE CHILE

SOC. IMPRENTA V L.IT. UNIVERSO

AHUMADA 32

1 9 3 1

EL PROCEDIMIENTO DE LIXIVIACION DE CHUQUICAMATÁ, (CHILE)

POR

CHARLES W . EICHRODT ( * )

El mineral que'se está tratando en la planta actual se encuentra entre la zona lavada o en-cape y la zona de minerales mixtos, sulfuros y óxidos. Los principales minerales de cobre son chalcantita (Cu SO4. 5 HO2) brochantita (Cu SO4. 3 Cu (OH)2) y atacamita (Cu CI2. 3 Cu (OH)2). Además se presentan algunos otros minerales como Cuprita y Krohnkita (Cu SO4. Na2 SO4. 2 H2O). Las especies citadas, con mu-chas otras, se presentan en una granodiorita sumamente quebrada.

La mayoría de los minerales cupríferos están en grietas y venillas; pero también hay disemi-naciones, y es probable que las proporciones relativas expliquen algunas variaciones inexpli-cables en la extracción. Toda la mineraliza-ción del yacimiento es compleja y varía con la profundidad. Esta variación, los problemas a que ésta da lugar y los efectos de los diversos componentes del mineral se tratarán en deta-lle.

Hé aquí u n análisis de un común no pesado del mineral tratado durante el año 1927:

% % Cu 1,58 S . . . . 2,10 Mo . . . . SÍO2 . . . . 66,10 HNO3 0,03 As Fe 1,41 C1 . . . 0,05 Sb CaO.. 0,20 Na . . . 0,80 Ba AI2O3 . . . 17,70 K 4,80 H 2 O . . . MgO, . 0,68 Mn . . 0,07 (Oensul

fatos) . . 3,94

T o t a l . . . . 100,19

Los constituyentes más importantes del mi-neral, indicados hasta ahora por la experien-cia son: 1) El cobre total; 2) El cobre insoluble en los ácidos; 3) El mineral ácido de cobre, principalmente chalcantita; 4) El cloro; 5) Los nitratos; 6) El hierro soluble; 7) El mo-libdeno soluble.

(*) Traducido de la Publicación Técnica N. 350 del American Institute of Mining and Matallur-gical Engineers, por el ingeniero de njinas don Juan Luis Cortés.

El cobre total no necesita discusión. Los va-lores indicados en la tabla N.° 1 corresponden a promedios pesados, calculados de los análisis de cada carga.

ÉL COBRE INSOLUBLE EN LOS ACIDOS afecta directamente la extracción, ya que la lixiviación actual prácticamente no recupera este cobre insoluble. Los valores de la tabla N.° 1 corresponden a promedios no pesados de los análisis de los comunes mensuales.

ÉL MINERAL ACIDO DE COBRE afecta la cantidad de cobre que puede disolverse del mineral sin neutralizar el ácido en la solución. La cantidad total de ácido disponible obtenido del mineral se determina por la cantidad de Cu SO4 de las soluciones. Al calcular la canti-dad total de ácido disponible en solución sé toma 2 veces el contenido de cobre más uno de ácido libre (calculado en forma de H2 SO4). En la tabla N.° 1 se indicatx las proporciones de mineral ácido de cobre en kilógramos de ácido obtenido por tonelada métrica de mineral tra-tado. Las cifras de la tabla son los promedios pesados de los saldos totales de ácido disponi-ble mensuales. Como parece que la ley del mi-neral es un factor que influye directamente en el gano de ácido, sé dan dos series de valores, la segunda serie está calculada por la primera para indicar los valores probables qu e sé habrían obtenido para la primera serie si se hubiera mantenido constante la ley del mineral bene-ficiado.

EL CLORO tiene importancia debido a que este elemento tiene que ser eliminado de la so-lución antes de someterla a la electrólisis. Los valores de la tabla N.° í corresponden a prome-dios no pesados de los análisis de los comunes mensuales del mineral.

LOS NITRATOS son importantes porque el ácido nítrico debe tomarse en cuenta en la elección de los materiales que se pueden em-plear en la construcción del equipo para mover las soluciones, determina la composición de los ánodos insolubles, oxida el fierro de las so-luciones haciéndolo pasar al estado férrico y disuelve los cátodos de cobre.

La cantidad de FIERRO SOLUBLE interesa debido a la tendencia del fierro en solución a oxidarse bajo ciertas condiciones a compuestos férricos y atacar en este estado los cátodos de cobre. Los valores dados en la tabla N.*? i están en kilogramos de fierro ganado por tonelada métrica de mineral beneficiado, y como en' el caso del gano de ácido, están calculados de los balances de la solución.

EL MOLIBDENO SOLUBLE es importante porque este elemento en solución parece inten-sificar el efecto oxidante del ácido nítrico so-bre el fierro, agravando los efectos del ácido mismo.

La teoría generalmente aceptada sobre lo que ocurre, es que el molibdeno en el estado reducido de coloide azul reduce el ácido ní-trico. Esto sería beneficioso si el óxido nítrico que se produce se desprendiera de la solución; pero la mayor parte de dicho óxido queda di-suelto en las soluciones o se combina con Fe SO4 para formar compuestos débilmente uni-dos como 2NO; 3FeSOí. El óxido nítrico se vuelve a oxidar .formando ácido nítrico en las celdas de la electrólisis y en estas condi-ciones se acelera muchísimo la oxidación del, fierro por dicho ácido, a la cual siempre hay tendencia. El fierro en estado férrico ataca los cátodos y se reduce al estado ferroso que-

dando nuevamente disponible para entrar en reacción con el ácido nítrico. El ácido nítrico está en constante formación por oxidación del óxido nítrico en las celdas de la electrólisis. Parece así que cüando se halla presente algún otro agente reductor (de la naturaleza del molibdeno reducido), se aumenta considera-blemente durante el electrólisis la oxidación y reducción alternada del fierro y del ácido nítrico. Parece haber una serie de reacciones que una vez iniciadas se catalizan.

En los dos últimos años se ha investigado la extraordinaria actividad del fierro y del ácido nítrico relacionada con un contenido alto del molibdeno en la solución, y se han considerado atentamente esas relaciones.

Durante el año 1929 se adoptó en pequeña escala el procedimiento de estabilizar el ácido nítrico en las soluciones tratándolas con SO2. Aparentemente este tratamiento ha tenido algunas consecuencias benéficas.

En la tabla'N.° 1 los valores para el cloro, ácido nítrico y molibdeno corresponden todos a promedios no pesados de análisis de comunes mensuales del mineral beneficiado durante los períodos respectivos. Los análisis de molibdeno, se han llevado sistemáticamente durante los dos últimos años.

TABLA N.° I.—COMPONENTES DEL MINERAL DESDE EL COMIENZO DE LAS OPERACIONES HASTA HOY DIA

Kgs. de ácido ganado por tonelada Kgs. de

% Cu en % Cu métrica de mineral % de % ácido fierro % de Mineral mineral insoluble tratado Cloro en nítrico ganado Molibde-

AÑO tratado beneficia- en mineral el mineral en el por Ton. no en el Ton. Métr. do beneficia- As. Ajustado tratado mineral métrica mineral

do encontra-do

a mine-ral de 1,60%

tratado de mine-ral

tratado

1915. . . . 533.328 1,709 2,104 1,973 0,1905 0,1440 1916. . . . 1.562.193 1,660 3,861 3,720 0,1052 0,1440 1917. . . . 2.634.505 1,744 6,668 6,117 0,1011 0,0860 1918. . . . 3.400.634 1,644 0,0334 6,741 6,455 0,1191 0,1028 1919. . . . 2.655.708 1,625 0,0242 6,173 6,075 0,1121 0,0767 1920. . . . 3.847.841 1,524 0,0158 6,172 6,474 0,1167 0,0608 1921. . . . 1.507.651 1,701 0,0391 8,109 7,622 0,1151 0,0932 1922. . . . 3.987.854 1,687 0,0233 8,274 7,845 0,0923 0,0738 1923. . . . 6.400.748 1,663 0,0391 8;740 8,407 0,0932 0,0784 1924. . . . 6.531.345 1,345 1,641 0,040 7,813 7,614 0,0382 0,218 1925. . . . 7.055.146 1,565 0,0533 8,959 9,158 0,0518 0,0384 0,230 1926. . . . 7.521.095 1.515 0,0533 8,127 8,572 0,0503 0,0438 0,212 0,0109 1927. . . . 6.959.764 1.594 0,0526 7,392 7,415 0,0414 0,0252 0,218 0,0105

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Kgs.—Toti mét. de mineral tratado

Fierro introducido en solución en la descloración 0,013

Fierro introducido en solución por los ánodos 0,008

Total de ácido disponible destruido en la descloración 0,700

Total de ácido disponible destruido en la electrólisis 0,600

La tabla N.° 2 da los análisis de los comunes anuales del mineral. Los resultados tienen la ventaja de ser ejecutados por una sola persona y' por un solo método; pero tienen la desven-taja de lo reducido de la muestra para repre-sentar un gran tonelaje de mineral, y de no ser pesada.

Las figs. 1 y 2 se han hecho sobre la base de la Tabla 1. Ellas indican que la cualidad ácida del mineral vá disminuyendo. Las cantidades por ciento de ácido nítrico y de cloro del mi-neral también van en disminución, hecho que muy posiblemente conducirá a introducir cambios en el proceso algún día. El cobre inso-luble en H2SO4 va indudablemente en aumento y seguirá aumentando hasta que se haga ne-cesario ir al tratamiento de los sulfúros de co-bre.

Las tablas 1 y 2 están completas hasta el 1.° de Enero de 1928. Hasta el 1.° de Enero de 1930 la planta había beneficiado, en total, más de 80 millones de toneladas de mineral. Durante 1928 el gano de ácido por tonelada de mineral

9 6

7 6

? 5 o e 4 1-s 3 o c 2

Tonnagelreo+ed duringYear 0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 SO

/ s —_ 1

/ / 1 1 . i k - 1 1 F-

TonnageTrea+cd duringYear

r \ r

( 1 1 <j> (jj Sí Sí

Fig. 1.—Variación del total de ácido disponi-ble del mineral desde el comienzo de las ope-

raciones hasta Enero 1.° de 1928

(Curva superior, valores encontrados; curva de más abajo: valores corregidos al contenido probable de

1,60% de cobre en él mineral)

fué de 7,11 Kgs. y durante el últ imo trimestre de 1929 llegaba todavía a 6,7. Kgs. El contenido de cloro y de nitratos del mineral ha disminuí-do ligeramente en los últimos dos años..

TABLA N.° 2.—ANALISIS DE LOS COMUNES ANUALES DEL MINERAL

Cobre Cobre Cobre Acido AÑO total soluble insoluble Fierro nítrico Cloro Molibdeno

% % % % % % % 1 9 1 5 1 , 7 3 1 ,63 0 , 0 5 0 , 8 2 0 , 3 9 0 , 2 4 0 , 0 0 8

1 9 1 6 1 ,71 1 , 6 6 0 , 0 5 1 ,01 0 , 1 2 0 , 1 1 0 , 0 0 9

1 9 1 7 1 ,75 1 , 7 0 0 , 0 5 1 ,17 0 , 0 8 0 , 0 6 0 , 0 0 8

1 9 1 8 1 ,61 1 ,56 0 , 0 6 •1,38 0 , 1 0 0 , 1 0 0 , 0 0 8

1 9 1 9 1 , 6 1 1 ,55 0 , 0 6 1 ,57 0 , 0 7 0 , 1 1 0 , 0 0 8

1 9 2 0 1,54 1 ,48 0 , 0 6 1 , 5 9 0 , 0 5 0 , 1 1 0 , 0 0 8

1921 1 ,71 1 ,66 0 , 0 5 1 , 4 3 0 , 0 5 0 , 1 0 0 , 0 0 7

1 9 2 2 1 .67 1 ,61 0 , 0 6 1 ,38 0 , 0 5 0 , 0 9 0 , 0 0 8

1 9 2 3 1 ,67 1,61 0 , 0 6 1 , 4 0 0 , 0 4 0 , 0 8 0 , 0 0 7

1 9 2 4 1 , 6 4 1 ,58 0 , 0 6 1 ,57 0 , 0 3 0 , 0 6 0 , 0 0 8

1 9 2 5 1 ,59 1 , 5 3 0 , 0 6 1 ,52 0 , 0 3 0 , 0 5 0 , 0 0 8

1 9 2 6 1 ,51 1 ,44 0 , 0 7 1 ,46 0 , 0 3 0 , 0 5 0 , 0 1 0

1 9 2 7 1 ,59 1 ,52 0 , 0 7 1 ,42 0 , 0 3 0 , 0 4 0 , 0 1 1

PROMEDIO.. . . 1 ,64 1 ,58 0 , 0 6 1 , 3 6 0 , 0 8 0 , 0 9 0 , 0 0 8

0.16

0.15

0 14

0.13 ¡U 0.12 0 c 0.11 V

• Z 0.10 1 0.09 1 008 CT I 0 0 7

fc 0.06 O.

0.05

0.04

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10 20 JO 40 5 0 60 0 10 20 30 40 50 60 Millions of Metric-Tons of OreTreoted

Fig. 2.—Variación de los contenidos de ácido nítrico y ácido clorhídrico en el mineral desde el comienzo de las operaciones hasta Enero

1. ° de 1928

Este contenido depende de la situación del mineral que se explota con respecto a la super-ficie. Todavía se explota mineral de los bordes de las terrazas, explotación que se mantendrá aún por algún t iempo. La proporción del mi -neral qup ejerce una influencia pronunciada sobre el ácido nítrico, el cloro y contenido de cobre soluble en agua del conjunto, va en cons-tante disminución; pero no se puede pronos-ticar nada seguro con respecto a la época en que los const i tuyentes cambiarán hasta u n punto tal que se haga aconsejable o posible algún cambio del procedimiento.

TRITURACION Y CARGUIO DEL MINERAL

La fig. 3 presenta u n flow-sheet de la nueva planta de trituración. Antes de abrir la planta de Chuquicamata, se determinó por experien-cias realizadas en Perth Amboy que la efi-ciencia máxima en la extracción por lixiviación se obtenía tratando mineral triturado de 1U de pulgada. Sin embargo, con la l imitación del equipo que se tenía en la mente (se instalaron molinos de rodillos) se decidió triturar a Yz pulgada. Después de haber trabajado durante u n período de consideración, se decidió que las partículas de Y¡ pulgada eran demasiado gruesas para ser penetradas por las solucio-nes en u n t iempo de remojo razonable, y se adoptó la trituración a 0,371 pulgadas, reem-plazando los mol inos de rodillos por tritura-

dores de discos que son los que se emplean en la actualidad. Triturando a este tamaño, en las condiciones actuales queda más o menos u n 10% de mayor tamaño en el producto des-pués de cernido.

Rara vez hay dif icultades por los f inos que se producen y que forman lamas. Estas lamas no solamente son reacias a la lixiviación, sino que llegan a impedir la percolación de las solu-ciones y a menudo favorecen la formación de depósitos de solución que quedan encerrados dentro del mineral después de desaguar. Se ha estado estudiando la separación de los f inos para tratarlos por separado; pero los costos del cernido y manipulación del material parecen prohibitivos, tomando en cuenta lo poco con-siderables que son las dificultades producidas por los f inos hasta ahora.

La actual instalación colectora de polvo se puso en marcha en Enero de 1928, y desde en-tonces el polvo que se reúne en toda la planta de chancado se ha cargado con el mineral que va a los estanques de lixiviación 7 a 13. La can-tidad de polvo alcanza a unas 300 toneladas mé-tricas diarias, con más o menos 4% de cobre. Los resultados de los estanques 7 a 13 han sido ligeramente inferiores; los de los estanques 1 a 6 (que no reciben polvo) han mejorado un poco con relación a los resultados que se obtenían cuando el polvo se repartía igualmente en to-dos los estanques. El término medio dentro de l ímites determinables ha quedado el mis-mo.

El polvo se humedece y así se mezcla y se aglomera bien con las partículas más gruesas en las correas transportadoras. El mineral tam-bién se moja durante la operación de chancado. La humedad del mineral al cargarlo a los es-tanques alcanza en promedio a 1,85%. No se in-tenta ninguna distribución en capas del mi-neral al t iempo de cargarlo. Se trató de hacer esto en unas pocas cargas, pero los resultados no fueron halagadores. Los estanques se lle-nan hasta el l ímite en el movimiento transver-sal del puente.

El chorro de mineral que cae de los puentes de carga choca todo el t iempo contra u n banco de mineral, cerca de la parte alta de éste. Así se obtiene una ligera clasificación del material, al rodar hasta el pie del terraplén. No siempre se empleaba este s istema; pero se encontró que su empleo mejoraba los resultados y en-tonces se adoptó.

A veces el mineral se echa en la solución y otras veces se introduce la solución después que el estanque está parcial o tota lmente cargado. Se trata dé completar la carga del mineral y

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de la solución más o menos al mismo tiempo, a f in de obtener el máximum de tiempo de femojo. Sin embargo, el mineral se carga en dos turnos solamente (3 p. m. a 7 a. m.) mien-tras que la descarga se efectúa de 7 a. m . a 7 p. m. y se trata de evitar las operaciones de chancado y carguío en días Domingos. De aquí resulta que elucido de lixiviación no siem-pre sigue los mismos intervalos que el carguío del mineral. El estudio'detallado de los resul-tados de cargas vaciadas en la solución y vice-versa no llevó a ninguna conclusión y por esto la solución se echa a los estanques cuando está lista, sin atender a la cantidad de mineral que ya esté cargado.

Los estanques se cargan hasta más o menos 6 pulgadas más abajo del borde y la carga se empareja a pala lo más pronto posible después de terminado el carguío. Los estanques 7 a 13 contienen una columna de material de 18 pies y los estanques 1 a 6, una de 16 pies. La capacidad de los estanques es de más o menos 90% del máximo teórico, debido a los relaves que quedan sin descargarse, operación que no se puede hacer de un modo completo sin hacer un daño considerable a los fondos de filtro.'En el ú l t imo año el promedio de la carga de los estanques fué el siguiente:

TABLA N.° 3.—CARGA MEDIA DE LOS ES-TANQUES EN 1929

Ton. Short mét. de Tons de mineral mineral

Estanques 1 a 6 (llamados de tipo antiguo) 9.630 10.615

Estanques 7 a 13 (llamados de tipo nuevo) 10.840 11.949

Carga media de mineral con-siderando igual número de ambos tipos 10.235 11.282

DESCRIPCION DEL PROCEDIMIENTO DE LIXIVIACION

Las figs. 4 y 5 muestran los "flow-sheets" de las plantas de lixiviación y descloración y de la electrólisis.

Hay dos etapas en el proceso de la lixivia-ción: 1) la disolución del cobre del mineral y 2), el lavado, o sea la operación de desplazar del mineral ya lixiviado o relave, los valores disueltos, o el cobre soluble en agua que queda en la humedad remanente.

En la actualidad la primera etapa consiste' en un tratamiento en contracorriente por dos, soluciones. La primera solución se introduce en el mineral desde el fondo del estanque y sube por percolación a través del mineral has-ta que éste se satura y se tapa. Esta es la que-se llama comúnmente solución de "tratamien-to" y es normalmente una solución con rela-tivamente poco cobre y con mucho ácido libre. Después de un período de remojo, esta solución;

o una parte de la cantidad que se empleó ori-ginalmente para cubrir el mineral, se saca por el fondo del estanque. Esta solución se ha en-riquecido en cobré con la consiguiente trans-formación de una parte del ácido libre a. CuS04 y se denomina "solución concentrada". A medida que se saca esta solución concentrada, se la reemplaza, o más bien se Ir hace despla-zar por electrolito usado de la casa electrolí-tica. Este electrolito se introduce por arriba, en el estanque y con una velocidad tal que la. carga se mantenga cubierta o sumergida. Es-ta es una solución con relativamente poco co-bre y mucho ácido libre. Después que se h a producido cierta cantidad de solución concen-trada se interrumpe el proceso. Después de otro período de remojo se produce una nueva cantidad de solución concentrada o enriqueci-da, la que se desplaza como antes por electro-lito usado. Se vuelve a interrumpir el proceso y se intercala un período de remojo seguido por la producción de otra estancada de solu-ción concentrada o enriquecida, que se despla-za con electrolito usado. Se acostumbra pro-ducir tres estancadas de solución concentrada de cada carga de mineral antes del remojo final o remojo para producir solución de tra-tamiento. Después de producida la últ ima estancada de solución concentrada, la carga de mineral se deja remojar en las soluciones, desplazadoras hasta que sea necesario efec-tuar él lavado. La solución de tratamiento se produce durante la primera parte del proceso de lavado, siendo desplazada de la carga por la solución de lavado entrante. Se la emplea en el tratamiento de otra carga. Todas las so-luciones, tanto de la lixiviación propiamente tal, como de las operaciones de lavado, se sacan por el fondo del estanque, y todas las soluciones que se introducen, excepto la que se usa para cubrir primero el mineral, se ha-cen entrar por arriba. A veces, para ahorrar tiempo, una parte de la solución original para cubrir la carga se echa por arriba; pero en todo-caso se introduce por abajo la cantidad sufi-ciente para limpiar el filtro del fondo.

La definición que se usará en el presente tra-

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Fig. 5.—Flow Sheet (esquema) de la planta de precipitación electrolítica

bajo para la solución de tratamiento es la de una solución usada en el tratamiento de mi-neral no lixiviado o parcialmente lixiviado, pro-ducida al comienzo del proceso de lavado, y deplazada o reemplazada en la carga por so-lución de lavado.También se considerará un volumen de solución producida de este modo igual en cantidad al volumen de la solución •que originalmente se necesita para saturar y cubrir la carga de mineral de la cual proviene. Frecuentemente se-produce en el comienzo del proceso de lavado más solución de tratamiento que la que se requiere para cubrir la carga de mineral. La cantidad de ésta que excede a la cantidad requerida para cubrir otra carga de mineral, se emplea con electrolito usado para producir solución concentrada, y s e denomina^ •"adelanto". La solución de tratamiento, tal como se la ha definido anteriormente, nuede

ser electrolito usado enriquecido por el mineral (el enriquecimiento es leve en el método co-rriente de la lixiviación) y diluida con una cier-ta cantidad de solución de lavado. Esta última se mezcla insensiblemente con solución de tratamiento al desplazarla de la carga. El "adelanto" es solución de tratamiento diluida.

La solución concentrada se puede definir como la solución que después de enriquecerse por contacto con el mineral se envía al "tank-house'' para la depositación electrolítica de una parte del contenido de cobre; pero debe distinguírsela déla solución que se manda al tank-house para hacer planchas antes del descarte ("discard"). La última debe consi-derarse comprendida bajo la definición an-terior. El contenido de la solución concentrada depende de los constituyentes del mineral, de los períodos de remojo, del contenido de las

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soluciones de las cuales se ha generado y del orden que corresponde a la estancada en pror ducción. Las estancadas de solución concen-trada de una carga se mezclan con las estan-cadas de otras cargas antes de mandar dicha solución a través de la planta descloradora al *'tank-house". De este modo se envía corrien-temente una solución uniforme al tank-house. Una primera solución concentrada se mezcla normalmente con una tercera y una porción de ambas se mezcla con una segunda, según las necesidades. Estas soluciones concentradas •se denominan por el número de orden que co-, rresponde a las estancadas producidas, y llevan en promedio alrededor de 35 gramos de cobre por litro. El contenido de ácido libre estará en relación. Durante las interrupciones entre estancadas de solución concentrada producidas de cualquiera -carga, se acostumbra producir estancadas de solución concentrada de otras, cargas. En esto se sigue cierto orden o ciclo para facilitar la mezcla de las estancadas y para uniformar la producción de soluciones fuertes con las interrupciones para remojo.

El electrolito usado puede definirse como una-solución concentrada que después de haber sido sometida a la depositación electrolítica par-cial de su contenido de cobre, vuelve a la plan-ta de lixiviación para ser reenriquecida. El contenido de cobre del electrolito usado es normalmente de 15 gramos por litro. Se deter-minó que esta es la cifra más económica to-mando en consideración tanto la planta de lixiviación como el "tank-house". Con la depositación del cobre se libera SO4 para for-mar H> SO4. Este H2 S02 así formado se vuelve a convertir en Cu SO4 con los constituyentes de cobre básicos del mineral. La cantidad total de ácido disponible en la solución concentrada y en el electrolito usado es normalmente la misma. Sin embargo, hay un gano de ácido disponible total proveniente del mineral. Esto •se mencionó al tratar de los componentes del mineral.

A veces la solución, concentrada o la solu-ción que se produce en el proceso de la lixivia-ción, antes- de la formación de la solución de tratamiento, se vuelve a echar con el mineral para eniriquecerla más.

Para distinguir esta solución de la solución concentrada y de la solución de tratamiento •(tal como se ha definido anteriormente), la solución así producida y devuelta se denomina-rá solución de "pre-tratamiento". Más ade-lante trataremos de las modificaciones del procedimiento actual para incluir el empleo •de soluciones de pre-tratamiento.

Solución concentrada, electrolito usado, solución de tratamiento, solución de pre-tra-tamiento (si se emplea alguna) y toda solución que pasa por el "tank-house" en algún estado intermedio entre solución concentrada y elec-trolito usado, son pretencialmente lo mismo. Todas estas soluciones se considerarán como constituyentes del sistema primario.

La solución post-tratámiento puede defi-nirse como la solución producida después dé la formación de solución de tratamiento y que no se emplea en el lavado del mineral lixiviado. El "adelanto" es una solución de post-tratamiento y el "descarte", de que tra-taremos más adelante, comúnmente también lo es. La solución de tratamiento pasa a ser parte del sistema primario si ésta se "adelan-ta".

El t iempo que la solución original queda cubriendo el mineral depende más del suminis-tro de cobre de la planta de trituración y de la demanda del "tank-house" que de cualquiera otra consideración.Para obtener mejor extrac-ción, ese tiempo debe ser corto. Comúnmente seis horas despuésde haber cubierto el mineral, el contenido de cobre de la solución alcanza al 80% del máximo obtenido bajo las circuns-tancias.Este máximo depende de la ley y natu-raleza del mineral y del contenido original de cobre y ácido libre de la solución. Con minera-les que generan bastante ácido (o los que tienen un contenido relativamente alto de chalcan-tita) se obtendrá el aumento inicial más rá pido del contenido de cobre en la solución. De todos modos, la taza de la extracción de la solución de tratamiento parece que se retarda considerablemente después de ese aumento inicial rápido, y se necesita añadir solución con poco cobre y mucho ácido libre para ace-lerar la extracción. La aceleración no es grande; pero hace una diferencia apreciable, especial-mente tratándose de un período de remojo total cortoi Sin embargo, el reemplazo dema-siado rápido o demasiado frecuente "de la so-lución de tratamiento producirá dilución de la solución concentrada hasta un grado no deseable, o dejará demasiado cobre sin ser disuelto por la solución de tratamiento. En todo caso el procedimiento debe ajustarse para adaptarse lo mejor posible a las condiciones operatorias y al comportamiento de la solución concentrada que se va produciendo.

El primer remojo lo constituye el tiempo que se deja él mineral en contacto con la solu-ción de tratamiento, antes de extraer solución enriquecida o concentrada. En los cálculos en que se hace intervenir el efecto del tiempo de

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remojo, éste se tomaigual a la'mitad del tiem-po de recubrimiento original del mineral más el tiempo que transcurre desde el término del recubrimiento hasta el momento en que se empieza a dar solución concentrada. Como sé dijo anteriormente, este tiempo lo determina comúnmente la. relación entre el suministro y la demanda. Generalmente se procede a sacar inmediatamente de una carga la solución concentrada disponible, cada vez que hay es-pacio libre en algún depósito para dicha solu-ción.

El segundo remojo es el tiempo que transcurre desde que empieza la producción de la primera solución concentrada o enriquecida hasta que termina de producirse la última solución con-centrada o solución de pre-tratamiento. Esta es una serie de períodos de reemplazos de so-luciones con interrupciones intermedias. En realidad se trata de varios remojos; pero los consideraremos como uno solo para los efectos dé los cálculos que daremos más adelante.

El tercer remojo comprende desde el térmi-no de la producción de la última solución con-centrada o solución de pre-tratamiento hasta la iniciación de la producción de solución d'e> tratamiento o hasta el comienzo del proceso de lavado, que es lo mismo. Se agregan arbi-trariamente dos horas a este tiempo, siendo éste equivalente a la mitad del tiempo medio requerido para retirar la solución de trata-miento del mineral.

El tiempo total efectivo de remojo, llamado comúnmente remojo total es la suma de los

"tres tiempos de remojo definidos anteriormen-te. La duración del remojo total depende prin-cipalmente de la: taza de producción; así como también depende de este factor la1 duración del segundo remojo. En la mayoría de los ca-sos este segundo remojo es una parte fija del remojo total (en la actualidad es más o menos la mitad). El primer y tercer- remojos también dependen hasta cierto l ímite de la producción; pero independientemente" de esto, el primer remojo se determina por condiciones ante-riormente delineadas, y la duración del ter-cer remojo está determinada por la del primero. Un primer remojo comparativamente largo implica naturalmente un tercer remojo cortó y vice-versa.

Las curvas de la figura 6, ilustran el compor-tamiento de la solución concentrada durante la producción. Estas curvas se basan én los datos de las soluciones concentradas produci-das durante los últimos seis meses. Los con-tenidos de la primera solución concentrada quedan prácticamente constantes hasta que se ha sacado una cantidad igual al 53% del volumen que cubre y satura el mineral.

En este punto el contenido de cobre de la solución empieza a bajar, debido a que la so-lución desplazante entra a través de la carga, mezclada con la solución enriquecida más rá-pidamente de lo que se disuelve el cobre del mineral. Después de la interrupción empieza la segunda solución concentrada con un con-tenido de cobre un poco mayor que al término de la primera solución concentrada; pero ese

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Jd. Strong Produced. Avg.2249CuM.at 1921 Cu.and 70.49H¡SOt.Produced in3.2!Hr.¿ ¡Sol. Used Di'splacinq 3 rd. Strong. Avg. 2249 Cu. M. atY \l4.4iCu.and71.70%S04 Is SE. | | T I

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CXJlí-Fig. 6.—Comportamiento de las soluciones fuertes durante la producción

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contenido disminuye rápidamente, ya que los valores en la solución que actúa sobre, la carga parecen quedar: dispersados después de la pro-ducción de la primera solución concentrada. También hay u n leve aumento al comienzo de la producción de la tercera solución concentra-da, y al empezar la de la solución de tratamien-to; y las dos soluciones parecen haber estado en la carga en capas con la solución más con-centrada del fondo del estanque. La disminu-ción del contenido de cobre en la tercera solu-ción concentrada se hace en forma más gra-dual a medida que dicho contenido se acerca al del electrolito usado. Esta solución concen-trada se interrumpe cuando el contenido, de cobre llega a 18 gr. por litro, lo que da como resultado la producción subsiguiente de una solución de tratamiento con más o menos el mismo contenido de cobre que el electrolito usado. Se puede ver que después de la produc-ción de la segunda solución concentrada el proceso es prácticamente un desplazamiento o dilución de las soluciones enriquecidas, o un proceso de lavado.

En la actualidad hay cuatro razones para producir solución concentrada de baja ley:

1. Se produce solución concentrada hasta dejar en contacto con el mineral lixiviado al comienzo del proceso de lavado una solución

-de bajo contenido de cobre. Esto mejora los resultados del lavado.

2. Se obtienen los mejores resultados en la lixiviación cuando las soluciones que se dejan en contactó con el mineral durante el remojo tienen poco cobre y un contenido alto de -ácido libre.

3. Mientras menor es el contenido de la sor -lución concentrada, menor es la cantidad de electrolito usado que habrá que devolver a la entrada del tank para mezclar. Esta mezcla es necesaria para rebajar a u n cierto valor el contenido de cobre de la solución al entrar en las celdas de la electrólisis. Mientras mayor es la cantidad de electrolito que se devuelve para mezclar,; mayor es el contenido de fierro en estado férrico; mayor la temperatura del electrolito y menor el "power efficiency". El fierro en estado férrico en', la solución con-centrada se reduce todo en la planta desclo-radora y la solución se enfría algo en contacto con el mineral. Esto podría aparecer como una carga para la planta descloradora; pero sola-mente bajo ciertas condiciones. El cemento de cobre que se saca en la descloración tiene que convertirse en un producto para el horno de fundición de cobre para alambre, y es casi tan económico ponerlo en solución concentra-da en la reducción del fierro férrico, y de ahí

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Percentaqe of To ta l Copper in Heads

Fig. 7.—Relación entre el cobre insoluble en agua de los relaves y el cobre total del mineral

Basada en un t iempo neto de remojo tota l de 90 horas ; 55 gr. por l i tro de H2 SO4 libre, en tér-mino medio, en las soluciones en contacto con el mineral duran te el r emojo ; 0,053 por ciento de cobre insoluble en ácido, en el mineral; 0,181 por ciento de t a m a ñ o mayor de 0,371 pulgadas en el mineral de en t rada .

La curva inferior da los factores de comparación calculados de la curva de arr iba. Multipliqúese el cobre insoluble en agua contenido en los relaves, obtenido ba jo condiciones cualesquiera, por el factor correspondiente al porcentaje de cobre del mineral a la ent rada , para obtener el valor pro-bable del cobre insoluble en agua de los relaves, si los minerales a la en t rada hubiesen tenido 1,60 por ciento dé cobre, quedando las demás condiciones iguales.

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convertirlo en cátodos, como convertirlo en ánodos solubles y después en planchas Inicia-les. Sin embargo, si la reducción del fierro fé-rrico llega a u n punto en que el cemento de cobre que se necesita sobrepasa al gano sobre otras exigencias, es tan. económico efectuar la reducción del fierro férrico con cátodos co-m o "con cemento de cobre.

4. Se ha encontrado que en soluciones con-centradas con u n contenido relativamente alto de ácido libre, el molibdeno rio se reduce a l estado coloidal azul en el proceso de desclo-ración y de ese :modo se disminuyen las difi-cultades consiguientes. De aquí es que, espe-cialmente cuando aumenta el contenido de molibdeno, se hace un esfuerzo para prolongar la producción de solución concentrada de cada estancada de mineral hasta que el contenido medio de ácido libre de toda la solución con-centrada producida llega a 45 gramos por li-tro y en algunos casos hasta 50 gr./L. También

-es importante mezclar las soluciones concen-tradas antes de la descloración, de modo que <el contenido de l ácido quede siempre sobre el m í n i m u m exigido.

Para producir cada estancada de solución concentrada sin dilución prematura, el punto ideal de separación estará después de producir 53 por ciento del Volumen total. Sé necesita

:producir cuatro estancadas dé solución con-centrada antes de llegar a la solución de trata-miento del grado deseado y antes de diluir hasta el l ímite deseado la solución concentra-da. Produciendo <estancadas de solución con-centrada de un volumen igual a aproximada-mente los dos tercios del volumen para cubrir, resülta una dilución prematura dé no m á s de 2 por ciento y la producción de una segunda solución concentrada de más o menos él gra-do deseado sin necesidad de mezcla. Tres es¿ tancadas de ese volumen más o menos, sa-t i s facen las exigencias y se contrapesan fácil-mente . Naturalmente hay una variación en el contenido de las estancadas debida a varia-ciones en la ley del mineral; pero esto se regula comúnmente por un ajusté del volumen de la tercera solución concentrada sola.

Si se aumenta el contenido de cobre en la solución de tratamiento, cortando la úl t ima solución concentrada en un punto más al to se disminuye el volumen del total de solución 'concentrada producida y se aumenta, en con-secuencia, el contenido de cobre. Sin embargo, cuando llega a ser deseable obtener un resulta-do semejante, es posible conseguirlo usando Uña solución de pre-tratamiento. Una parte de la ú l t ima solución o soluciones concentradas (el volumen depende de los resultados qué sé

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Fig. 8.

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-Relación del cobre insoluble en agua contenido en los relaves con el tiempo total de remojo

Basada en mineral de entrada de 1;60 por ciento de cobre; 55 grs. por litro de H2 SO4 libre, en pro-medio, en las soluciones en contacto con el mineral durante el remojo; 0,053 por ciento de cobre inso-luble en H2 SO4 en el mineral de en t rada ; 9,181 por ciento de t amaño mayor dé 0,371 pulgadas a la en t rada .

La curva inferior da los factores de comparación para el t iempo de remojo calculados de la curva de arriba. Multipliqúese el cobre insoluble en agua de los relaves, obtenido ba jo condiciones cualesquiera, por el factor correspondiente a las horas de remojo total , para obtener el cobre insoluble en agua de los relaves que probablemente se habría obtenido con un remojo de 50 horas, quedando las demás «ondiciones iguales.

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desee obtener) puede devolverse a alguna carga subsiguiente dé mineral, continuando la pro-ducción como solución de pré-trátamiento hasta qué la solución de tratamiento subsi-guiente tenga u n valor aproximadamente igual al del electrolito usado. De este modo se puede aumentar la ley de la solución concentrada sin aumentar las dificultades del lavado del mi-neral lixiviado. Este empleo de soluciones de pre-tratamiento puede extenderse hasta poder producir una solución concentrada neutra, o a lo menos una casi neutra. Esta última puede neutralizarse con cal para precipitar el fierro, o puede someterse a un tratamieñto con SO2 para reducir el fierro férrico. Mientras puede reducirse el volumen de la solución concen-trada (tal como se ha definido anteriormente), por el empleo de u na solución de pre-tratamien-to, el volumen total de solución concentrada y de pre-tratamiento será mayor que el volumen de .solución concentrada producida sin usar solución de pre-tratamiento. Esto implica, na-turalmente la producción.en cada caso de solu-ción de tratamiento de la misma ley. El au-mento de volumen .no será exactamente igual a la cantidad de solución de pre-tratamiento empleada; pero será suficiente para producir serias dificultades eñ la neutralización de la solución concentrada y de la de extracción, en el ciclo reducido para el cual se proyectó la planta actual. Este ciclo no se realiza actual-mente; pero trabajando a la capacidad máxi-ma el intervalo medio entre la carga y des-carga de cada estanque sería de 84 horas. Sin embargo será posible adoptar un sistema para la purificación de una parte de la solución con-centrada, que se podría realizar en un ciclo corto, sin afectar seriamente la extracción.

Se ha mencionado el hecho de que la divi-sión del tiempo de remojo y el contenido de ácido libre y de cobre de las soluciones en con-tacto con el mineral tienen efecto sobre la extracción. De un estudio detallado del com-portamiento de las soluciones durante él pro-ceso de lixiviación y de cálculos complicados que se han hecho con los resultados obtenidos de un número considerable de cargas tratadas* se han deducido las fórmulas siguientes:

Á=ácido libre de la primera solución en gra m os por litro.

B = ácido libre al comienzo de la primera so-lución concentrada producida, en gramos por litro.

C=promedio de ácido libre en soluciones que desplazan la solución concentrada y de pre- tratamiento, en gramos por litro.

-D=promedio de ácido libre en 'la solución concentrada y de pre-tratamiento produ-cida, en gramos por litro.

E=ácido libre en la última solución empleada para desplazar la solución coiícéntrada o de pre-tratamiento, en gramos por litro.

F = ácido libre en la últ ima solución que cubre el mineral antes del lavado, en gramos por litro.

G = cobre en la primera solución con el mineral, en gramos por litro.

H = Cobre al comienzo de la primera solución concentrada producida, en gramos por litro.

1= promedio del cobre en las soluciones que desplazan la solución concentrada y de pre-tratamiento, en gramos por litro.

J = promedio del cobre en la solución concen-trada y de pre-tratamiento en gramos por litro.

K=cobre en la última solución empleada para desplazar la solución concentrada o de pre-tratámiento, en gramos por litro.

L = cobre en la últ ima solución que cubre el mineral antes del lavado, en gramos por litro.

R = duración del primer remojo en horas. S = duración del segundo remojo en horas. T = duración del tercer remojo en horas. U = remojo total = R + S + T . X=promedio de ácido libre en la solución en

contacto con el mineral durante el remojo, en gramos por litro.

Y=promedio del cobré de la solución en con-tacto con el mineral durante el remojo, en gramos por litro.

(2B+A) R + (2 D + C) S + (2 F + E ) T X =

3 U

(2 H + G ) R + ( 2 J + I) S + (2 L-fK) T Y = • ' • ;

3 U

Estas ecuaciones no son exactas, y las can-tidades X e Y obtenidas son más bien factores que constituyentes exactos de las soluciones. Sin embargo, estos factores son relativos.(den-tro de límites satisfactorios) en su aplicación para determinar ciertos resultados esperados de variaciones en la lixiviación. X tiene rela-ción con los resultados de la lixiviación o con la cantidad dé cobre insoluble en agua conte-nido en los relaves. Y guarda relación coñ los resultados del lavado, o con la cantidad de cobre soluble en agua de los relaves.

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Los efectos de la ley del mineral, de la dura-ción deL remojo total y promedio de ácido li-bre de las soluciones en contacto con el mi-neral durante él remojo, sobre la cantidad de cobre soluble en agua de los relaves, se mues-tran en las figuras 8 y 9. Las curvas se calcula-ron de un análisis detallado de los resultados obtenidos del tratamiento de más de 3 500 000 toneladas métricas de mineral. Con todo, son meramente indicativas de lo que se. puede es-perar en un período largo.de producción, ya que los resultados de. cargas individuales va.-rían mucho en condiciones idénticas.

DESCRIPCION DEL PROCESO DE LAVADO Y DESCARTE DE SOLUCIONES

La solución de tratamiento es comúnmente la primera solución que se pone en contacto con el mineral, aunque esa primera solución puede ser solución de pre-tratamiento, o más a menudo electrolito usado. En todo caso, la solución de tratamiento es la solución que está en contacto con el mineral antes del lavado y el contenido de cobre de esta solución es uno de los factores más grandes de la eficiencia del proceso de lavado.

El proceso de lavado consiste en un desplaza-miento descendente de la solución que cubre y satura el mineral lixiviado, o los relaves, por una serie de soluciones de lavado y agua. Si esta solución que cubre, o solución de trata-miento se sacara sin desplazamiento, el volu-men removido no sería igual al volumen que originalmente cubre el mineral, ya que los re-laves retienen más o menos 8,25 por ciento de •su peso en humedad. Aproximadamente un cuarto del volumen original de la solución que cubre el mineral, es retenida por los relaves, y el problema del lavado consiste en desplazar y diluir, la solución así retenida. En la práctica el lavado de los minerales de Chuquicamata no ha demostrado ser un desplazamiento d e soluciones como en un émbolo, ni una serie de diluciones completa. La solución que no está totalmente absorbida por los relaves se desplaza con cierta mezcladura; pero l^^í íu-ción absorbida no se mezcla de un com-pleto con las soluciones desplazadoras con la "velocidad con que ellas pasan por el estanque. Si se pudiera emplear suficiente solución y agua, y se pudiera hacer un lavado suficiente-mente lento, los valores en la humedad final de los relaves podrían reducirse casi a nada. Tal como se procede, estos valores se reducen a l ímites económicos.

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Fig. 9 .—Relac ión del cobre i n s o l u b l e e n a g u a de los relaves c o n el p r o m e d i o d e ác ido l ibre de la s o l u c i ó n e n c o n t a c t o c o n el m i n e r a l d u r a n t e el r e m o j o .

Basada en un remojo tota l de 90 horas; 1,60 por ciento de cobre en el mineral a la en t r ada ; 0,053 por ciento de cobre insoluble en ácido en el mineral que en t r a ; 9,181 por ciento de t a m a ñ o mayor que 0,371 pulgadas a la en t rada .

La curva inferior da los factores de comparación calculados de la curva de arr iba . Divídase el cobre insoluble en agua de los relaves, obtenido ba jo con-diciones cualesquiera, por el factor correspondiente al promedio de ácido libre en el remojo,, para ob-tener ei valor probable del cobre insoluble en agua de los relaves, si el promedio de ácido libre en el remojo fuera de 50 grs. por litro y las demás con-diciones quedarán las mismas.

Las soluciones de lavado son en realidad una mezcla de solución de tratamiento y agua, decreciendo a través de la serie la proporción de solución de tratamiento y aumentando la de agua. Agua sola forma el úl t imo lavado de la serie. Para prevenir que las soluciones de lavado aumenten su contenido de cobre al usarse repetidamente de carga en carga, se "adelanta" una cierta cantidad leí primer lavado, o se descarta y se reemplaza por una cantidad igual de lavado segundo. Esta canti-dad de segundo lavado se reemplaza por una de tercero y esta última por una de cuarto. Para contrapesar el volumen se usa una can-tidad suficiente de agua para reemplazar el "adelanto" del cuarto lavado y satisfacer la humedad de los relaves.

La cantidad de primer lavado adelantada pasa a formar el "adelanto", tal como se ha definido anteriormente, o se bombea direc-

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tamente al depósito de "descarte". A menudo se emplea una parte como "adelanto" y el resto va al depósito de "descarte". En todo caso •se clasifica, se mide y se muestrea por se-parado. Esta solución, sin considerar su des-tinación subsiguiente, se clasifica como solu-c ión de post-tratamiento, tal como se la ha definido anteriomente. El volumen de esta solución depende del volumen del agua em-pleada, aumentando directamente por unidad de aumento de agua. El aumento en el conte-nido total de esta solución no aumenta direc-tamente con el aumento de agua, ya que una parte de esta agua diluye la solución de post-tratamiento. Este es el motivo por qué la can-tidad total de cobre, el ácido total disponible y otros constituyentes de la solución que se ha de descartar no son muy influenciados por el volumen de agua al formar el "descarte" de post-tratamiento. Por otra parte, cuando se descarta electrolito usado, la solución de post-tratamiento se usa como el "adelanto" para formar el volumen de solución descartada del s istema primario de solución. En este caso, tanto la cantidad como el contenido total de la solución descartada aumenta directamente c o n la cantidad de agua empleada, hasta al-canzar cierto equilibrio.

Sin importar donde se haga el descarte de solución, o el volumen de la solución descar-tada, la cantidad total de cualquier constitu-yente descartado debe f inalmente igualar al ¿ano de este constituyente del mineral. Al ha-cer la exposición que antecede, se han consi-derado el cobre y el ácido libre (ácido total dis-ponible) como partes del mismo constituyente, ya que el cobre extraído en la electrólisis deja ácido libre en cierta proporción fija. Aun así lo establecido es solamente aproximado, ya que u n a cierta cantidad del ácido total disponible se transforma en el tank-house y en el proceso de descloración. Sin embargo la cantidad des-cartada o eliminada de algún otro modo, debe igualar al gano del mineral, y la cantidad total de ácido disponible por otra parte el iminado no importa para la cantidad descartada en rela-ción al punto de descarte o a la cantidad de agua empleada. En el tank-house se introduce algo de fierro y también en la descloración de la solución concentrada; pero la cantidad es pequeña con relación a la cantidad introduci-da del mineral; y como en el caso del ácido total 'disponible, no interviene en el punto que con-sideramos. El cloro naturalmente se elimina e n parte principal, de otro modo. El punto es éste . Los constituyentes del sistema primario de solución llegarán a contrapesarse cuando

2 Lixi

las cantidades eliminadas sean iguales a las cantidades introducidas. Estando todos los constituyentes del sistema primario, con excep-ción del cloro, repartidos a través de este sis-tema, más o menos en la misma proporción que el ácido total disponible, la discusión se limitará en su mayor parte a este constitu-yente.

Al descartar electrolito usado, la cantidad total deácido disponible en el sistema primario debe diluirse al mismo contenido por unidad de volumen que hay en la solución descartada. Esteefecto a menudo se obscurece debido a que el volumen total del sistema primario es gran-de y se necesita un tiempo largo para que los constituyentes contenidos lleguen a contra-pesarse bajo cualquier juego de condiciones. Sin embargo, el efecto eventual del aumento de la cantidad de agua empleada al descartar electrolito usado, es el de aumentar la dilución de todo el sistema primario y del descarte en igual grado, pero no el de aumentar la canti-dad total del ácido total disponible descar-tado.

Cuando se descarta solución de post-tra-tamiento, la solución descartada se diluye directamente y la concentración del ácido to-tal disponible en el sistema primario no se afecta materialmente por la cantidad de agua empleada, ni, en consecuencia, por la cantidad de la solución descartada, aunque en ambas formas de descarte la cantidad de ácido total disponible descartada será la misma,después que el sistema de solución se ha equilibrado.

Por las razones que anteceden, cuando es deseable aumentar el ácido total disponible en el sistema primario, se descarta solución de post-tratamiento, y para disminuir el ácido total disponible en este sistema se descarta electrolito usado. En este últ imo caso la can-tidad de agua debe regularse cuidadosamente; en el primero, esto no es tan importante. Para disminuir la concentración de fierro, ácido nítrico y molibdeno en el sistema primario, se emplea un descarte del electrolito usado. Para realizar esto último, hay que sacrificar una cierta cantidad de la concentración de ácido total disponible. Desde la introducción del ánodo Chilex y la modificación introducida en 1922 en el proceso de descloración se ha he-cho practicable controlar los constituyentes del sistema primario de solución por el descarte de solución sólo, sin añadir H2SO1 comercial. Puede que esto no siempre sea posible y a ve-ces, en la actualidad el procedimiento no es dei todo satisfactorio. Sin embargo, no se ha in-troducido ea el proceso regular ningún otro

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modo de eliminar el fierro, ácido nítrico y molibdeno, que por descarte de solución.

Al desplazar la solución de tratamiento de la carga, se produce cierto avance inevitable de la primera solución de lavado en el sistema primario, debido a la mezcla que se opera du-rante el desplazamiento y a la retención de so-lución y humedad por los relaves. Resulta así que la solución de tratamiento producida no es exactamente igual a la solución que estaba en contacto con los relaves inmediatamente antes del lavado. Es la última solución la que realmente influye en los valores que llevan la solución de post-tratamiento, las soluciones de lavado y humedad final de los relaves. Para cada carga tratada se toman muestras para de-terminar los contenidos de esta solución que se denomina^ "la última cubierta antes del lavado". Esta es la solución primaria que debe lavarse de los relaves. La cantidad retardada de esta solución y la cantidad del primer lavado que inadvertidamente se adelanta, son iguales; siendo una simplemente desplazada por la otra. Esta cantidad es independiente de la cantidad de agua o solución de lavado que se emplea, y es un poco menor que la cantidad de humedad retenida por los relaves, aunque ésta es una función de la última. Alcanza por término medio a 650 metros'cúbicos por carga o a 635 litros por tonelada de mineral tratada.

La solución primaria retardada se reparte por intermedio de la solución de post-trata-miento, en los lavados y en la humedad final de los relaves, llevani o los valores de las so-luciones de lavado a un cierto punto que de-pende de la cantidad de agua empleada y del punto de descarte. La dilución por este ade-lanto inevitable al sistema primario, depende de la porción de agua en el primer lavado. Este primer lavado se diluye algo por. el au-mento de la cantidad de agua empleada; pero esta dilución no guarda casi proporción con dicha cantidad de agua; en consecuencia, no hay dilución en el sistema primario cuando no se emplea un adelanto deliberado. Para des-cartar solución de post-tratamiento producida en cualquier punto que no sea entre el trata-miento y el primer lavado (i. e. descarte des-pués de la producción del primero, segundo, tercero o cuarto lavado) no ayudará material-mente a la concentración de los valores en el sistema primario. La cantidad de solución primaria retardada en cada caso será la misma. Los lavados que preceden al punto de descarte simplemente pasaron a formar parte del sis-tema primario, aumentando en.concentración basta devolver prácticamente tanto de cada

constituyente por unidad de volumen al des-carte, a los lavados que siguen al descarte y a la humedad final'de los relaves, como lo que se devolvería al sistema primario de solución en contacto con los relaves antes del lavado. Con-tinuando un descarte de solución después de cualquier lavado ha producido los mismos re-sultados como si ese lavado y los precedentes se hubieran eliminado. El verdadero efecto que produce el retardo del punto de descarte en el sistema de lavado es el de aumentar la proporción de solución primaria en la hume-dad final de los relaves y disminuir la propor-ción en la solución directa de descarte. Esto no es económico, ya que la primera no se puede»

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Fig . 10 .—Dispos ic ión de las s o l u c i o n e s e m -pleando'Suat i 'o lavados de 1,650 m e t r o s cúbi-cos cada u n o y 1,700 m e t r o s c ú b i c o s de a g u a .

Volumen original pa ra cubrir la carga, 3,400 metros cúbicos; humedad en los relaves 875 m e -tros cúbicos; proporción de lavado, 800 met ros cúbicos por hora.

Las soluciones que salen están representadas por las áreas comprendidas entre líneas horizontales y las líneas verticales 0 y 100. La cantidad de cada solución que llega, en cualquiera solución saliente está representada por el área entre las curvas indi-cadas dentro del área que representa la solución saliente. Cada pequeño cuadrado es igual a 100 me-tros cúbicos.

E j e m p l o s : Area R-S-T-U-V = cantidad de lá -vado segundo que ent ra y que se va con el primer lavado =1,009 mts. cúbicos. Area W-X-Y-Z = can-t idad de solución pr imaria que-en t ra antes del l a -vado y que ?.e va con el lavado segundo = 120 mts . cúbicos.

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descobrizar antes del descarte y la última sí. En relación con este punto debe recordarse que la cantidad total de solución primaria descar-tada es la cantidad que va en la solución del descarte deliberado y la cantidad que va en la humedad final de los relaves, ya sea que se descarte solución de post-tratamiento o elec-trolito usado.

La concentración con la cual un constitu-yente cualquiera llegará al equilibrio en el sistema primario se puede calcular como si-gue: A la cantidad de cualquier constituyente extraído del mineral por la solución súmense las cantidades de este constituyente introdu-cidas por otro lado y réstense las cantidades sacadas o transformadas por otros medios diferentes del descarte de solución. La canti-dad resultante se calculará en gramos obte-nidos por tonelada métrica de mineral tratado. Divídase este resultado por los litros de solución primaria descartada por tonelada métrica tratada y el cuociente dará la concentración en gramos por litro del constituyente en el sistema primario, que resultará de cualquiera cantidad y forma fijas de descarte. Algunos cálculos que aparecerán más adelante se han efectuado de esta manera.

Para evitar confusión, no se hizo mención previa del punto que sigue. Hay una cierta cantidad de adelanto inevitable de agua en el sistema de solución primaria con cada carga tratada, debido a la humedad en el mineral original y en los relaves que quedan en el estanque después de efectuar la descarga. Siendo esta cantidad casi constante por carga tratada, no entra en el cálculo de la cantidad de solución de tratamiento que es necesario producir o introducir para cubrir una carga.

En conclusión, el punto y cantidad del des-carte se determinan atendiendo a la concentra-ción relativa de ácido tota^l, disponible, fierro, ácido nítrico y molibdeno en el sistema pri-mario, teniendo en cuenta naturalmente, que empleando una solución de post-tratamiento, la cantidad del descarte no es tan importante, y que mientras más agua se emplee, mejores serán los resultados del lavado de los relaves. El descarte tendrá que ajustarse para contra-rrestar las variaciones en el gano relativo de los constituyentes del mineral pre-citados. El gano de ácido total disponible es comúnmente el factor dominante de este sentido; pero debe tomarse en consideración el problema de la" descobrización de la solución de descarte.

En la planta de descloración, el cobre que se saca de la solución de descarte se convierte en cemento de cobre. No es económico producir

más de una cierta cantidad de éste; y en con-secuencia, esta consideración limita el conte-nido de cobre'de la solución que debe descartar-se. Anteriormente se ha mostrado que, cual-quiera que sea el punto del descarte o el volu-men de éste, Ja cantidad total del ácido total disponible gastado y descartado debe final-mente ser igual al gano de él obtenido del mi-neral. La concentración en ácido total dispo-nible en el sistema primario puede ser influen-ciada; pero no la cantidad descartada. La por-ción de cobre en el ácido total disponible va-riará considerablemente; si el descarte es elec-trolito usado, el contenido de cobre será el de la solución devuelta del tank-house, que es normalmente de 15 gramos por litro* pero si el descarte es de solución de post-tratamiento, el contenido de cobre será normalmente mu-cho menos. Dependerá del contenido de cobre en la última solución que cubre el mineral antes del lavado, y, en menor grado, de las con-diciones durante los períodos de remojo y de la duración relativa de éstos. Este último fac-tor, como se explicará más adelante, puede expresarse en función del contenido medio de cobre de las sóluciones en contacto con el mineral durante el remojo total. La cantidad de agua empleada influye sobre el cobre total de la solución descartada solamente hasta el punto de disminuir o acrecentar la cantidad de cobre retenido por la humedad final de los relaves. Esta es relativamente despreciable en la mayoría de los casos. El contenido total de cobre no debe confundirse con la ¿concentra-ción relativa que se expresa en gramos por li-tro. La cantidad de agua empleada influye muchísimo más sobre la concentración que sobre el contenido total. En relación con este punto, es necesario explicar por qué el ácido total disponible es siempre aparentemente menor en un descarte de solución de post-tra-fhmítento que en uno de electrolito usado, te-niendo en vista lo expuesto, de que la cantidad total del ácido total disponible debe ser final-mente la misma en ambos casos. La explica-ción está en la palabra "finalmente". No es deseable continuar con un descarte de electro-lito usado tan grande como en el caso de des-cartar solución de post-tratamiento, por con-sideración a la dilución del sistema primario; y así resulta que es comúnmente posible di-luir más el descarte de solución de post-trata-miento que el de electrolito usado. Sin aten-der a la dilución, el contenido de cobre del descarte de solución de post-tratamiento es más o menos el 70 por ciento del contenido del descarte de electrolito usado, con los métodos

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actuales de producción de soluciones concen-tradas y soluciones de tratamiento. El método actual, tal como ha sido explicado, permite la producción de una última solución cubridora antes del lavado con un contenido de cobre muy poco superior al del electrolito usado. La solución de post-tratamiento, sin embargo, se diluye comúnmente a 8 ó 10 gramos de cobre por litro.

Es el contenido de cobre total el que influye sobre la cantidad de cemento de cobre produ-cido en la planta de descloración. Para redu-cirlo se usa mandar la solución para descarte al tank-house para hacerla planchas, en parte, antes déla descobrización final en la planta de descloración. Hacerla planchas quiere de-cir someterla a la descobrización parcial por electrólisis. No es tan económico en cuanto a consumo de energía reducir a planchas la so-lución de descarte, como hacerlo con la solu-ción concentrada, de modo que el tank-house sacrifica algo de su capacidad al sacar planchas de la solución. No es económico producir plan-chas de solución con mucho menos de 7 gramos por litro, aunque posiblemente se pueden pro-ducir cátodos apropiados para tratamiento en el horno para fundir barra pa. a alambre, cuan-do se produce plancha con solución hasta de 5 gramos por litro. Por regla general no se ha-cen planchas de solución de post-tratamiento; ésta va directamnte del depósito de descarte a la planta de descloración. El electrolito usado descartado comúnmente se hace planchas y después se devuelve del tank-house a la planta de descloración. Sin embargo, trabajando a plena producción puede ser necesario hacer planchas las dos soluciones a fin de mantener la producción de cobre cementado dentro del mín imum requerido. En ese caso hay que con-siderar el contenido total de cobre y no la con-centración en cobre de la solución de descarte. Hay que recordar que la producción de plan-chas de ninguna manera afecta al total de ácido disponible descartado. Al hacer plan-chas se libera ácido.

Algunos de los puntos precedentes se pue-den aclarar estudiando la fig. 10.

Este diagrama se construyó con los resulta-dos calculados de más de 300 cargas y además se obtuvieron datos de muestras tomadas cada 15 minutos de soluciones de las cargas para las cuales se habían igualado las soluciones de la-vado por mezcla previa.

La curva que limita la solución de tratamien-to o solución primaria sigue muy'aproximada-mente una cierta ecuación entre los puntos "b" a "c". Desde el origen de la curva hasta el

punto "b" hay casi una línea recta. Esta por-ción de la curva denota la mezcla mecánica de las soluciones antes de saturar el mineral. Desde el punto "c" hasta "d", la curva cam-bia debido al cambio de acción durante la operación de sacar la solución por abajo para el lavado final con agua, y en el drenaje.

La cantidad de solución primaria que queda en el estanque después de sacar cualquiera cantidad de solución puede calcularse aproxi-madamente por medio de la siguiente ecua-ción:

M R = , en la cual

O

R = metros cúbicos de solución primaria que quedan en el estanque.

M = metros cúbicos de la humedad que queda en los relaves.

C = una constante que depende de la natura-leza del mineral y de la razón de lavado.

Un valor medio para C, que se aplica aproxi-madamente para razones de lavado compren-didas entre 400 y 1,200 metros cúbicos por ho-ra es:

C = 1,440—0,00031 W fórmula en la cual W = razón de lavado en metros cúbicos por

hora. v = U—D.

U = metros cúbicos de solución sacada después de iniciar el lavado.

D = T—M= metros cúbicos drenados. T = metros cúbicos de solución para cubrir y

saturar el mineral lixiviado antes del la-vado.

Entre el origen de la curva y el punto "b" la cantidad R puede calcularse como si dicha curva fuera una línea recta, desde U = D—700 a U = D + 750. El punto "b" está en U = D + 750. Esto no es exacto y la cantidad R calculada de este modo debe corregirse para que correspon-da a la calculada por la ecuación para U = D + 750. Las otras curvas son prácticamente pa-ralelas a la de que nos hemos ocupado y siguen a la misma a intervalos que representan los volúmenes de los lavados. Teniendo esto pre-sente, los valores pueden calcularse mediante la ecuación para cada uno de los lavados.

Las cantidades así calculadas de solución primaria y de cada uno de los lavados, como

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salientes en el últ imo lavado, deben aumentar-se en 20 por ciento para corregir el cambio de acción durante la operación de sacar el agua y drenar. Las cantidades del aumento deben deducirse de las respectivas cantidades de cada solución que sale con el próximo o con el últi-mo lavado.

14 Coppei1 Contení 'in Oroms per Liter _ o-f fhe Pnmory Solufion in the_

Post-treotment DiscardSo/uhcn ry ,

16 16 20 22 24 26 28 JO 32 34 36 38 40 42 Grams perLiter Copper In-the Rrimary Solution

16 18 20 22 24 26 28 30 32 34 36 38 40 42 Grams per Liter Copper in the Primar Solution

Fig. 11 .—Efecto de l c o n t e n i d o de cobre m e d i o de las s o l u c i o n e s sobre el c o n t e n i d o de cobre de l a d e l a n t o , descar te y h u m e d a d de los relaves.

El número en el extremo superior de cada línea es igual al número de gramos de cobre en promedio por l i tro de las soluciones en contacto con el mine-ral duran te el remojo.

Las cantidades de soluciones primarias y agua que componen la solución de tratamiento' que sale, el adelanto y el descarte y cada uno de los lavados, pueden calcularse de la ecuación o diagrama suponiendo que el lavado se haya conducido bajo las mismas condiciones hasta haber llegado a equilibrar el sistema de solu-

ciones. Para usar el diagrama para otras can-tidades de agua diferentes de 1,700 metros cúbicos o para otros puntos de descarte distin-tos del indicado, las líneas horizontales deben modificarse para adaptarse a esas condicio-nes.

Debe recordarse que cualesquiera que sean las condiciones el punto "s" quedará a la misma distancia vertical del punto "d". Esta distancia es igual a la cantidad que repre-senta el volumen D.

A pesar de que el diagrama o los cálculos basados en la ecuación no son exactos, los re-sultados de las operaciones durante los últi-mos seis meses se comprobaron de este modo muy aproximadamente.

Para construir el diagrama y hacer los cálcu-los se tomó en cuenta el ácido total disponi-ble en las soluciones, antes que.el contenido de cobre. Debido al efecto de las capas descrito anteriormente, el contenido del cobre de la solución primaria queforma la últ ima cubierta de la carga antes del lavado, se cambia a través de la carga. También la cantidad de cobre contenido en la parte de solución quesaturalos relaves en forma de humedad, es algo mayor que el contenido aparente de cobre de la solu-ción que forma la última cubierta. Esto se debe a la falta de mezcla completa a través de la carga, especialmente en las partículas de mineral o relaves. Debe recordarse que la' so-lución que penetra las partículas durante 30 u 80 horas de remojo, no se mezcla fácil-mente con la solución que viene a ponerse en contacto después. El efecto de esta mezcla incompleta se hace más pronunciado a medi-da que se reduce la última parte del remojo. El gano invariable que da el balance del cobre soluble en agua y del lavado, prácticamente para todas las cargas, y el contenido de1 las soluciones de lavado demuestran a este hecho. Se ha investigado la relación entre el conte-nido de cobre de la solución primaria que se va con el adelanto y el descarte y la humedad de los relaves, y el contenido medio de cobre de las soluciones en contacto con el mineral du-rante el remojo. La fig. 11 muestra el efecto de esta última combinado con el efecto del con-tenido de cobre de la solución que forma la última cubierta antes del lavado sobre el con-tenido de cobre de la solución' primaria que forma parte del adelanto, del descarte y de la humedad de los relaves. La fig. 12 muestra el efecto del contenido de las soluciones mencio-nadas sobre el contenido de cobre soluble en agua de los relaves.

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800 1000 1200 1400 1600 1800 2000 2200 2400 Cu M oí Water Used

Fig. 12.—Variación, del cobre soluble en agua de los relaves

Basada sobre 10,235 toneladas métricas de mineral en carga; 875 metros cúbicos, o sea 8,26 por ciento de agua en los relaves; agua empleada 1,700 metros cúbicos; razón de lavado 800 metros cúbicos por hora. Para convertir las cantidades en tanto por ciento, hay que dividir por 97,23.

El número en el extremo de cada línea indica la cantidad de gramos de cobre, en promedio, por litro de las soluciones en contacto con el mineral durante el remojo.

Los valores dependen de que se empleen 6,600 metros cúbicos de solución de lavado, o sea, 645 litros por tonelada métrica de mineral.

La curva de abajo da los factores para la corrección aproximada de las cifras de arriba, para los volú-nenes del agua empleada aparte de los 1,700 metros cúbicos. Multipliqúense los resultados del diagrama de arriba por el factor correspondiente al volumen del agua empleada, determinado de la curva de abajo.

TABLA PARA LA CORRECCION DE VALORES

DETERMINADA POR EL DIAGRAMA Y CURVA DE LA FIG. 1 3

Razón de Multiplicar Razón de Multiplica r lavado los lavado los

letr. cúbics. resultados metr. cúbics, resultados por hora por por hora por

1,200 1,0533 700 0,987 1,100 1,0400 600 0,973 1,000 1,0267 500 0,960

900 1,0133 400 0,947 800 1,0000

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La fig. 13 da las cantidades de solución pri-maria y agua que forman el adelanto, el des-

car te y la humedad final de los relaves; tam-bién da las cantidades de éstas que hay en el descarte total. De los diagramas de la fig. 11 y de las curvas de la fig 13 se puede calcular «1 contenido de cobre del adelanto, del descarte y de la humedad de tos relaves.

La fig. 12 muestra el efecto de algunos fac-tores que influyen sobre el cobre soluble en agua de los relaves; pero el carácter general del mineral o de los relaves a menudo obscurece muchís imo el efecto de los factores conside-rados. Los resultados indicados en esta figu-ra concuerdan muy aproximadamente con los resultados medios calculados con los datos de •300 cargas.

El beneficio derivado de una razón de lavado m á s baja no parece ser tan grande como se podría creer. El aumento en la solución pri-

maria desplazada de los relaves, y que entra en los lavados, en gran parte vuelve a los relaves a través del incrementado contenido de los lavados. El volumen de solución de lavado debe aumentar con la duración del lavado para ob-tener el efecto completo del aumento del tiem-po de contacto. Estando limitados por la capa-cidad de los depósitos los volúmenes de solu-ción de lavado empleados actualmente, el aumentarlos exigiría establecer un sistema de lavado en contracorriente. Esto sería posible hacerlo simplemente mediante algunos cam-biosde cañería,aun para una mayor producción, lo que permitirían las instalaciones actuales* Sin embargo, una vez establecido un sistema de esta clase, debe mantenerse una regulación muy cuidadosa del ciclo y la planta de lixivia» ción no puede servir, hasta el punto que lo ha-ce actualmente, de amortiguador para absor-ber las irregularidades operatorias. Vale la

800 1000 1200 1400 1600 1800 2000 2200 2400 Cu. M of Water llsed

Fig. 1 3 . — V o l u m e n de l a s s o l u c i o n e s pr imar las

La curva 1 muestra el volumen de solución primaria en la solución descartada con diversas can-tidades de agua, cuando la humedad dé los relaves es de 875 metros cúbicos y el descarte se hace entre la producción de solución de tratamiento y el primer lavado. Este es el "adelanto" cuando se descarta electrolito usado. Para obtener el volumen total de solución, réstese 875 de la cantidad de metros cúbi-cos de agua empleada. Para obtener el volumen de agua en la solución, réstense los valores dados por esta curva del volumen total de solución.

La curva 2 da el volumen de solución primaria en la humedad de los relaves bajo las mismas condi-ciones de la curva 1. También se aplica cuando se descarta electrolito usado y deberá agregarse al des-carte de electrolito usado paara obtener el descarte primario total.

La curva 3 da el descarte primario, cuando se hace el descarte bajo las condiciones de la curva 1. Es la suma de las curvas 1 y 2, y da también el volumen de agua adelantado al sistema primario cuando no se hace adelanto deliberado.

Para obtener el volumen total de agua adelantada para el caso en que se hace adelanto deliberado, agregúense los valores dados por esta curva al valor del agua en adelanto, determinado de la curva 1.

Los valores dados por estas curvas están expresados en metros cúbicos por carga tratada. Para redu-cirlos a litrete por tonelada métrica de mineral tratada, divídase por 10,235 la cantidad de metros cúbicos determinada por las curvas.

Las curvas están basadas en el empleo de 6,600 metros cúbicos de solución de lavado, o 645 litros por ton. métrica de mineral.

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pena considerar un esquema de este género y realizar un ensayo bajo las actuales condicio-nes de producción restringida.

Debido a las dimensiones y largo de las cañe-rías, una tu bada de solución concentrada o de electrolito usado, al mezclarse con las solucio-nes de lavado durante la preparación de lavar ia carga, afectaría considerablemente los re-sultados de esa carga y de varias cargas suce-sivas. Es importante usar ciertos sistemas de cañerías solamente para lavar, disponiendo las conexiones de las válvulas de tal modo que sea

-difícil usar otras tuberías distintas de los sis-temas y bombas destinadas al lavado. Las go-teras de las válvulas de la planta se revisan por lista a lo menos una vez cada cuatro meses, y con mayor frecuencia cuando se sospechan pérdidas.

DETALLES DE LOS SISTEMAS DE SOLU-CIONES

Hay dos juegos de soluciones, una para los estanques 1 a 6 y otro para los estanques 7 a 13. Hay alguna irregularidad en cuanto al volumen de los lavados individuales debido a las dimen-siones de los "sumps" y el volumen del lavado para los estanques 7 a 13 es mayor, en propor-ción a la capacidad de dichos estanques, que el volumen del que corresponde a los estan-ques 1 a 6. El cuarto "sump" de lavado para ambas series es más grande que los demás a fin de precaverse contra fluctuaciones inespe-radas en el volumen de los drenajes. Los ac-tuales volúmenes de los lavados son los que se indican en la tabla 4.

TABLA 4.—VOLUMENES DE LAS SOLUCIO-NES DE LAVADO

Estanques 1 a 6 Estanques 1 a 13

LAVADO SUMP

metros cúbicos Lavado

empleado SUMP

metros cúbicos Lavado

empleados

1 H 1.450 P 1.750 2 K 1.450 R 1.750 3 L 1.450 O 1.750 4 M 1.850 N 1.750

Total 6.200 7.000 6.200 7.000

Esta tabla muestra que el volumen total me-dio de solución de lavado que se emplea es de 6.600 metros cúbicos, o más o menos 645 litros por tonelada métrica de mineral. El volumen medio de cada lavado es de 1.650 metros cúbi-

cos, que.es la cifra que se ha tomado en los cálculos generales.

Se alimenta el agua a las dos series de estan-ques de lixiviación por una sola cañería que sale de un gran estanque de acero que a su vez se surte gravitacionalmente del depósito principal, o por agua que se devuelve con bom-bas desde la fundición. Desde el estanque de

.acero el agua va por gravedad a los estanques de lixiviación. Ya se ha tratado de la cantidad de agua que se emplea por carga. El promedia que se toma en cuenta es el de más o menos

.1.700 metros cúbicos ,por carga, o sea, 166 l i -tros por tonelada métrica. En los estanques grandes se emplean alrededor de 200 metros, cúbicos más por carga que en los más chicos.

El descarte de post-tratamiento de ambas series de estanques se bombea al "sump'^ I que tiene una capacidad de 3.200 mejros cú-bicos. Este sirve como un pequeño regulador en la producción y distribución de la solución de lavado. La solución descartada pasa del "sump" I directamente por gravedad, o a través de las secciones de planchas del tank-house, a la casa de bombas N.° 1 y de allí a la sección descobrizadora de la planta de desclo-ración. El electrolito usado de descarte se tras-pasa al devolverse de la lixiviación, directa-mente, o a través de la sección planchas del tank-house, a la planta de descloración.

Hay dos feries de solución de tratamiento, una para cada serie de estanques. Los "sump" F yG son los depósitos para las soluciones de tratamiento que van y vienen de los estanques 1 a 6, y los sumps S y T sirven a los estanques 7 a 13. Cada serie de "sumps" puede contener las cantidades máximas de soluciones de tra-tamiento y adelanto (estas últimas se bom-bean a los mismos "sumps" de aquéllas) que se producen de una misma carga. Tal vez no hay gran necesidad de los "sumps", ya que comúnmente esta solución se va usando a me-dida que se va produciendo; pero son de gran utilidad para aumentar la flexibilidad de la lixiviación, y se necesitan si hay que vaciar inesperadamente un estanque o un "sump". Este caso se presenta cuando se rompe algún nipple en el desagüe. La ruptura de algún puente de descarga puede hacer necesario em-plear los "sumps" de solución de tratamiento a plena capacidad.

La solución concentrada de las dos series de estanques se bombea a través de la casa de bombas N.° 4 a los "sumps" A, C, D o E, y de éstos se traspasa a los "sumps" de reserva AA, BB, CC, o DD, o se manda directamente por gravedad a la planta de descloración. La

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solución concentrada puede ir directamente a la descloración desde estos últimos "sumps" de reserva. El electrolito usado se devuelve del tank-house a través de la casa de bombas N.° 2 a los "sumps" B, D o E, o a los "sumps" de almacenaje. De todos los "sumps" citados el electrolito sale por gravedad a cualquiera de los estanques de lixiviación.

Al principio se trató de usar los "sumps" de almacenaje, o para el electrolito usado para la solución concentrada que ya habia sido desclorada. En el último caso la solución concentrada de la planta de descloración po-día bombearse de la casa de bombas N.° 2 al estanque de entrada del tank-house o en caso de exceso en la demanda del tank-house po-dría bombearse a los "sumps" de almacenaje. En caso de faltar solución concentrada desclo-rada podía obtenérsela de los "sumps" men-cionados reemplazándola por electrolito usado.

L a descomposición del ácido nítrico avanza-ba más ligero en la solución concentrada des-clorada que en cualquiera otra y por consi-guiente no fué aconsejable almacenar esta so-lución cuando la tendencia a reaccionar del fierro, ácido nítrico y molibdeno era anormal. Parece que hay cierta tendencia a que esta reacción se realice en cualquiera de las solu-ciones primarias, cuando se las almacena en un "sump" por un período muy largo. Sin embargo, hay menos peligro en almacenar solución concentrada sin desclorar que solu-ción ya desclorada, porque el fierro férrico producido en la primera puede reducirse fácil-mente en el proceso de descloración. El electro-lito usado puede almacenarse con el menor peligro, porque al pasar las soluciones a tra-vés del mineral parece que hay tendencia a barrer el NO liberado. El desprendimiento de humos en las soluciones cuando la descompo-sición del ácido nítrico va en aumento, siempre se advierte primero en la solución de trata-miento, la cual, como ya se ha dicho, es el elec-trolito usado que ha pasado en contacto con el mineral durante el período más largo. En realidad se han remediado varias situaciones peligrosas haciendo circular todo el rebalse del "tank-house" sobre el mineral lixiviado.' El remedio está en el enfriamiento producido por el mineral y la tendencia del NO de escapar por el roce con el mineral y la agitación pro-ducida por la circulación rápida de las solu-ciones. Es recomendable mantener todas las soluciones en movimiento, en cuanto sea po-sible, todo el tiempo.

Siendo la solución concentrada y el electro-lito usado potencialmente lo mismo, las pro-

porciones relativas de cada uno en el sistema primario, representan la relación habida entre el suministro de cobre de la mina y de la carga en el tank-house. El objeto de los "sumps" de almacenaje es el de tener un amortiguador o regulador en el proceso. Para obtener la capa-cidad de almacenaje máxima, es posible usar los mismos sumps tanto para la solución con-centrada como para el electrolito usado, de-jando suficiente espacio para permitir sacar una clase de solución de un "sump" antes de que haya necesidad de introducir otra. Es de-seable mezclar solución concentrada con elec-trolito usado solamente en el estanque de entrada del tank-house. Los "sumps" A y C nunca se usan para electrolito usado, ni el "sump" B para solución concentrada, por la razón anotada anteriormente, y para facili-tar la medición'y la mezcla a.un grado unifor-me de la solución concentrada.

La solución de tratamiento es intermedia entre solución concentrada y electrolito usa-do, y se mantiene con el mineral todo lo po-sible. Esta solución no pasa, de la carga en la cual se produjo a la próxima carga tratada en seguida, como ocurre con las soluciones de lavado. Comúnmente pasa de una carga a la cuarta o quinta carga tratada después en la misma serie de estanques. Se ha mencionado que cada serie de estanques tiene su propio juego de soluciones de tratamiento. El número de soluciones de tratamiento (o el número de cargas que simultáneamente puede cubrir la solución de tratamiento) para cada serie de estanques está arreglado de tal manera que puedan estar en remojo al mismo tiempo tantas cargas como sea posible. Para obtener el máximo, el número de soluciones de trata-miento debe ser tal que cada solución de tra-tamiento se produzca casi al mismo tiempo en que se la necesita para cubrir una carga de mineral fresco. Como hay variación en los intervalos de carguío de las cargas sucesivas, no es posible hacer corresponder el tiempo de la-vado todas las veces con el tiempo de carga, y al llevar así el máximo absoluto del número de soluciones de tratamiento no quedaría már-gen de seguridad, el que se necesita en vista de una posible ruptura del equipo de carga y descarga o ante la necesidad inesperada de vaciar un estanque. El máximo absoluto de soluciones de tratamiento en cada serie es uno menos que el número de estanques de la serie que se halla en condiciones de trabajo. Sin embargo, eso requiere el empleo total de los "sumps" respectivos durante ciertos in-tervalos, de modo que la práctica corriente es

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llevar un número de tratamientos en cada se-rie de estanques igual al número de estos me-nos dos. Siendo con los actuales métodos de trabajo el electrolito usado y la solución de tratamiento, de un contenido casi idéntico, el orden del empleo de éstas en el tratamien-to de una carga no tiene importancia.

De aquí es que cuando la mina se para los Domingos, sea costumbre cubrir una carga extra en cada serie de estanques, con electro-lito usado, aumentando así temporalmente el número de soluciones de tratamiento.. Una solución de tratamiento completa se usa des-pués como "adelanto", a f in de desprenderse de esta solución de tratamiento potencial cuan-do sea necesario. Se recurre a menudo a un procedimiento de esta clase para salvar apuros cuando se necesita cuidar de algún exceso o compensar alguna deficiencia en la cantidad de electrolito usado en el sistema primario.

En la tabla 5 se puede ver el volumen máxi-m o total de solución que se puede llevar con seguridad en el sistema primario. Esta con-sidera 13 estanques en servicio, y contem-pla el caso en que estando todos los "sumps" llenos con solución concentrada, no haya electrolito usado para almacenar, y vice-versa.

TABLA 5.—VOLUMEN DE SOLUCION EN EL SISTEMA PRIMARIO

a 26.000 metros cúbicos. El "sump" DD está provisto de un sistema lluvia (para enfriar el electrolito usado devuelto al estanque para mezclar a la entrada del tank-house), así como lo están también los estanques de entrada del tank-house. Cuando éstos están en trabajo, el "sump" DD no está disponible para almacenar solución, y el sistema primario deberá redu-cirse en m á s o menos 4.000 metros cúbicos bajo esas condiciones.

TABLA 6.—MAXIMO DE SOLUCION PRIMA-RIA

Metros cúbicos

Tank-house y estanques de entrada (actualmente 9.500) : . . . 12.000

Electrolito usado y solución concen-trada (sin lluvia) 26.000

Soluciones de tratamiento para es-tanques 1 a 6 (todos en trabajo) 3.200X4 12.800

Soluciones de tratamiento para los estanques 7 a 13 (todos en trabajo) 3.600X5 16.000

Total 66.800

Todas solucio- Todo electrolito nes concentra- usado sin solu-

«SUMP» das sin electro- ción concentra-lito usado. Me- da. Metros cú-

tros cúbicos bicos

A 6.400 0 B 0 6.400 C 3.200 0 D 3.200 3.200 E 3.200 3.200 AA 3.800 3.800 BB 3.80» 3.800 CC 3.800 3.800 DD 0 3.200

27.400 27.400 4

El "sump" DD, que puede contener 3.800 metros cúbicos, da un cierto margen de segu-ridad. Para facilitar el cambio de soluciones que se necesita hacer cuando varían las con-diciones y para atender a diferencias volumé-tricas imprevistas y demoras en el descarté de las soluciones, es mejor limitar el volumen to-tal de solución concentrada y electrolito usado

EL CICLO

La duración total del ciclo, o sea, el tiempo que trascurre entre la carga y descarga de cada estanque de lixiviación, depende de la tasa de producción; pero algunas divisiones de este tiempo son de duración fija, independiente de dicha tasa. El tiempo medio que se necesita para cargar un estanque con mineral es de más o menos 8 horas. Trabajando con las dos unidades de la planta de trituración se puede reducir el tiempo de carguío considerable-mente. Sin embargo, se contempla el carguío simultáneo de un estanque de cada serie en un promedio de 8 horas. Se espera que la capaci-dad máxima de la planta de trituración al-cance para cuatro estanques por día.

El rellenamiento de la carga con solución se puede efectuar durante el carguío, de modo que se pierde el menor tiempo posible de remo-jo a causa del carguío. Sin embargo, las ope-raciones de cargar y cubrir el mineral con solu-ción no siempre se pueden ejecutar simultá-neamente, de modo que hay que imputar al carguío un atraso medio de 4 horas.

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La descarga de un estanque se puedé hacer en horas. Pero el tiempo total de lixivia-ción que se pierde por ciclo será de 8 horas por-que el carguío sigue con este intervalo a la descarga.

El lavado y drenaje de la carga se puede efec-tuar en 14 horas; pero se calculan comúnmen-te 16 horas. Empleando dos juegos de bombas y tuberías simultáneamente, esta operación puede ejecutarse en 10 horas; pero más a me-nudo en la práctica se retarda la operación antes de acelerarla. Un lavado más lento da mejores resultados que uno rápido; pero el alargamiento del lavado disminuye el tiempo de remojo, de modo que hay que buscar el punto conveniente entre el efecto producido sobre el cobre soluble en agua y el cobre inso-luble en agua de los relaves para determinar las proporciones del ciclo que hay que asignar al remojo y al lavado. Trabajando a plena ca-pacidad, será sin duda lo más económico apro-vechar para el lavado la capacidad total de bombeo.

El tiempo de remojo y sus divisiones ya se han discutido ampliamente. La duración de éste depende naturalmente de la duración del ciclo menos el tiempo empleado en el lavado, la descarga y el carguío.

Considerando que la capacidad máxima abso-luta sea de cuatro estanques diarios durante 13 días de cada 14, y que trabajen los 13 estan-ques, el t iempo medio entre el principio de dos cargas sucesivas de cada estanque será de 84 horas. En la tabla 7 se indican las divisiones de este tiempo, basadas en el método actual de trabajo. Se dan los tiempos medios.

Los items 1, 3, 5, 7, 9 y 10 son más o menos fijos e independientes del ciclo. Todos los demás items varían más o menos en la misma proporción con la duración del ciclo. Natural-mente que el número y volumen de las solu-ciones concentradas producirán algunas dife-rencias, y el i tem 9 puede alargarse si lo per-mite el remojo total. Para obtener mejor ex-tracción el i tem 2 debería ser corto y el i tem 8, largo. Como se ha dicho, la suma de estos dos items formará siempre una porción más o menos fija del remojo total, alargando uno a expensas del otro, dependiendo la duración, de ambos del espacio disponible para almace-naje de solución concentrada, o de si el sumi-nistro de la planta de trituración ha excedido o no a la demanda del tank-house durante un período largo. La duración relativa del primer y tercer remojos afecta directamente al pro-medio de ácido y cobre en contacto con las so-luciones durante el remojo. Habría que remi-

tirse a los cálculos y curvas referentes a este asunto. El acercamiento del i tem 1 al míni-m u m de 8 horas depende del número de solu-ciones de tratamiento que haya en él sistema y de la coordinación entre el comienzo del la-vado en un estanque con el carguío de algún otro.

Por lo que respecta al manejo de las solucio-nes, el máximo absoluto de producción está limitado por el intervalo entre el comienzo del lavado de una carga en una de las series de es-tanques hasta el comienzo del lavado de la carga siguiente en la misma serie. Este inter-valo puede reducirse a 8 horas empleando dos bombas en la operación durante una parte del tiempo. Así se pueden tratar seis cargas dia-rias. Los resultados estarán en relación.

TABLA 7.—CICLO DE CARGA

Titiras 1. Cargar y cubrir con solución

tiempo medio de contacto, 6 hr.) 10,0 2. Desde terminar de cubrir o car-

gar hasta empezar a dar la pri-mera solución concentrada 15,0

3. Producción de la primera solu^ ción concentrada 2,4

4. Término de producción de la pri-mera solución concentrada has-ta comienzo de la s egunda . . . . 6,4

5. Producción de la segunda solu-ción concentrada 2.4

6. Término de producción de la se-gunda solución concentrada has-ta comienzo de la tercera 6,4

7. Producción de la tercera solución concentrada 2,4

8. Término de producción de la ter-cera solución, concentrada hasta comienzo del lavado 15,0

9. Lavado y drenaje 16,0 10. Descarga y demora para empezar

el carguío 8,0

Ciclo total 84,0

Con las definiciones establecidas anterior-mente se obtendrían los siguientes tiempos efectivos de remojo:

Remojo Horas 1. = 15 + MX6 18 2. = principio a fin tercera soluc. . . .- 29> 3. = 15 + 2 17

Remojo total . . . . . . 55

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PLANTA DE VITRIOLO

De vez en cuando se vuelve a echar la prime-ra solución concentrada con la misma carga de mineral para enriquecerla más con el ob-jeto de producir vitriolo azul. Esta solución se echa sobre mineral fresco y la carga se deja sumergida durante un ciclo completo de los estanques, para obtener la mayor saturación posible de la solución. Este "droppingout" no es absolutamente indispensable; pero asegura una buena estancada de solución. Cuando la solución ha alcanzado un punto de saturación razonable, o lo más pronto que convenga, se saca de la carga una cantidad de dicha solución suficiente para llenar una de las bateas para vitriolo, y se continúa la lixiviación como de costumbre. Hay dos bateas para vitriolo con ca-pacidad de 540 y 425 metros cúbicos respecti-vamente. Estas bateas se pueden llenar sin cuidado hasta una profundidad de 77 cm. y tienen superficies de 700 y 550 metros cuadra-dos respectivamente. El vitriolo se produce por evaporación de 50 por ciento del volumen primitivo de la solución en dichas batéas, eva-poración que se efectúa por la acción solar a razón de % cm. por día. El sulfato de cobre formado de esta manera tiene en promedio al rededor de 23,5 por ciento de cobre y sale sufi-cientemente libre de constituyentes nocivos en la solución, para poderlo introducir satis-factoriamente en la solución para planchas primeras ("starting-sheets") que se emplea en la sección de ánodos solubles del tank-house. Comunmente se emplea así para ayudar a mantener el contenido deseado en esta solu-ción y permitir la purificación de ella por descarte. Se ha vendido una cantidad conside-rable de este vitriolo como producto comercial. La capacidad de la planta es aproximadamente de 60 toneladas mensuales.

PLANTA DE DESCLORACION

Esta planta se proyectó en primer lugar para eliminar el cloro de la solución concentrada antes de someterla a la electrólisis. Las fun-ciones de esta planta se han extendido a la des-cobrización de las soluciones que deben des-cartarse y a la reducción del fierro férrico de la solución concentrada.

Al entrar la solución concentrada a la planta de descloración, se hace pasar una pequeña porción de ella a un estanque agitador, donde se la emplea para; emulsionar lo que se llama cemento de cobre lavado. La emulsión formada

se alimenta al canal que conduce la solución concentrada la que pasa entonces por un agi-tador Parral, donde se operan las siguientes reacciones:

(1) Cu + C u C l , = Cu2CI2

del cemento de de la solución cobre lavado concentrada Precipitado

(2) Cu + Fe2 (S0 2 ) 3 =2 Fe S 0 4 + C u SO del cemento de de la solución Queda en la solución cobre lavado concentrada concentrada

De este modo se efectúa la precipitación del cloro y la reducción del fierro férrico.

Del agitador Parral la solución concentrada pasa a estanques de clarificación y de allí va al tank-house. El cloruro cuproso se asienta en estos estanques, de los cuales se decanta la solución en rotación y se saca el cloruro me-diante una grúa y se lo traslada a los cajones mezcladores. En estos cajones el cloruro cu-proso se pone en contacto con lejía caliente de Fe CI2, que lo disuelve posiblemente según la reacción siguiente:

(3) Fe Cl, + Cu , Cr, = Fe (Cu Cl t), Lejía Cloruro cuproso Lejía enriquecida

La lejía enriquecida pasa de los cajones mez-cladores a los tambores de precipitación, los que se cargan con fierro viejo. En estos tambo-res se precipita cemento de cobre según la reacción siguiente:

(4) Fe (Cu CU) . + F e = 2 Fe CU+2 Cu Lejía enriquecida En emulsión de los tambores

La emulsión de cemento de cobre en lejía pasa de los tambores y sigue a través de peque-ños estanques de clarificación en los cuales se asientan los granos más gruesos del cemento. El producto de estos estanques se saca periódi-camente y se lo prepara secándolo para des-pacharlo a la fundición; a veces se lo lava antes de secarlo. De los mencionados estanques cla-rificadores la emulsión pasa a otros estanques donde se asienta el resto del cemento de cobre. Este producto se denomina cemento de cobre no lavado. De estos últimos estanques la lejía pasa a un depósito desde el cual se la bombea por medio de un air-lift a los cajones mezcla-dores para disolver más cloruro cuproso. Puede notarse que el contenido de Fe Cl2 de la lejía aumenta cada vez después de ponerse en con-tacto con el cloruro cuproso. Para evitar que la concentración de la lejía se eleve, se le agrega

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agua, y el exceso de lejía así producido se des-agua o se descarta del sistema para entregarlo al lavador de agitación que se emplea en el proceso de descobrización. Se trata de mante-ner la lejía entre 26 y 30 grados Beaumé. La reacción que se forma en los tambores produce calor, el que hace la lejía más activa para disol-ver el Cu2 Cl2. Para mantener en equilibrio el contenido de la lejía, hay que sangrar del sis-tema tanto Fe Cl2 como entra en él, o todo el cloro eliminado de la solución concentrada debe f inalmente ir en la lejía descartada al proceso de descobrización.

El cemento de cobre no lavado se saca con una grúa y se lleva al lavador de agitación en el cual se echa la lejía descartada. En este aparato se pone en contacto la lejía con el cemento de cobre, con solución de post-tra-tamiento o electrolito usado que haya de des-cartarse. El cobre se precipita de estas últimas soluciones según la ecuación siguiente:

(5) 2 Cu + 2 Fe Cl« cemento no lejía

lavado descartada

La solución para descartar pasa del lavador de agitación a otros estanques donde se asienta el cemento de cobre lavado. La solución des-cartada pasa por estos decantadores y se lleva a los llamados estanques de pampa. El asenta-miento no es perfecto y por esto no hay acuerdo con los cálculos basados en la ecuación (5). El asentamiento y precipitación del cobre de esta solución se completa después en los estanques de pampa. El rebalse de los clarificadores de la planta de descloración tiene más o menos en promedio 0,5 gramo de cobre por litro, y el de los estanques de pampa sale con más o me-nos 0,3 gramo por litro. La solución que sale de estos últ imos estanques se bota.

En la ecuación (5) se indica un átomo extra de cobre que no entra en la reacción. Se emplea un exceso de cobre en este proceso para que el producto (cemento de cobre lavado) resulte apto para ser empleado en la descloración de la solución concentrada. Este cemento de co-bre lavado se saca de los clarificadores y se lleva al estanque agitador en el cual se prepara la emulsión para la descloración. El cobre de este producto es el que entra en las reacciones (1) y (2). Seobserva que el Cu2 Cl2 contenido en este producto no se notó en estas reaccio-nes. No toma parte en ellas y es simplemente

llevado a los clarificadores de cloruro cuproso en la solución concentrada con el Cu2 Cl2 pre-cipitado de ella.

También se indicó una molécula de Fe Cl2 en exceso en la reacción (5). Esto denota sim-plemente que el Fe Cl2 recogido en el proceso debe finalmente ir a los estanques de pampa. Podría parecer a primera vista que una parte del cloro de la lejía descartada fué retenido; pero esta retención es sólo aparente ya que el Cu2 Cl2 formado en la descobrización aumenta el formado en la descloración de la solución concentrada, y de aquí resultan las cantida-des que entran en la lejía empleada y en la lejía descartada, como se ha explicado anterior-mente.

En realidad la cantidad de Cu y Cu2 Cl2 que da cualquiera de las ecuaciones y^las cantida-des producidas no están de acuerdo, como se ha indicado. Hay comunmente un exceso d e ambos componentes en todas las reacciones»

Cu2Cl»+Cu + Fe S04 + Fe C1 Cemento de En solución cobre lavado. para descartar

y los productos de cloruro cuproso, cemento de cobre lavado y cemento no lavado, son to-dos mezclas de Cu y Cu2Cl2 en diversas propor-ciones, aunque el cemento de cobre no lavado lleva muy poco Cu2 Cl2. Estos productos están además saturados con las soluciones-'con las cuales han estado en contacto y llevan los va-lores de Cu, C1 y Fe correspondientes a la hu-medad. Es uno de los objetos del proceso d e descobrización eliminar el Fe Cl2 de la hume-dad contenida en el cemento de cobre emplea-do en la descloración. Al principio se usó en. la°déscIoración cemento de cobre sin lavar. Este naturalmente estaba saturado con lejía e introducía fierro en la solución concentrada, lo que no es deseable. En el proceso de desco-brización, esta lejía se diluye y se reemplaza por la solución descartada, la que está en exceso grande sobre la lejía que entra en el proceso. Por esto es que el proceso de descobrización se llama frecuentemente proceso de lavado. A pesar de este lavado el cemento de cobre lavado lleva algo de fierro que se introduce en la solu-ción concentrada. Para reducir esta cantidad a veces se da al cemento- de cobre un segundo lavado. Para efectuarlo se lleva el producto de proceso de descobrización a un agitador donde se le pone en contacto con solúción descartada

+ Cu SO, Sol. de post-trat. o electrol.

usado descartado

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sola. De este agitador la solución pasa a unos clarificadores donde se asienta el cemento de cobre de doble lavado. La solución, que no se ha modificado materialmente con esta ope-ración, se bombea otra vez al agitador donde se pone en contacto con lejía descartada y ce-mento de cobre no lavado, y se descobriza según la ecuación (5). El cemento de cobre de doble lavado, que es lo mismo que el cemento lavado salvo alguna modificación en cuanto al con-tenido de humedad, es el producto que se em-plea la descloración de la solución concentrada. Hasta ahora poco ha sido el beneficio visible proveniente de la aplicación de este doble la-vado, y su empleo ha reducido la superficie de decantación para las soluciones que hay que botar, en grado suficiente para advertir el aumento del contenido de cobre de dichas so-luciones. Trabajando a plena carga, sería im-posible usar este doble lavado sin incurrir en una considerable pérdida de cobre. Parece que apenas se justifica el doble lavado, ya que con lavado sencillo la cantidad de fierro introdu-cida con el cemento de cobre parece ser en promedio de solamente 13 gramos por litro, contra 220 grs. provenientes del mineral.

Se ha insinuado que los granos de cemento de cobre lavado van tan cubiertos con Cu Cl2

que la eficiencia de este producto en la desclo-ración se reduce muchísimo. Sin duda que esto es a menudo cierto; pero la proporción entre la lejía descartada y el cobre no lavado que se emplea en la descobrización, introduce varia-ciones considerables en la composición de cemento de cobre lavado. Estas variaciones no siempre se pueden controlar de un modo fá-cil. Se ensayó un sistema que consistía en lavar parte del cemento no lavado en la solu-ción descartada sin añadir lejía, usando este producto para la descloración con el resto del cemento no lavado que va al procesp de^desco-brización y devolviendo el producto de este pro-ceso a los estanques clarificadores de cemento de cobre no lavado. En estos estanques el Cu2

Cl2 de los granos gruesos de cobre sería disuelto por la lejía y el producto se volvería a usar co-mo cemento de cobre no lavado. La dificultad que hay con este sistema es que el cemento de cobre no lavado lleva bastante humedad con Fe Clj para completar parcialmente la des-cobrización de la solución descartada, sin adi-ción de la lejía directamente descartada y( se ensucia hasta cierto grado con Cu2 Cl2. • Más adelante se darán encuna tabla los aná-lisis de los productos de lat descloración. Podrán juzgarse las proporciones de Cu y Cu2 Cl2 de cada uno de ellos.

La única fuente de donde se introduce cloro a la planta de descloración es la solución con-centrada. Si desapareciera el contenido de cloro del mineral habría que añadirle sal o modificar el procedimiento. Aparentemente el mismo cloro se usa una y otra vez, y una vez formado un stock de Cu2 Cl2, teóricamente podrían mantenerse sin recurrir a una fuente de cloro; pero esto es imposible realizarlo bajo las condiciones operatorias actuales, ya que el cloro se pierde continuamente en ciertos pun-tos.

El contenido de cobre de la solución que se bo-ta del proceso de descobrización aumenta más rápidamente con la falta de cloro para satis-facer el cobre, que con un exceso de dicho ele-mento, aunque el Cu2 Cb del producto es so-luble en Fe CI2. Por consiguiente, se mantiene comúnmente un ligero exceso de Fe CI2 en la solución que se bota.

Queda una cierta cantidad de cloro en el ce-mento de cobre que se saca del sistema para mandar a la fundición, aun cuando este produc-to se trata especialmente para eliminar el cloro.

El asentamiento no es perfecto y pasa al "tank-house" una cierta cantidad de cloruro cuproso en suspensión. Una parte de éste apa-rece finalmente en los sedimentos que se l im-pian del tank, y que ya no vuelve a la planta de descloración.

Es cierto sin embargo que con un manejo cuidadoso puede conducirse el proceso con un contenido bajo del cloro en el mineral, aunque cuando éste contenido cae al punto en que con un descarte normal de las soluciones puede mantenerse la concentración en cloro del sis-tema primario en 0,15 gramos por litro, no resultará económico seguir empleando el actual proceso de descloración o descobrización para este solo objeto. Con un contenido de menos

.de 0,15 gramo( por litro de cloro en el electro-lito este elementó'no será tan nocivo que nece-site eliminarse. Se llegará probablemente a esta situación cuando el contenido de cloro del mineral baje a más o menos 0,01 por ciento; pero en ese caso habrá que tomar en conside-ración el gano de ácido del mineral. Deberá variarse el punto de descarte para mantener en el sistema primario la concentración de ácido deseada, y ya que sin descloración, la concentración de cloro y ácido total disponi-ble seguirá la una a la otra en la solución, ha-brá de considerarse la razón entre el gano de ácido y el contenido de cloro del mineral, an-tes que este último contenido solo. La cifra 0,01 es más baja que la qíie comúnmente se da para el caso; pero esto se debe a que se tiene

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en'vista una disminución de los radicales áci-dos del mineral juntamente con la disminu-ción del contenido de cloro.

Teniendo presente que solamente un áto-mo del cobre precipitado del Cu2 Cl2 por el fierro es neto en el procedimiento actual, el costo de la depositación electrolítica del cobre es mucho menor que el de la precipitación por fierro viejo, salvo el caso en que la primera se lleva hasta»dejar un contenido de cobre muy bajo en el rebalse de las celdas, aunque hay que tomar en cuenta que la planta de descloración ha impuesto desde el principio gastos considerables en experimentación y modificación del equipo. Por esta razón se ha hecho presente el caso de que será indudable-mente económico parar la descloración cuando el contenido de cloro del mineral baje a 0,01 por ciento, si no antes, y descobrizar las solu-ciones descartadas por electrólisis hasta el punto más bajo que sea posible sin producir cátodos blandos y terminar la precipitación con fierro viejo. Bajo tales condiciones habrá que cuidar del fierro contenido en la solución primaria mediante alguna adaptación de neu-tralización o neutralización parcial y purifi-cación con cal de la solución concentrada, o reducción con S0 2 que sería practicable si el aumento de cobre sulfurado en el mineral guardara relación suficiente con la disminu-ción del cloro y de los radicales ácidos del mismo. También es probable que acompañe a la disminución del cloro una disminución del ácido nítrico del mineral, y si esto último es el único componente de la solución directa-mente afectado por el molibdeno, con el descafte normal de solución se mantendría el contenido de fierro dentro de sus límites, y las dificultades producidas por el fierro en estado férrico no serían excesivas.

El origen del cobre que entra en los produc-tos de la planta de descloración está en el Cu2

Cl2 de la solución concentrada y el cobre con-tenido en la solución descartada. Una parte de este cobre (aproximadamente 8 por ciento) sale de la planta en suspensión en la solución concentrada que va al tank-house y en la so-lución que se bota de los estanques de pampa. El resto se va en la solución concentrada en la reducción del fierro férrico o va a la fundi-ción donde se convierte en ánodos solubles. Estos últimos se usan en el tank-house pa-ra producir planchas delgadas. Por uno u otro camino el cobre pasa finalmente a los cátodos del tank-house y más o menos con el mismo gasto. Como se pueden producir buenas planchas delgadas de la solución pri-

maria en celdas con ánodos solubles, y esto está resultando práctico actualmente en él tank-house, no hay la intención de producir cemento de cobre para la fundición, y la re-ducción del fierro férrico no ocasiona ningún gasto adicional.

La cantidad de cobre que se saca de la solu-ción concentrada es inevitable y depende del contenido de cloro de ella. La cantidad que se saca de la solución descartada depende del contenido de cobre con que queda la solución después de sacar planchas y antes de su tra-tamiento en la planta de descloración. Cuando la elaboración de planchas se lleva hasta un límite económico (recordando la conveniencia de sacar por lavado el fierro y el cloro del ce-mento de cobre que se emplea en la desclora-ción) el cobre separado de los procesos queda disponible para la reducción del fierro férrico, y el gasto que ocasiona la precipitación del cemento de cobre así empleado del Cu2 Cl2, no debería cargarse a esta reducción. Sin embargo si se eleva el contenido de las soluciones des-cartadas para satisfacer las exigencias de la reducción del fierro férrico, la precipitación del mayor contenido de cobre de la solución descartada debería cargarse a la reducción de ese fierro férrico.

En la precipitación de cemento de cobre por medio del fierro viejo más o menos 7 por ciento del producto resulta demasiado grueso pará poderlo usar de un modo eficiente en los pro-cedimientos. Esta porción consiste de granos de cobre de un tamaño mayor que doscientas mallas. Es recomendable sacar una cantidad suficiente del producto de los tambores para asegurar la separación de los granos gruesos, del sistema. Si se saca en los clasificadores anteriormente mencionados más o menos 10 por ciento del cobre ganado en la planta, los resultados se considerarán satisfactorios; de modo que se deducirán del cobre sacado en el proceso, 10 por ciento de cobre grueso y 8 por ciento por pérdida en el producto arrastrado en suspensión por las soluciones, para obtener la cantidad de cobre disponible para la reduc-ción del fierro férrico.

Puesto que el fin inmediato de la precipita-ción del cobre del Cu2 Cl2 no es el de formar ce-mento de cobre para usos determinados, sino descomponer el Cu2 Cl2 que inevitablemente se forma, la cantidad de fierro viejo y la capa-cidad necesaria de los tambores deberían cal-cularse con relación a la cantidad mínima de Cu2 Cl2 que hay que descomponer. Esto, como se ha establecido anteriormente, depende di-rectamente del contenido de cobre en la solu-

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ción descartada y del de cloro en el mineral. Teniendo presente que es necesario precipi-tar un átomo de cobre extra por cada átomo sacado de la solución, la cantidad de cobre que hay que precipitar puede expresarse por la siguiente ecuación:

C = 2X LXD + 17.941XN

Siendo:

C = gramos de cemento de cobre que hay que precipitar por tonelada métrica de mi-neral ti atado.

L = litros de solución descartada por tone-lada métrica de mineral tratado.

D = gramos de cobre por litro en solución para descartar (después de hacer planchas, cuando se la emplea para ello).

N = por ciento de cloro en el mineral.

De este valor de C, comunmente para segu-ridad, hay que deducir 10 por ciento por el Cu y el Cu2 CI2 que se va en suspensión, por descobrización incompleta de la solución des-cartada y descloración imperfecta de la solu-ción concentrada. Eáta cifra se aumenta con menores contenidos de cloro en el mineral y cobre en la solución descartada. También se puede modificar la cifra por cambio en las condiciones de asentamiento o en el método de manipulación del producto de los estan-ques de pampa y residuos del estanque de en-trada del tank-house.

Bajo las condiciones operatorias posibles actuales, la cantidad de fierro viejo que se consume en la precipitación del cobre del Cu2 Cl2 depende principalmente de la clase de fierro que se emplee. Parece que el fierro forjado y el acero dan los mejores resultados, mientras que la fundición y el llamado "bailed-tin" re-ducen considerablemente la eficiencia. En los últimos cuatro años la cantidad de fierro vie-jo consumido ha sido en término medio más o menos 0,6 veces la cantidad de cobre precipi-tado. En las tablas 8 y 10 figura una cifra más alta; pero durante el período a que correspon-den dichas tablas se usó una gran proporción de "bailed-tin".

El cemento de cobre que se saca de los cla-sificadores es un producto mojado y fangoso, con un alto contenido de fierro y cloro debido a la humedad de lejía que lleva. Este producto se deposita en estanques colectores hasta que haya un estanque de preparación disponible, y entonces se los traspasa a este último. Los estanques de preparación están dotados con

3 Lixi

fondo de filtro, y con ellos se puede reducir la humedad del producto en 10 a 15 por ciento. Este producto es más barato de tratar en el horno de viento, de lo que sería en su estado original. El contenido de fierro del producto suele ser deseable para el horno de viento, no así su contenido de cloro; por esto a veces se lo lava y se lo seca antes de despacharlo a la fundición. Para lavarlo se cubre el producto con la solución desechada del proceso de des-cobrización. Esta solución desplaza la mayor parte de la lejía contenida como humedad, y contiene mucho menos cloro y fierro que ésta. La solución desechada se desplaza des-pués por agua, la que se deja escurrir por el fondo de filtro. Si se emplea agua sola en el lavado, se precipitan sales básicas de fierro, y éste no se elimina. Las soluciones desechadas tienen mucho ácido y mediante su empleo en la forma indicada se evita la precipitación de las mencionadas sales básicas.

TABLA 8.—ESTADISTICA DE LAS OPERA-CIONES DESDE EL 1." DE OCTUBRE DE 1927 HASTA EL 1.» DE ABRIL DE 1928.

Número de cargas tratadas 322 Ton. métr. mineral tratado; promedio

por carga 10.176, total 3.276.715 Por ciento de cobre total en el mineral

tratado 1.622 Por ciento de cobre insoluble en ácido

del mineral 0.053 Por ciento tamaño mayor que 0,371 pulg.

en el mineral 9.181 Por ciento cobre total en los relaves. . . 0.167 Por ciento cobre soluble en agua en los

relaves 0.022 Por ciento de agua en los relaves 8.271 Por ciento de extracción del cobre . . . . 90.242 Kgs. ácido ganado por ton. métr. m i -

neral tratado 7.166

Duración media de los remojos en ho-ras:

Primero 27.19 Segundo 41.29 Tercero 22.25

Total 90.73 Tiempo medio de lavado neto, en horas 13.19 Tiempo medio de drenaje, en horas. . 3.51

Contenido medio de las soluciones en con-tacto con el mineral durante el remojo: 29.97 grams./Litro de cobre y 55.24 Grams./Litro de ácido libre.

TABLA 9.— CANTIDADES Y CONTENIDOS, 1." OCTUBRE 1927 al 1.» ABRIL 1928

ITEM

Total de metros

cúbicos o de Toneladas métricas

Promedio por ton. mét. de mineral tratado

Grs./Litro

Cu Grs./ Litro

s

m S O Grs./ Litro

Cl Grs./ Litro

Fe total Grs./ Litro

Fierro férrico Grs./ Litro.

Sol. usada por carga para cu- 1 1 bierta original 3.336m 3.28 I 16,13 65,5í

Sol. concentrada producida por carga 6.670 m 6,55 L 35,41 47,77

Sol. empleada en desplazar sol. conc. por carga 6.670 m 6,52 L 14, l í 75,10

Sol. de tratamiento produ-cida por carga 3.336 m 3,28 L 15,21 64,50

Adelanto y sol. para desco-briz. prod. por carga 996 m 98 L 8,83 37,69

Total sol. de lavado usada por carga* 6.478 m 6,39 L

Primera sol. de lavado 7,28 Segunda sol. de lavado 4,15 Tercera sol. de lavado 2,71 Cuarta sol. de lavado 1,85 Agua empleada por carga . . . 1.888 m 1,86 L Sol. conc. de planta lixiv. a

planta descloración 2.136.860 m 6,55 L 35,39 47,85 0,59 4,60 1,37 Sol. conc. de planta desclora-

ción a tank-house 2.136.860 m 6,55 L 36,19 46,09 0,13 4,62 0,01 Cloro eliminado 985 t 301 g Fierro férrico reducido 2.912 t 889 g Electrol. usado devuelto de

tank-house a la lixiv 2.000.763 m 6.11 L 14,44 78,54 0,21 4,60 1,13 Electrol. usado adescobriz.. . 55.697 m 17 L 14,89 74,13 Electrol. usado después hacer I

planchas a la descobriza- ( ción 66.977 m 20 L 9,10 86,85

Sol. post-trt. a descobriz. . . . 152.377 m 47 L 9,77 36,67 Total sol. a descobriz 275.051 m 84 L Cobre en soluciones a desco-

brización 2.965 t 905 g Total ácido disponible en sol.

descartada 19.622 t 5.988 g Sol. desechada del proceso

descobrización 298.451 m 91 L 0,56 Id. de estanques pampa 298.451 m 91 L 0,55 Cobre de estanques pampa . 107 t 33 g Cobre de planta desclor. a la fundición 1.359 t 415 g

Cobre de estanques pampa a la fundición 45 t 14g

Cobre precipitado de cloruro cuproso 6.796 t 2.075 &

Fierro viejo consumido en precipitación de obre . . . . 4.475 t 1.366 g

Vitriolo con 23,58 %Ccu 268 t 82 g NOTA.— m. indica metros cúbicos; t. indica toneladas.

L. indica litros g. indica gramos.

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Contenido medio de la solución que cubre el mineral antes del lavado: 17.41 Gr./Ltr. cobre y 73.84 Gr./Ltr. ácido libre.

Fierro viejo consumido por 100 Kg. de cobre precipitado: 65.86 Kg.

Con el método descrito de lavado y secado se ha preparado un cemento de cobre que a me-nudo puede cargarse directamente al horno de ánodos, sin preparación previa en el horno de viento.

Las tablas 8 y 10 dan los resultados de la marcha de las plantas de lixiviación y desclo-ración desde el 1.° de Octubre de 1927 hasta el 1." de Abril de 1928.

ligeras reparaciones. La capacidad de los "sumps" ya se ha indicado. Todos ellos, con excepción de los de almacenaje, tienen 12 pies de profundidad; los últimos tienen pies. La profundidad incluye la cubierta de mástic del piso. Los estanques 1 a 6 tienen 150 por 110 por 17 pies 5 pulgadas de profundidad. Los "sumps" y los estanques están provistos de "niples" de descarga de mástic. Cada "sump" lleva un indicador de capacidad para medir la solución contenida. Los flotadores de dichos indicadores son simplemente frascos viejos de "glass solution" que se mueven en guías de madera. La escala de los indicadores está mar-

TABLA 10.—ANALISIS MEDIOS

PRODUCTOS EN LA PLANTA DE DESCLORACION, 1.» OCTUBRE 1927 a 1." MARZO 1928

ITEM

Cemento de cobre de la planta de descloración a la fundición

Cemento de cobre de los estanques pampa a la fun-dición

Cemento de cobre no lavado, en proceso Cemento cobre lavado en proceso Cemento de cobre de doble lavado en proceso . . . Cloruro cuproso en proceso

14,8

25,0

80,0

43,0 72,4 72,6 72,8 68,3

4,6

7,2 7,5 1,2 0,7 0,4

MUESTRAS COMPUESTAS DE ELECTROLITO USADO, í.° OCTUBRE 1927 A 1." ABRIL 1928

Grs./Lt.

Cu 14,44 Al . . . Acido 78,54 As .. . C1 0,21 Sb. . . . Fe 4,60 Ca . .. SO. 144,83 Mg . . HN03 3,12 Na.. .

EQUIPO DE LA PLANTA DE LIXIVIACION

Los estanques y los "sumps" son de concreto armado con revestimiento de mástic. Este revestimiento tiene 4 pulgadas de espesor y también tiene armadura que va ligada a las paredes de concreto por ganchos de fierro afirmados en éste. El actual revestimiento de mástic da pruebas de poder durar 20 años con

Grs./Lt. Grs./Lt.

1,75 K 2,30 0,242 Pb 0,011 0,009 Sn 0,004 0,475 Mn 0,135 0,147 Mo 0,248 6,74 Total solids 197,78

cada para leer directamente en metros cúbi-cos.

Los estanques están provistos de fondos de filtro que se componen de madera de pino Oregón de 6"X6" cubierta por dos capas de tablones de pino de 2"X6" con una capa de estera de coco intercalada. La madera de 6"X6" va dispuesta en hileras con intervalos de 10 pulgadas, y los extremos de los palos son

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biselados para dejar pasar la solución. La pri-ojera capa de tablones de 2"X6" se pone atra-vesada sobre los palos, dejando un espacio de tres pulgadas. La cubierta de tablones superior se coloca a ángulo recto con respecto a la pri-mera. El espacio entre los tablones de esta capa es de % pulgada. El conjunto se dispone de manera que esta capa superior vaya paralela a los dientes de la pala descargadora, disposi-

ción que aumejita considerablemente la dura-ción de la madera. La duración media de esta cubierta de madera es de más o menos años, y durante ese tiempo hay que hacer muchas reparaciones. Los estanques no se descargan completamente a fin de salvar los fondos de filtro.

Recientemente se ha colocado un fondo de filtro de un tipo diferente en el estanque 8.

Fig. 15.—Plano general de la planta de descloración

— 37 —

La estera de coco se colocó sobre un falso fondo que se extendía en una superficie de 384 pies cuadrados sobre cada una de las dos salidas. La estera se protegió con madera pesada dis-puesta de tal manera que cada pieza se podía reemplazar fácilmente. El resto del piso del estanque se cubrió con pedazos desiguales de maderas y tablones, solamente para proteger el mástic. Este fondo de filtro debe durar inde-finidamente con algunas reparaciones y sería posible descargar este estanque de un modo más completo que los otros, aprovechando, en consecuencia, mejor su capacidad. En este estanque se necesitan 119 yardas de estera de coco contra 1 833 que se emplean en los otros. Los resultados obtenidos con este estanque parecen ser tan buenos como en los otros, aun-que todavía hay alguna duda sobre si la peque-ña superficie de falso fondo al f in se tapará.

En la fig. 14 se pueden ver las dimensiones y largo de las cañerías de madera. Estas se ha-cen en la localidad. Las duelas se cortan de madera de pino de 2X4 pulgadas. Los tirantes circulares son de fierro forjado de Y¡ y 5/8 pulgadas de diámetro. Estos tirantes o aros se colocan en la cañería a intervalos de seis pulga-das. Los tubos se hacen de 16 pies de largo, salvo para los puntos en que se requieren lar-gos menores. El machihembrado se llena con pintura de mástic. Los tubos se unen con co-plas de duelas de madera. Para conectar la ca-ñería a un "fitt ing" se coloca en el extremo de la cañería un flange de campana de fierro fun-dido. Anteriormente se acostumbraba a reves-tir los flanges con plomo antes de colocarlos a la cañería. Se ha encontrado que es mejor va-ciar el material de revestimiento entre la ca-ñería y el flange de campana. La cañería se co-loca verticalmente y se sostiene en posición en el flange de campana por un dado. El ma-terial fundido para el revestimiento se vacia entonces entre la cañería y el flange. El ma-terial consiste en plomo con 20 por ciento de antimonio, aleación de imprenta, practica-mente. Ultimamente se han hecho algunos revestimientos de aleación en la parte inferior y mástic en las dos pulgadas superiores. Es-tos parece que serán satisfactorios. El reves-timiento se moldea de modo que quede una cabeza protectora en el frente del flange. Se han ensayado cañería de plomo, cañería de mástic, cañería de fierro fundido con revesti-miento de plomo, cañería redwood y cañería de pino oregón. La última ha dado resultados muchísimo más satisfactorios. Una gran parte de la instalación es relativamente reciente, de modo que no se dispone de datos seguros con

respecto a la duración media exacta de la ca-ñería. Hasta ahora se ha indicado que este promedio será de más o menos 10 años, salvo en los primeros 200 ó 300 pies de la descarga de las bombas, donde las cañerías sufren los efectos de las vibraciones e irregularidad de la presión. El material para las cañerías es ma-dera escogida; pero un 5 por ciento de ésta se desecha por inapropiada.

Los "fittings" son de fierro fundido revestido con mástic. Se han ensayado revestimientos de azufre; algunos dieron señales de larga duración; pero cuando se trató de rehacer el revestimiento de estos "fittings" se encontró que el azufre había atacado el fierro fundido y arruinado completamente el "fitting". En las válvulas se colocan asientos de "duriron". La maza de las válvulas es de bronce cubierto con plomo, y llevan un disco de goma insertado en el plomo que asienta contra el "duriron". Se puede tener alguna idea de la magnitud de la instalación tomando en cuenta el hecho de que hay más de 600 válvulas en las cañerías de la planta de lixiviación.

Se emplean bombas centrífugas. (Véase ta-bla 11).

Obsérvese que a veces la alimentación de solución a las bombas se cierra para dar un lavado más lento. También la proporción de solución que se maneja durante el drenaje es uri poco menor que la plena capacidad de las bombas. En la producción de solución concen-trada las bombas trabajan a plena carga. El equipo y las conexiones están dispuestas de tal modo que cualquiera operación se puede acelerar más allá de la capacidad máxima de bombeo usando en paralelo dos de cualesquiera de los juegos de bombas y tuberías instaladas para atender a esta operación.

Las bombas numeradas bajo el número 100 están en la casa de bombas N.01; las numeradas hasta el 200 están en la casa N.0 2; las numeradas hasta 300 están en la planta de descloración y las numeradas hasta 400 están en la casa de bombas N.° 4.

Ya se ha indicado que los sistemas de cañe-rías están agrupados para operaciones deter-minadas. Esta agrupación se puede ver más claramente de la TABLA 10 y Fig. 14, que con cualesquiera explicación detallada. Sin em-bargo, conviene mencionar que las tuberías 34 y 35 de 24 pulgadas están destinadas a lle-var electrolito usado y solución de adelanto a todos los estanques; y están provistas de derivaciones para cada estanque. Las tuberías 50 sirven para conducir solución descartada.

Las bombas verticales están todas provistas

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de rodamientos de bolas S. K. F. con conexión, de las de tres pulgadas. Las bombas horizon-tales no tienen descansos de bolas. Los ejes-cajas y tirantes de las bombas verticales están todos revestidos con aleación de plomo-anti-monio. Los impulsores son fundidos del mis-mo material y llevan una mariposa de fierro fundido. Los zapatos de las bombas van re-vestidos con mástic y también las válvulas de prueba si las hay. Una mezcla de plomo con 10 por ciento de antimonio ha resultado ser la más conveniente. Las bombas horizontales tienen cajas e impulsores ya sea de plomo-an-timonio o de "duriron". Como repuesto se tiene en cada casa de bombas una bomba de cada dimensión, lista para instalar. Cada bom-ba en servicio se desmonta después de cierto tiempo, y se la reemplaza por otra de repuesto, haya o no indicaciones de desper-fectos. Se hacen las reparaciones a la bomba desmontada y se la tiene lista como repuesto. De esta manera se evitan fácilmente rupturas serias de varias bombas a un tiempo, y desde la adopción de este sistema ha habido muy pocas reparaciones grandes que hacer.

Los pozos de las bombas son en su mayoría de concreto con revestimiento de mástic; pero en la casa de bombas N.° 4 se han hecho estan-ques de mástic armado sólido.

Cada batería de estanques está servida por dos puentes de descarga. Los puentes de los estanques 1 a 6 llevan cucharas de 6 toneladas. Uno de los puentes de la batería de estanques 7-13 lleva cuchara de 12 toneladas, y el otro lleva una de 8 toneladas. Las cucharas son del tipo bivalvo y descargan a tolvas de 50 tons. que lleva el puente, de las cuales se carga a los carros que van al desmonte. Cada juego de puentes trabaja en combinación con dos com-boyes de 20 carros cada uno que trabajan para-lelamente. Los carros son de tipo "western dump" con descarga lateral. Las líneas que sirven para acarrear los relaves son de trocha normal. Las locomotoras con fogones a petró-leo que trabajan en la movilización de los re-laves, se han reemplazado por locomotoras

eléctricas y con este objeto se ha instalado en parte un tercer riel y en parte trolley.

EQUIPO DE LA PLANTA DE DESCLORACION

El plano general de la fig. 15 y los cortes de la fig. 16 muestran la planta de descloración. Los "sumps" y lavadores de agitación son de concreto con revestimiento de mástic. Los agitadores Parral, los estanques de lejía y canales son de mástic sólido armado. Este tipo de construcción ha dado resultados satisfac-torios bajo ciertas condiciones.

Los lavadores de agitación 3 y 4 sirven para emulsionar el cemento de cobre que se usa en la descloración. Los lavadores de agitación 3 y 4 sirven para la descobrización de solución descartada y el 5 se emplea en el segundo la-vado del cemento de cobre, cuando se aplica di-cha operación. Los agitadores Parral se em-plean en la descloración de la solución concen-trada. Recientemente se ha instalado un agi-tador mecánico para apurar la disolución del Cu2 CI2 en la lejía. Anteriormente el CU2 CI2 se vaciaba simplemente en tolvas cónicas, de-nominadas cajones mezcladores, a través de los cuales pasaba la lejía. Estas tolvas tenían descarga lateral cerca del fondo. Los agitado-res mecánicos se mueven con motores de 30 H. P. Los ejes son de "tobin bronze" y los im-pulsores, de bronce. Los agitadores Parral han dado resultados más satisfactorios que los otros, pues son mucho más sencillos en lo que se refiere a las reparaciones mecánicas; pero dan qué hacer en el manejo de las emulsiones más pesadas. Con un agitador en cada batería basta normalmente para todo el servicio; el segundo sirve de reserva.

La instalación de bombas ya se ha descrito. Además se emplean elevadores de aire para mo-ver la lejía, la que es corrosiva y desgastante al mismo tiempo. No se ha encontrado un ma-terial relativamente barato para las partes de las bombas o revestimientos, que resistan sa-tisfactoriamente a la acción de la lejía.

STD PIPE THREAD

WELD

BPOHZE PIPE y

UL

NfíZTLE DETAIL

Fig. 17

TABLA I I .—DATOS SOBRE LAS BOMBAS CENTRIFUGAS 1

Bom

ba

N.°

Tam

año

en

pulg

adas

Tip

o

1

Pot

enci

a de

l m

otor

Cap

acid

ad

med

ia

esti

mad

a en

mtr

s.

cúbi

cos

por

hora

EMPLEO

00 15 Vert. 250 800 Lavado de estanques 1 a 6. 0 15 Vert 250 800 Lavado de estanques 1 a 6. 1 15 Vert 250 800 Repuesto de 00, 0, 2 y 3 y para bombear solución

conc. no desclor. a depósitos. 2 15 Vert 250 800 Para devolver electrolito usado del tank-house

a la lixiviación o a depósitos. 3 15 Vert 250 800 Id. que 2. 4 15 Vert 250 800 Repuesto para 5, 6 y 7. 5 15 Vert 250 800 Devolver electro, usado a estanque entrada tank-

house o a depósitos. 6 15 Vert 250 800 Id. que 5. 7 15 Vert 250 800 Id. que 5.

11 9 Vert 75 250 Circular sol. conc. fresca o de partida. 12 9 Vert 75 250 Circular sol. conc. fresca o de partida 21 3 Vert m 40 Drenar piso casa bombas y derrames. 21 3 Vert 40 Id. que 21. 23 4 hor. 20 70 Id. que 21. 31 9 Vert 75 250 Bombear sol. descart. a planta desclor. 32 9 Vert 75 250 Id. que 31.

201 15 Vert 250 800 Bombear sol. desclor. a estanque entrada tank-house o a depósitos.

202 15 Vert 250 800 Id. que 201 y para o mudar electrol. usado o sol. conc. no desclor. de casa bombas 1. a depósitos.

203 15 Vert 250 800 Id. que 202. 211 3 Vert 7 H 800 Recoger derrames. 212 3 Vert 7 H 800 Recoger derrames. 311 6 Vert 40 125 Para usar en segundo lavado cemento Cu. 312 9 hor. 75 125 Id. que 311. 321 4 hor. 20 70 Bombeo sol. conc. para emulsionar cemento de

; cobre para la descloración. 331 4 hor. 20 70 Sifonear cloruro cuproso de los clarific. 332 4 hor. 20 70 Id. que 331. 333 4 hor. 20 70 Id. que 331. 334 4 hor. 20 70 Id. que 331. 401 15 Vert 250 800 Dar sol. conc. de todos los estanques. 402 15 Vert 250 800 Id. que 401. 403 15 Vert 250 800 Repuesto de 401, 402, e imprevistos. 404 15 Vert 250 800 Repuesto de 405, 406 e imprevistos 405 15 Vert 250 800 Lavado estanques 7 al 13. 406 15 Vert 250 800 Id. id. 411 6 Vert 40 125 Recoger derrames. 412 6 Vert 40 125 Recoger derrames.

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Los elevadores de aire se han comportado bien en este trabajo. Se usan dos elevadores de aire de 8. pulgadas para mover la lejía, y uno de tres pisos de pulgadas para drenar el pozo de donde chupan los otros. Este último aspira de una pequeña tasa de dos pies de hon-dura que está en el fondo del pozo o estanque principal de los "air-lifts". El "air-lift" de drenaje debe sacar toda la solución rápida-mente para limpiar el fondo del pozo, aunque la altura es de 44 pies.

Dos "air-lifts" de 8 pulgadas están instala-dos en el pozo principal para devolver la lejía de un "surge tank" al estanque principal de alimentación de los "air-lifts". También hay un "air-lift" de 8 pulgadas para trabajar en paralelo con la bomba 321. La bomba se man-tiene por lo general como reserva del "air-lift" Estos air-lifts son del tipo inyector, (Fig. 17) provistos de inyectores de bronce con alto contenido de cobre.

Hay nueve estanques para asentar el Cu2 Cl2 de la solución concentrada. La superficie total de éstos, es de 8,433 pies cuadrados. Ha-biendo siempre uno de estos estanques en l im-pia para sacar, el Cu2 CI2, la superficie quedará

un poco corta para trabajar a plena capacidad. La solución se sifonea de estos estanques con ayuda de bombas para limpiarlos.

Para asentar el cemento de cobre no lavado o el cemento proveniente de los tambores se dispone de los clarificadores 2, 3, 4 y 5. La su-perficie total de éstos es del,084piescuadrados. Uno de estos estanques está siempre en l im-pia. El cobre grueso se saca de la emulsión que sale de los tambores en dos pequeños estanques clasificadores que tienen 6 pies de profundidad y una superficie de 80 pies cuadrados cada uno. Todo el producto de los tambores pasa a través de estos clasificadores antes de entrar a los clarificadores 2 a 5. Los clasificadores trabajan en forma continua y no se decantan para descargar el producto. Se saca de ellos el cobre grueso y se coloca en los clarificadores 6 A y 7 A, que sirven solamente como estan-ques de almacenaje para el cemento de cobre mientras queda disponible alguno de los.es-tanques de preparación para recibir este ma-terial. El cobre grueso se seca o se lava y se seca en los estanques de preparación 1,6B y 7 B. Estos estanques están provistos de fondo filtrante de estera de coco de una construc-

4.—Lixi

HEAD NECES5ARY A

fíN FE£T MORE AS

OESIRABLE

Fig. 18

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ción semejante a la empleada en los estanques de lixiviación; pero con maderas más grue-sas.

Los clarificadores 8 a 16 se emplean para asentar el cemento de cobre lavado de las solu-ciones que se desechan. La superficie total de éstos es de 1,860 pies cuadrados y a lo menos uno está siempre en limpia. Estos depósitos se decantan y para ello no se necesita de bom-beo.

Cuando el cemento de cobre se somete a doble lavado se utilizan los "sumps" 8 a 13 para el primer lavado y los 14 a 16 para el se-gundo. Trabajando a la capacidad máxima la superficie de asentamiento para el cemento de cobre lavado será amplia, salvo el caso en que se emplee doble lavado.

L<5s clarificadores de cloruro cuproso se sir-ven con una grúa Shaw de 10 toneladas, y los de cemento de cobre tienen dos grúas del mis-mo tipo. Se emplean cucharas bibalvas de bronce.

DISCUSION

C. S. WITHERELL, New York, N. Y.—Creo que sería deseable oir algo más sobre el efec-to del molibdeno.

W. D B. MOTTER, Jr. New York, N. Y.—El asunto del molibdeno es arriesgado de discu-tir. No sabemos mucho sobre esta cuestión. Aparentemente el óxido molíbdico tiene al-gún efecto sobre el ácido nítrico que tien-de a liberar. Este efecto parece que se es-timula en presencia de fierro férrico. Hay aparentemente una serie de reacciones que se desarrollan en el tank-house como re-sultado del contenido de molibdeno. Ac-tualmente se están tratando de modificar los métodos de manejo de la solución para eliminar el molibdeno hasta un punto tal que no sea nocivo.

J. D. SULLIVAN, Tucson, Ariz.—¿Tiene efecto el molibdeno en solución sobre la eficiencia de corriente y sobre la polarización?

W. D. B. MOTTER Jr.—Afecta a la eficiencia de corriente y no estoy seguro si afecta t a m -bién a la polarización. Sin duda que tendrá algún efecto. Creo que es el NO el que actúa.