Manual

INTRODUCCIÓN A LOS PROCESOS DE FUNDICIÓN - CONVERSIÓN. Programa de Formación Aprendices Pioneras ENAMI 2022.

Definición de Pirometalurgia: (pyrometallurgy) rama de metalurgia en que la obtención y refinación de los metales donde se procede utilizando calor, como en el caso de la fundición. Prácticamente todos los metales como el hierro, níquel, estaño y la mayor parte del cobre, oro y plata son obtenidos desde el mineral o su concentrado por métodos pirometalúrgicos. Es el más importante y más antiguo de los métodos extractivos de metales, utilizado por el hombre. 1.- ANTECEDENTES TEORICOS DEL PROCESO PIROMETALALURGICO 1.1.- GENERALIDADES El cobre es uno de los metales más antiguamente utilizados ya que desde tempranas épocas el hombre descubrió sus propiedades de maleabilidad y ductilidad, que le permitían hacer utensilios. El cobre se encuentra en la naturaleza en las siguientes formas: Metálico: Esta forma es muy escasa. En la antigüedad su tratamiento era básicamente a través de la fisión directa del mineral. Sulfurado: Esta es la forma más frecuente, donde el cobre se encuentra formando compuestos con azufre. Generalmente estos minerales contienen también otros metales, que de acuerdo a su contenido y valor comercial, pueden constituir: coproductos (Ni, Co, Au, Ag, Pt, etc); subproductos (Mo, Ge, Se, Te, Ag, Au, etc) o; impurezas que deben eliminarse (Fe, As, Sb, Zn, etc). Oxidado: En estas menas el cobre se encuentra “oxidado” en la forma de carbonatos, óxidos, silicatos y sulfatos. Estos, a altas leyes de Cu, pueden ser reducidos pirometalúrgicamente, sin embargo es el tratamiento “hidrometalúrgico” la vía más utilizada en la actualidad para ellos. Hasta el siglo XIX, el método más tradicional de producción de cobre era la fusión directa de minerales de ley. La paulatina disminución de las leyes de Cu en los minerales, dio origen a procesos previos de “concentración”, por lo que la materia prima de las fundiciones fue evolucionando de minerales a concentrados de Cu. Es así como en la actualidad, aproximadamente el 80 % de la producción de cobre de mina se obtiene por esta vía, mientras que el 20% restante es producido por

tratamiento hidrometalúrgico de minerales oxidados y en menor medida de minerales sulfurados lixiviables. A nivel mundial se produjeron en 1997, 10,9 millones de toneladas métricas. de las cuales 3,1 millones de toneladas provinieron de Chile, lo que equivale a una participación de mercado de 28,6%. 6 A nivel de reservas, los minerales sulfurados son los más abundantes (app 9O%). especialmente los de mineralogía “primaria”, hasta ahora muy refractarios a los procesos de lixiviación. Por lo tanto, los procesos de concentración y los procesos pirometalúrgicos tienen el desafío de seguir avanzando en el mejoramiento continuo que les permita: - Bajar los costos - Aumentar la recuperación (Cu en producto/Cu en alimentación) - Aumentar su selectividad para la máxima recuperación de coproductos y subproductos con valor comercial y, - Minimizar los impactos ambientales que ellos provocan. En general, la misión de la Fundiciones de Cobre es transformar concentrados y otros productos de cobre (por ejemplo, chatarra de cobre, cemento de cobre y otros), en cobre metálico de mayor valor económico, procurando hacer una operación rentable y cumpliendo las normativas ambientales. Los procesos pirometalúrgicos utilizados en la industria del cobre son básicamente los siguientes: - Secado de concentrado - Tostación parcial del concentrado - Fusión para separar fases - Conversión de la fase sulfurada - Pirorrefinación de la fase metálica Estos procesos en general se caracterizan básicamente por: - Ocurren a temperatura elevada (100 - 1400°C) - Son de una cinética muy rápida. Estas características hacen que estos proceso sean altamente corrosivos (desgaste de los reactores) y difíciles de controlar. Sin embargo, los desarrollos en la ciencia

de los materiales, en la automatización y control y en general de todas las ciencias, han permitido que estos procesos sean absolutamente controlables por el hombre y estén en un continuo mejoramiento que se traduce en mejores resultados para los operadores de Fundición. 2.- SECADO El concentrado que ingresa a las Fundiciones viene con una humedad promedio del 8 al 9%. Con esta humedad el concentrado posee características que le permiten ser transportado sin dificultades en forma a granel y almacenarlo sin mayores pérdidas por largos períodos. Gracias a estas características, el concentrado puede ser vendido en grandes cantidades y ser transportado por medio terrestre y/o marítimo a las diferentes Fundiciones del mundo para su procesamiento. El concentrado recepcionado por la Fundición, proveniente de la compra y/o desde su Planta Concentradora con la humedad promedio de 8 a 9%, para fundirlo requiere energía adicional para la evaporación del agua contenida en él; para ello se requiere combustible, principalmente petróleo. A causa del alza en los precios de los combustibles, la industria del cobre se vio en la necesidad de diseñar reactores que empleasen la propia energía que posee el concentrado, como medio para fundirlo. Este tipo de reactores recibe el nombre de “Reactores de Fusión Autógena”. El concentrado adquiere estas características energéticas, que le permiten procesarlo en forma autógena, cuando alcanza una humedad igual o inferior al 0,2%. Para ello la industria cuprífera emplea secadores que entregan el concentrado seco al 0.2% de humedad. Los secadores más frecuentemente empleados son los siguientes: 1.- Secador rotatorio. 2.- Secador de lecho fluidizado. 3.- Secador de tipo indirecto, generalmente con vapor. En Chile los tipos de secadores mencionados anteriormente se distribuyen de la siguiente manera: 1 - Codelco Chile División Chuquicamata. Fundición de Concentrado. 2 Secadores Rotatorios. 8

2.- Codelco Chile División el Teniente, Fundición de Caletones, 2 Secadores de Lecho Fluidizado * 3.- Disputada de Las Condes. Fundición Chagres, 2 Secadores de Tipo indirecto. Secadores Rotatorios Los secadores rotatorios son equipos de alto costo, no solo por su inversión sino también por el alto costo de operación que representa su consumo de energía. Descripción Existe una gran variedad de secadores rotatorios, la mayor diferencia está en la forma de calentar el gas, medio que aporta el calor que posteriormente se transfiere al sólido. Los secadores de fuego directo se caracterizan por generar los gases calientes utilizando una cámara de combustión. Otra forma de calentar los gases es utilizando un termofluido o vapor. Los secadores rotatorios se dividen en cuatro zonas operacionales, ver figura N°1.2.1, que son: - Cámara de combustión - Secador - Descarga - Recuperación de polvo Cámara de combustión: Es el componente diseñado para la generación de gases calientes necesarios para secar el concentrado. Secador: Es el cilindro de acero en cuyo interior, se han fijado diversos elementos auxiliares de acero, cuyo objetivo es hacer avanzar la carga húmeda, levantarla y disgregarla al máximo para lograr una mayor superficie de contacto con los gases caliente generados en la combustión y precalentamiento con aire secundario. Descarga: Esta se encuentra ubicada en el extremo opuesto a la alimentación se caracteriza por carecer de elementos deflectores o disgregadores, es decir, es una superficie lisa que permite la separación de la corriente gaseosa al decantar el concentrado seco que posteriormente ingresa en la caja de descarga.

La caja de descarga se caracteriza por ser sellada a fin de evitar contaminación con gases y/o polvo hacia e! exterior. En su parte inferior existe un buzón de traspaso que permite evacuar el concentrado seco a equipos de transporte. Por la parte superior de la caja de descarga emergen, por succión del ventilador de tiro inducido, los gases y vapor con algo de polvo en suspensión. Recuperación de polvos: Durante el secado de concentrado se produce un arrastre de partículas de polvo que se suspenden en el gas húmedo y cuya cantidad varía, principalmente por el contenido de humedad del material en la descarga. Los equipos utilizados para la recuperación de los polvos son: ciclones centrífugos, lavador de gases húmedos, filtros de manga, precipitador electrostático, etc.

3.- TRATAMIENTOS PIROMETALURGICOS METALES Los procesos pirometalúrgicos son los métodos más antiguos y de aplicación más frecuentes de extracción y purificación de metales. Los metales más comunes que se tratan por estos métodos incluyen cobre, níquel, plomo cobalto; Son los procesos que utilizan una combinación de tostación, fusión, conversión refinación a fuego, refinación electrolítica y refinación química. La tostación, que es el primer proceso, se emplea para cambiar los compuestos metálicos a formas de tratamiento más fácil por las operaciones que siguen, así como también para remover algunas impurezas volátiles en la corriente de gas. Mediante la fusión y la conversión se funden los compuestos metálicos y se forman

nuevos compuestos en estado líquido, los cuales se separan en capas de valores metálicos pesados y escoria más ligera que se forman con la roca de desecho. Los valores metálicos, a los que se les ha separado la mayor parte de las impurezas iniciales, se purifican después por procesos de refinación electrolítica o química. 3.1.- TOSTACION En la mayoría de los casos el concentrado metalífero no está en una forma química de la cual pueda separarse el metal fácil económicamente por medio de una reducción directa simple. Es necesario cambiarlo primero en algún otro compuesto que pueda tratarse con mayor facilidad. La tostación es un tratamiento químico preliminar que se emplea con mucha frecuencia, y que consiste específicamente en la oxidación de los sulfuros a óxidos, ya que muchos de los metales no ferrosos se presentan en forma de sulfuros. La tostación de los sulfuros es un proceso (de reacción de gas - sólido) en el que se pone en contacto aire en grandes cantidades, a veces enriquecido con oxígeno, con los concentrados del mineral de sulfuro. Esto se hace a una temperatura elevada a la que se combine el oxígeno del aire con el azufre del sulfuro para formar SO2 gaseoso y con los metales para formar óxidos metálicos. Al producto sólido de la tostación se llama calcinado. La tostación es, en esencia, una reacción heterogénea, en la que la capa de óxido que se forma primero permanece como una capa porosa a través de la cual puede pasar el oxígeno hasta la porción interna del sulfuro que todavía no ha reaccionado, en el interior de la partícula, y combinarse con el azufre para formar gas SO2 y salir del tostador. Este paso se vuelve más difícil al ir engrosándose la capa porosa de óxido, y se producen algunas reacciones reversibles en el interior de la partícula al ir aumentando las concentraciones de SO2: MS + 3/2 O2 = MO + SO2 (3.1.1) MO + SO2 = MS + 3/2 O2 (3.1.2) Esto dificulta la separación de las últimas cantidades de azufre del interior. El tamaño de las partículas es también importante, ya que a las partículas grandes les tomará mucho más tiempo reaccionar hasta su centro.

La tostación oxidante de un concentrado de sulfuro es una reacción exotérmica, es decir, cede calor. Este calor de reacción ayuda a mantener al tostador a la temperatura de tostación requerida, con lo cual continua el proceso con el poco calor extra aportado por la combustión de un combustible. En ocasiones puede lograrse la tostación autógena, cuando se tiene un material de alimentación al tostador de alto contenido de sulfuros que genere suficiente calor por la reacción de oxidación para producir y propagar todo el calor necesario sin requerir de un combustible extraño. La tostación autógena, por razones de economía de combustible, se practica el grado que lo permita el material de alimentación. Tostador de hogar múltiple. Esta unidad consta de un cierto número de hogares refractarios horizontales, circulares, que van sobrepuestos y alojados en un asco de acero; el material de alimentación se descarga sobre el hogar superior y va descendiendo para ser descargado en forma de calcinados tostados por el hogar inferior. Una flecha central de rotación lenta hace girar brazos de arrastres enfriados por el aire o por agua sobre cada hogar. Las aspas giratorias de arrastre pasan en su rotación sobre la carga del tostador para hacer que el material fresco salga a la superficie para que tenga lugar la tostación, o sea la reacción de oxidación gas - sólido, y también empujan la carga transversalmente al hogar hacia agujeros de caída para que vayan pasando hacia abajo al siguiente hogar. Los agujeros de caída o de descarga están situados en tal forma que no quedan uno debajo de otro, sino en la periferia exterior de un hogar y en el centro del hogar que se encuentra abajo. Como consecuencia de esto la carga sigue una trayectoria prolongada en zigzag hacia abajo, a través del tostador, con lo cual se logra el tiempo necesario para que tengan lugar las reacciones de oxidación. Al ir avanzando el material de alimentación hacia abajo en el tostador, lo van calentando los gases calientes que proceden de la reacción exotérmica de tostación que tiene lugar en los hogares inferiores, hasta que finalmente este material de alimentación llega alcanzar a la temperatura de reacción, comienza a arder y se oxida con gran rapidez. Esta reacción continuará hasta que los calcinados tostados

sean descargados del hogar inferior del tostador y enfriados al aire a una temperatura inferior a la de reacción de tostación. 3.2- FUSION La fusión es un proceso de concentración en el que una parte de las impurezas de la carga se reúne formando un producto ligero de desecho llamado escoria, el cual puede separarse por gravedad de la porción más pesada que contiene prácticamente todos los componentes metálicos deseados. La carga que se alimenta a un horno de fusión está formada principalmente por sólidos, aunque también puede cargarse en ciertas operaciones algo de material fundido. El calor suministrado para fundir esta carga sólida puede provenir de combustible fósil, electricidad, o bien, si se cargan sulfuros, del calor producido por la reacción exotérmica de oxidación de la carga misma. La carga del horno debe fundirse para que sea posible la separación por gravedad de las capas de escoria y metal, también para facilitar la circulación y el contacto de los compuestos que reacciona en el seno de la carga. Los componentes de la escoria estarán formados por los óxidos de la carga, tanto los que se encuentran en forma natural en el mineral como la sílice (Si02) y los que se han oxidado durante la tostación, como el Fe304. Ya que estos óxidos tienen altos puntos de fusión, de hecho más elevados que los de los compuestos metálicos que contiene la carga, es necesario agregar fundentes, siendo los más frecuentes el SiO2 o el CaO, para que se combinen con estos óxidos y formen una escoria de menor punto de fusión. Es necesario que la escoria se funda y esté completamente liquida a la temperatura de operación del horno para que los componentes metálicos puedan separarse fácilmente y asentarse en la capa inferior, más densa, así como para facilitar el manejo de la escoria y extraerla del horno en estado líquido. Además de la escoria, los otros productos del horno son los componentes metálicos densos que forman la capa inferior en el fondo del hogar del horno y que también se extrae en estado líquido, y los gases de combustión, juntos con los cuales se producen algunas sustancias volátiles. Los gases llevan consigo algo de polvo del material fino de la carga, pasan y salen por el sistema de ductos del horno hacia un

colector de polvos en el que se separan los sólidos para recircularlos y procesarlos nuevamente en el horno. Fundamentos Pirometalúrgicos El proceso consiste en la fusión de concentrados a temperaturas del orden de 1.150 - 1.250 °C para producir dos fases líquidas inmiscibles: escoria (óxido) y eje o mata rica en cobre (sulfuro). El producto principal del proceso de fusión es un eje o mata de Cu2S-FeS (50-70% Cu), que pasa al proceso de conversión para la producción de cobre blister. La escoria de fusión se envía a un etapa de limpieza para recuperar la mayor parte del cobre que contiene. Además del concentrado y los fundentes, en los hornos a veces se cargan otros materiales de recirculación tales como: • Carga fría, que es una mezcla de materiales provenientes del enfriamiento del material líquido circulante en la fundición; • Ripios, material recirculado desde la planta de tratamiento de polvos de la fundición, el que se mezcla con el concentrado; • Líquidos internos recirculados, metal de los hornos de limpieza de escorias, escorias de conversión y de las etapas de refinado. • Cobre rechazado. Físico-química de la fusión Los principales constituyentes de una carga de fusión son los sulfuros y óxidos de hierro y cobre. La carga también contiene óxidos, tales como Al2O3, CaO, MgO y principalmente SiO2, que puede estar presente en el concentrado original, pero que también se agrega como fundente. Es el hierro, cobre, azufre, oxígeno y sus óxidos lo que controla mayoritariamente la química y constitución física del sistema eje-escoria. Otra influencia importante es el potencial de oxidación/reducción de los gases usados para calentar y fundir la carga. El primer propósito de la fusión es asegurar la sulfurización de todo el cobre presente en la carga, para que así entre a la fase eje o mata. Esto se asegura por

la presencia de FeS en el eje, el que tiende a sulfurizar virtualmente todo el cobre no sulfurizado de la carga por las reacciones del tipo: FeS (l) + Cu2O (l, escoria) ↔ FeO (l, escoria) + Cu2S (l) (3.2.1) Descomposiciones Piríticas Todas estas reacciones dan como resultado la aparición de sulfuro de cobre (Cu2S), sulfuro de fierro (FeS), y azufre pirítico (S2). Por lo tanto la carga, independiente de su composición química y mineralógica, puede considerarse formada por cuatro componentes principales: Cu2S, FeS, S2 pirítico y ganga que pasa a la escoria. Fusiones y Disoluciones A la temperatura de trabajo de los hornos de fusión (1.250 °C) el S2 pirítico generado se encuentra en estado vapor y, por lo tanto, pasa a la fase gaseosa. El proceso de formación de las dos fases líquidas (eje o mata y escoria) comienza con la fusión y disolución del FeS y el Cu2S (digestión) en el baño líquido. El eje o mata que se encuentra en el interior del horno es una solución homogénea formada por dos componentes Cu2S y FeS, los cuales por tener el mismo tipo de unión química (enlace covalente), son mutuamente solubles (no se separan en dos fases líquidas diferentes). Por lo tanto, el eje, es decir la mezcla Cu2S – FeS, siempre darán origen a una sola fase líquida, cualquiera sea el contenido o ley de cobre. En tanto, la escoria comienza a formarse por la reacción entre fundentes y los óxidos generados por el soplado. Procesos Químicos Principales Las principales reacciones de oxidación que ocurren a consecuencia del soplado del baño fundido son las siguientes: Oxidación del Azufre: S2 + 2O2 ↔ 2 SO2 (3.2.2) Oxidación del FeS: 2FeS + 3 O2 ↔ 2 FeO + 2 SO2 (3.2.3) El oxígeno inyectado oxida el azufre pirítico y el FeS mientras que el calor generado por estas oxidaciones funde una nueva carga. Los hornos de fusión utilizados por las fundiciones chilenas de concentrados de cobre son los siguientes:

3.2.1.- Convertidor Teniente (CT) El origen del Convertidor Teniente se remonta a la década de los 70 en la Fundición de Caletones perteneciente a la División El Teniente de Codelco-Chile. El objetivo inicial consistió en aprovechar el calor de conversión del eje de Reverbero (40-45% Cu) para fundir concentrado húmedo en forma continua. Las primeras pruebas se realizaron en un Convertidor Peirce Smith, en el cual se procesaba eje de reverbero con aire enriquecido en forma batch, el calor de reacción generado por la conversión de eje, se aprovechaba para fundir concentrado con un contenido de humedad de aproximadamente 8%. Posteriormente se alargó el diseño típico del Convertidor Peirce Smith, al cual se le agregó sangrías en los cabezales para extraer los productos (mata de alta ley y escoria) y un sistema de alimentación (gar-gun) en el cabezal para introducir el concentrado húmedo (8% de humedad) el fundente y otros materiales en forma continua. Para llevar a cabo lo anterior se construyó en 1974 una planta piloto donde se realizaron las pruebas preliminares y más tarde, en el año 1977 se realizaron pruebas a escala industrial, con las cuales se demostró que con esta técnica era posible aumentar la capacidad de tratamiento de concentrado de la Fundición con una baja inversión. Uno de los beneficios más importantes que se obtuvo de esta tecnología, fue el reducir el consumo de combustible al aprovechar el calor de conversión de las propias reacciones provocadas entre el concentrado húmedo eje reverbero, aire y oxígeno técnico suministrados al proceso. Posteriormente en el año 1981 se construyó una planta piloto para procesar concentrado seco de modo de minimizar el consumo de eje de reverbero, actividad que concluyó con éxito. Con el transcurrir de los años lo anterior se probó a nivel industrial, lo que se materializó en el año 1989 para lo cual el Convertidor Teniente fue operado con concentrado seco concentrado húmedo y una cantidad menor de eje de reverbero. En el año 1991, se logró operar el Convertidor Teniente solamente con concentrado seco, sin eje de reverbero, y en oportunidades con combustible fósil, alcanzándose la autonomía del proceso. Desde ese momento todos los equipos existentes en las diferentes fundiciones se han preparado para incorporar esta modalidad de fusión a sus procesos.

El objetivo del proceso es producir Metal Blanco con un contenido de cobre entre 74 y 76%. Las reacciones de oxidación en el proceso de fusión-conversión se regulan mediante la razón másica de la carga alimentada y el flujo de oxígeno inyectado al CT. El calor generado en el CT se debe a las reacciones de oxidación que ocurren en él y su velocidad de generación depende del flujo de oxígeno y de la ley del metal blanco. El balance de calor se ajusta mediante la adición de los circulantes fríos generados en el proceso de fundición, por el grado de enriquecimiento del aire de soplado y por el uso del quemador sumergido. La fusión-conversión en el CT se produce a temperaturas cercanas a los 1.240 ºC mediante la inyección a presión de aire enriquecido al 35 – 36% en oxígeno. El CT dispone de toberas de aire - oxígeno repartidas en varios años y una tobera adicional de inyección de concentrados, por cada paño. El soplado continuo del baño fundido a través de las toberas, mediante la mezcla gaseosa formada por aire comprimido de baja presión y oxígeno industrial, permite la agitación del baño fundido y la oxidación parcial del sulfuro de hierro y del azufre contenido en la carga. De acuerdo a las condiciones nominales de operación, el concentrado seco es inyectado continuamente al baño fundido mediante toberas especiales. A través del garr-gun se alimenta el fundente o sílice y el material circulante. Eventualmente pudiera ser necesario alimentar concentrado húmedo a través del garr-gun, para propósitos de control operacional y ajuste de la temperatura del proceso. En el Convertidor Teniente se generan tres flujos de materiales: a) Metal Blanco líquido, con 74 - 76% de cobre (1.220 ºC); b) Escoria líquida, con 8% de cobre (1.240 ºC); y c) Gases, con un 25% de SO2 (1.260 ºC).

El metal blanco producido en el CT, que contiene como promedio 75% Cu; 3% Fe y 21% S, se extrae a una temperatura de 1.220 ºC de manera intermitente mediante tazas, a través del pasaje de sangría respectivo, refrigerado por agua. Las tazas de Metal Blanco se transportan mediante puentes grúa a los convertidores PeirceSmith, donde continúa el proceso de producción con la etapa de conversión. La escoria, que está formada por óxidos, fayalita, magnetita, sílice libre y componentes de la ganga, tiene un contenido promedio de 8% Cu; 37,5% Fe total; 28% SiO2 y 18% Fe3O4. La escoria se extrae a 1.240 ºC por sangrado intermitente, por un pasaje de sangría, refrigerado por agua, ubicado en la culata hacia la zona de la boca del CT, la cual fluye hasta una taza que es trasladada a los Hornos de Limpieza de Escoria (HLE), donde se procesa para recuperar el cobre atrapado. La composición química de la escoria fayalítica formada en el proceso de fusiónconversión se controla con la adición de fundente silíceo al baño a través del garrgun localizado en el extremo superior de la culata, hacia el sector de sangría de Metal Blanco. Los gases de proceso del reactor, que contienen principalmente anhídrido sulfuroso (25 % SO2 en volumen, medidos en la boca), se extraen en forma continua a través de la boca del CT a una temperatura promedio de 1.260 ºC. Estos gases junto con

el polvo arrastrado, se colectan por medio de una campana refrigerada por agua y se envían al circuito de enfriamiento y manejo de gases y polvos, para ser tratados finalmente en la Planta de Acido. En este corte del CT se aprecia en el fondo el metal blanco. En la zona de soplado, con mucha agitación, una mezcla mecánica de las dos fases presentes, en tanto que en la zona de más calma (a la derecha del reactor) la escoria se estratifica en la parte superior, lo que permite retirarla por el pasaje de sangría de escoria. La sangría del metal blanco, ubicada a la izquierda del convertidor, permite extraer este producto más denso de la parte baja del reactor. Generación de Gases en el proceso de fusión En el proceso de fusión-conversión por digestión en el baño la fase gaseosa que emite el reactor es captada por la campana del CT y conducida a la planta de limpieza de gases, donde se trata para fijar el azufre contenido como ácido sulfúrico. Estas emisiones están compuestas por: - Gases y Vapores: Entre los que comúnmente se encuentran los siguientes: • Nitrógeno: que proveniente principalmente del aire inyectado por toberas y del aire infiltrado; • Oxígeno: inyectado por toberas y que no alcanzó a reaccionar en el baño, además del proveniente del aire infiltrado; • Anhídrido Sulfuroso: proveniente de la oxidación del azufre pirítico y de la oxidación del FeS; • Vapor de agua: proveniente de la evaporación del agua de la carga y de la quema de combustibles derivados del petróleo; • CO2 y CO: en aquellos casos en que hay quema de un combustible fósil. - Humos y Material Particulado: Son líquidos o sólidos finamente divididos que tienden a aglomerarse. Las partículas más grandes sedimentan y caen rápidamente en los ductos, mientras que las de tamaño mediano se depositan más lejos y las más pequeñas permanecen suspendidas y son transportadas por los gases, comportándose como tales.

- Material Particulado Propiamente Tal: Corresponde a arrastre de material sólido o líquido desde el reactor, en especial cuando se carga por garr-gun, o proyecciones de líquido debido a la agitación del baño. También se forma material particulado a partir del material sublimado desde el interior del reactor y que por efecto del descenso de la temperatura se solidifica en los ductos, alcanzando tamaños superiores a 0,01 micrón. 3.2.2.- Horno Flash Outokumpu La fusión Flash consiste en el soplado de concentrados secos junto con aire enriquecido con oxígeno en el corazón caliente del horno. Una vez en el horno, las partículas de sulfuro reaccionan rápidamente con los gases oxidantes, produciéndose una oxidación parcial controlada de los concentrados y una gran generación de calor. La combustión de las partículas de sulfuro es extremadamente rápida y el calor producido por las reacciones de oxidación es suficiente para fundir los minerales parcialmente oxidados. Los hornos Flash son excelentes desde el punto de vista ambiental porque producen gases ricos en SO2, desde los cuales el anhídrido sulfuroso puede recuperarse eficientemente como ácido sulfúrico.

Productos Los productos del horno Flash de chuquicamata están claramente definidos y es posible dividirlos en 4: Eje, Escoria, Polvos y Gases. a) Eje: Por diseño el eje producido por el Horno Flash se encuentra en una banda de 55 a 65 % Cu. La composición química típica de un eje de Horno Flash es la siguiente:

b) Escoria: La escoria producida posee la siguiente composición química:

c) Gases: Los gases generados en el proceso de fusión y oxidación de la carga y los generados por la operación de quemadores de petróleo dan lugar a un gas que posee la siguiente composición al momento de evacuar la torre de gases:

d) Polvo Metalúrgico: El polvo metalúrgico que se genera en el proceso, es recuperado en la caldera recuperadora de calor y en los precipitadores

electroestáticos. Este polvo es originado principalmente por el arrastre de material incandescente desde la torre de reacción y por las características propias del mecanismo de reacción de las partículas de las especies mineralógicas. Una de las características del polvo metalúrgico es que principalmente se trata de especies sulfatadas y oxidadas.

El polvo generado representa aproximadamente entre el 6 a 8 % del total de la alimentación, de los cuales entre 33.5 % corresponde a lo generado en caldera y el resto al recolectado en los dos precipitadotes electrostáticos existentes en el complejo. Destinación del producto. La mata o eje fundida es el principal producto del horno instantáneo. Este siempre es enviado a un horno convertidor, donde el Fe y S son oxidados con oxígeno enriquecido o aire, el producto secado de este horno convertidor es el cobre blister. Este cobre es posteriormente refinado y comercializado. El contenido de cobre en la escoria del horno instantáneo varía entre 0.5 – 2 %. Usualmente la escoria es enviada a un proceso de recuperación del cobre. Los gases de salida del horno instantáneo contienen entre 10 – 80 % volumen de SO2 dependiendo de la cantidad de O2 aplicado. Materiales crudos

Los principales materiales en la fundición de cobre en un horno instantáneo son: a) Concentrado de cobre b) Fundente Silíceo c) Aire d) Oxígeno industrial e) Polvo metalúrgico Concentrado: Los concentrados que son tratados por la fundición instantánea, son obtenidos a través de una flotación entes de llegar a la fundición. Estos tienen una granulometría de entre 50 – 100 μm. Este concentrado requiere de un secado antes de entrar al horno. Los minerales de cobre más comunes en los concentrados de cobre son calcopirita (CuFeS2 18-25 %) y la pirita (FeS2 30-40 %), pero otros minerales tales como la bornita (Cu5FeS4), la calcocina (Cu2S 15-23 %), la covelina (CuS 4-8 %) y el cuarzo (SiO2) están a menudo presentes en cantidades significativas, dependiendo de la naturaleza del yacimiento de donde es extraído el mineral que es concentrado. Químicamente el concentrado es fundido en el horno instantáneo conteniendo entre 28 – 33 % Cu, 20-25 % Fe y 30-35 % S. Fundente: Esta es incluida en la alimentación a todos los hornos flash. El rol principal es el de reaccionar con el óxido de fierro formando durante la fundición una escoria que puede ser fácilmente removida desde el horno. La cantidad de silica agregada esta basada en la producción de escoria que es: a) inmiscible con la mata. b) Presenta baja solubilidad con el Cu; y c) Es bastante fluido (líquido). El material silíceo posee una granulometría de 100 % - 10 Ty y tiene las siguientes características químicas: SiO2 : 88 – 93 % Al2O3 : 2 – 3 %.

El consumo de fundente normalmente oscila entre 120 a 140 ton (aproximadamente un 6 % respecto del concentrado). Las escorias del horno contienen entre 30 – 35 % Si02. La sílice usada en la fundición instantánea es usualmente arena. Oxígeno: El oxígeno industrial usado en la fundición instantánea (flash contiene entre 90 - 98 % de O2, el resto es Ar y N2. Este es entregado desde la planta de oxígeno al horno en forma gaseosa con una presión aproximada de 2 atm. Reciclaje de Escoria y Polvo: Los gases de salida del horno flash siempre contienen polvo entre 3 - 15 % de la carga del horno. El polvo consiste principalmente de óxidos concentrados que no tiene una salida fija en el horno. Este contiene entre 25 – 30 % Cu. La escoria obtenida en la fundición flash es tratada para recuperar cobre según: a) Para formar en un horno eléctrico una mata fundida de cobre (60 – 70 % Cu). b) Para tratamiento en un circuito de solidificación/flotación para producir “concentrado de escoria” entre 30 – 40 % Cu. c) Para reciclar directamente la escoria fundida al horno instantáneo. Reacciones químicas Las reacciones en el horno instantáneo están representadas por las ecuaciones de tipo: 2 CuFeS2 + 13/4 O2 → Cu2S * ½ FeS + 3/2 FeO + 5/2 SO2 (3.2.2.1) FeS2 + 5/2 O2 → FeO + 2 SO2 (3.2.2.2) 2 FeO + SiO2 → 2 FeO * SiO2 (3.2.2.3) Las reacciones (1) y (2) son fuertemente exotérmicas. Ellas proveen todo de la energía calórica, fundiendo y sobre calentando los productos del horno. Grado de la Mata o Eje

La magnitud para que el Fe y S sean oxidados por las reacciones (3.2.2.1) y (3.2.2.2) es controlada por: O2 (cantidad de centrada) / Alimentación de concentrado (cantidad de entrada) La cantidad de Fe y S oxidado está indicado por el grado de los productos de la mata. El incremento de la cantidad de Fe y S oxidado es el grado más alto de la mata. El FeS sirve como combustible, esto se puede apreciar en la siguiente reacción: Cu2O + FeS ↔ Cu2S (Eje) + FeO (Escoria) (3.2.2.4) El proceso Flash Outokumpu, que usa aire precalentado enriquecido con oxígeno, no es autógeno, por lo que se utilizan combustibles para cubrir el déficit térmico. Para permitir un flujo ininterrumpido de partículas a través de los quemadores el proceso trata concentrados secos. El producto gaseoso de las reacciones de oxidación de los sulfuros es SO2 y los gases efluentes tienen concentraciones de 10 – 15%. El reactor Flash Outokumpu consta de tres partes principales: 

la Torre de Reacción (Reaction Shaft)



el Sedimentadr (Settler) y



la Torre de Salida de Gases (Uptake Shaft).

El gas oxidante, que es aire enriquecido con oxígeno (65 – 85%), se precalienta a 450 – 1.000 °C. Los quemadores de concentrado están ubicados en la parte superior de la Torre de Combustión, en uno de los extremos del horno, y los concentrados, fundentes y gases se soplan simultáneamente hacia abajo de la torre sobre la superficie de la escoria. Los quemadores de petróleo también están ubicados en la parte superior de la torre de reacción. Los gases efluentes abandonan el horno a través de la Torre de Salida de Gases que se encuentra ubicada en el extremo opuesto del horno. La configuración del quemador en sentido vertical hacia abajo tiene por finalidad provocar el impacto de las partículas de concentrado sobre la superficie de la escoria. Esto aumenta la tendencia de las partículas de concentrado a adherirse a la superficie de la escoria, y minimiza las pérdidas de concentrado (polvo) a través de los gases de proceso. El eje y la escoria se descargan en forma intermitente del sedimentador a través de canaletas de sangría. La temperatura del eje es del orden de 1.260 °C y los gases de salida alcanzan temperaturas de 1.300-1.350 °C.

Ventajas y Desventajas del Proceso Las ventajas principales de los procesos de fundición flash son: a) Usan la energía proveniente de la oxidación de los minerales de sulfuro y, por lo tanto, sus costos de combustible son bajos. b) Sus gases de desecho son ricos en SO2 el cual se elimina eficientemente como SO2 líquido o ácido sulfúrico. c) Sus velocidades de producción son altas debido a las velocidades rápidas a las cuáles se calientan las partículas de mineral a medida que se oxidan sus superficies. La desventaja principal de los procesos de fundición flash es que el contenido de cobre de sus escorias tiende a ser alto (1% de Cu). Esto significa que los hornos de fundición instantánea no se pueden usar eficientemente para recuperar cobre de las escorias del convertidor. Además, las escorias de la fundición instantánea Outokumpu se deben tratar otra vez en un proceso separado para reducir las pérdidas de cobre hasta un nivel aceptable. 3.2.3- Reactor Noranda El proceso de fusión Noranda es un proceso de fusión continua de cobre, diseñado para tratar en forma muy eficiente concentrado de cobre y materiales de reciclables que contengan el metal. El proceso involucra la producción de un eje con alto contenido de cobre en un equipo cilíndrico recubierto de refractarios. Es importante destacar que, a diferencia de las fundiciones de Noranda en Canadá, hasta la fecha, en Chile el reactor se opera sólo con concentrados de cobre y los circulantes (carga fría) necesarios para el equilibrio térmico del proceso. El reactor continuo Noranda conceptualmente es muy similar al Convertidor Teniente. El concentrado seco se alimenta en forma lateral a través de las toberas de inyección y los fundentes, circulantes y concentrado húmedo se introducen por la parte superior del horno. Al igual que en el caso del convertidor Teniente, el calor necesario para el proceso lo genera la oxidación del azufre y del fierro, suplementado si el balance calórico así lo requiere, por quemadores de gas natural

o diésel y oxígeno. El aire enriquecido con oxígeno se sopla en el metal fundido usando toberas sumergidas. En el reactor continuo se produce la fusión de la carga alimentada generando un baño líquido a una temperatura comprendida entre 1.200 y 1.280 °C. Durante el proceso se separan las dos fases líquidas: escoria en la parte superior y metal blanco en la inferior. La escoria se sangra periódicamente por el extremo opuesto a la carga del horno. El metal blanco extraído del reactor continuo se vacía a ollas y se traslada a los convertidores Peirce-Smith. Los gases metalúrgicos salen del reactor a una temperatura de 1.280 °C.

3.3.- CONVERSIÓN La Conversión corresponde a la segunda etapa del proceso pirometalúrgico del cobre. En esta se procede a una oxidación progresiva de la mata o eje generada en la etapa de fusión a objeto de eliminar el fierro y azufre presentes. La conversión se divide en dos operaciones de oxidación, las cuales son denominadas “soplado a escoria” y “soplado a cobre”. En la etapa de “soplado a escoria” se oxida el sulfuro

de fierro, el que se retira en la escoria mediante agregado de fundente silicio. En la segunda etapa se realiza la oxidación del sulfuro de cobre, obteniéndose un cobre impuro denominado blister que continua a la etapa de refinación a fuego. Este proceso se realiza, mayoritariamente, en hornos basculantes denominados Convertidores Peirce Smith de dimensiones muy variadas (3 a 5 m de diámetro por 8 a 15 m de largo), como se puede ver en la siguiente fotografía, que corresponde a la Fundición Chuquicamata:

Antecedentes Teóricos Los ejes de cobre que se procesan en los convertidores son mezclas fundidas multicomponentes, que contienen principalmente Cu, Fe y S, a la forma de Cu2S y FeS, pero que incluyen también O, como Fe3O4, algunas impurezas As, Sb, Pb, Zn, etc. y metales preciosos tales como Ag, Au. El propósito de la conversión de ejes de cobre es eliminar Fe, S y también otras impurezas en menor grado, mediante un proceso autógeno de oxidación selectiva a alta temperatura, el proceso global se realiza en dos etapas química y físicamente diferentes cuyo objeto es producir una fase metálica, o cobre blister, una fase

escoria y grandes cantidades de gases los que, debido a su concentración en SO2, son adecuados para procesarlos en Plantas de Ácido Sulfúrico. La pureza del cobre blister es usualmente entre 98 – 99.5 % Cu, conteniendo además azufre, oxígeno, impurezas y casi la totalidad de los metales preciosos, inicialmente en el eje.

Etapa de Soplado a Escoria. El eje líquido cargado a un convertidor es soplado a través de aire inyectado por toberas dispuestas en una línea lateral longitudinal del reactor. La reacción de oxidación fundamental en esta etapa es la siguiente: FeS (l) + 3/2 O2 ↔ FeO (l) + SO2 (g) (3.3.1) También es probable, dadas las condiciones fuertemente oxidantes que prevalecen en la zona cerca de las toberas, que se forme Cu20. Si esto ocurre, en presencia de una alta actividad del FeS, se produce la siguiente reacción: FeS (l) + Cu2O (l) ↔ FeO (l) + Cu2S (l) (3.3.2) Por otra parte dada la afinidad del Hierro por el Oxígeno, es inevitable la ocurrencia parcial de la reacción: 3 FeO (l) + ½ O2 ↔ Fe3O4 (3.3.3) Como los puntos de fusión de la wüstita (FeO) y la magnetita (Fe3O4) son bastante altos, en comparación a la temperatura que usualmente se desarrolla el proceso, es necesario agregar un fundente que permita acomplejar el FeO en una escoria (fayalita, 2FeO * SiO2) de manera de controlar la formación de magnetita. La reacción involucrada es la siguiente: 2FeO (l) + SiO2 (s) ↔ 2FeO * SiO2 (l) (3.3.4)

Aún cuando en la práctica es imposible evitar la formación de magnetita, ésta se regula adecuadamente evitando el soplado directo a la fase escoria, así como agregando el fundente en la cantidad y la oportunidad apropiadas. A medida que aumenta la ley del eje que se está procesando, tendiendo al valor de 80 % Cu, se va produciendo un descenso considerable en la actividad del FeS en el eje, lo que favorece la formación de magnetita hacia el final de esta etapa, si no hay suficiente SiO2. Al final de la etapa de soplado a escoria se encuentran en equilibrio dos fases líquidas inmiscibles: • Escoria fayalítica, que se encuentra cercana a la saturación con magnetita y contiene una proporción de Cu disuelto químicamente (Cu20) o atrapado mecánicamente (Cu2S). • Fase sulfurada rica en Cu denominada metal blanco. Etapa de Soplado a Cobre En esta etapa, la eliminación del azufre remanente, con la subsecuente producción de cobre metálico, se efectúa a través de la combinación de las siguientes reacciones: 3 Cu2S (l) + O2 (g) ↔ 2Cu (l) + SO2 (g) (3.3.5) Cu2S (I) + 3/2 O2 (g) ↔ Cu2O (l) + SO2 (3.3.6) Cu2S (l) + 2Cu2O (l) ↔ 6 Cu + SO2 (g) (3.3.7) Formación de Magnetita en el Convertidor La fase estable de óxido de Fe a partir de la oxidación de FeS con aire es magnetita sólida, aunque una cantidad de magnetita es deseable como un depósito sobre las paredes del convertidor para proteger los ladrillos refractarios, una excesiva cantidad es perjudicial para la viscosidad de la escoria. La tendencia hacia la formación o reducción de magnetita en el convertidor está indicada por la reacción: 3 Fe3O4 (s) + FeS (l,eje) ↔ 10FeO (l,esc) + SO2 (g) (3.3.8)

La formación de magnetita es minimizada por disolución en una escoria silicatada, esto provoca que la reacción anterior se desplace hacia la derecha. Para prevenir la formación de magnetita sólida. Esto es posible si se tiene una escoria de composición 20 -30 % SiO2, 70 - 80 % FeO. La formación de magnetita comienza severamente cerca del final de la etapa de formación de escoria. Hay solamente una pequeña cantidad de FeS remanente en este tiempo, siendo incapaz de reducir la magnetita por la reacción 4.8. Esta escoria contiene sobre 10 -20 % de su peso en magnetita sólida. Para reducir la magnetita se utiliza carbón, según la reacción: C (s) + ½ O2 (g) ↔ CO (g) (3.3.9) Reducción de magnetita con CO según la reacción: Fe3O4 (s) + CO (g) + 3/2 SiO2 (s) ↔ 3/2 (2 FeO * SiO2) + CO2 (g) (3.3.10) Una disminución en la formación de magnetita sólida es también favorecida por una alta temperatura de conversión debido a los tres puntos siguientes Una disminución en la formación de magnetita, causa la rápida combinación de FeO y SiO2 para la formación de escoria fayalitica. 

Aumenta la solubilidad de magnetita sólida en escoria.



Promover la reducción de Fe3O4 a FeS.

Productividad de un Convertidor Los principales factores que determinan la velocidad de producción de cobre en un convertidor son: 

El grado de eje y metal blanco



La razón de aire de soplado

La importancia del grado del eje se muestra en la Figura 4.2, la cual muestra la cantidad de aire requerida para la producción de cobre, que decrece rápidamente con un incremento en la ley del eje. La productividad también es incrementada por un aumento del flujo de aire, sin embargo, existe un límite superior sobre el cual los líquidos son expulsados desde el convertidor. En la práctica esta expulsión de líquidos desde el convertidor hacia la nave recibe el nombre de bulcheteo.

3.4.- REFINACIÓN Y MOLDEO

3.4.1.- REFINACIÓN La gran variedad de aplicaciones industriales que tiene el cobre se debe fundamentalmente a la excelencia de sus propiedades físicas y químicas. La mayoría de estas propiedades dependen fuertemente de la concentración en que se encuentren presentes algunas impurezas y de la naturaleza de las mismas. Las impurezas presentes en este cobre blister son: O, Ni, Pb, As, Sb, Se, Fe, Te, S, Bi, Ag, Au, Zn. Los rangos de proporción de estas impurezas varían dentro de los límites muy amplios, según el yacimiento de donde procede. El cobre blister resultante de los convertidores, contiene un 99.4 % de cobre y un 0.6 % de impurezas. Esta pequeña cantidad de impurezas impiden su uso en la industria elaboradora, debido a que las piezas confeccionadas presentarían fallas en su estructura además de modificar las principales propiedades que son características del metal rojo. De lo anterior se desprende la necesidad de refinar (purificar) el cobre, con el objeto de eliminar o, al menos, reducir a límites aceptables las distintas impurezas que le acompañan. Estos límites dependen de la naturaleza química de la impureza a reducir, ya que cada impureza afecta de distinta forma a las propiedades del cobre, lo que se consigue sometiéndolo a la refinación, que puede ser: 

Refino a fuego (pirorefinación) o



Refino Electrolítico

dependiendo del producto final que se desee comercializar. Por ejemplo, el cobre RAF en muchas empresas constituye producto final que puede ser comercializado internacionalmente (aunque con precio inferior al cobre catódico). La pirorefinación del cobre se hace por dos tecnologías fundamentales: a) La oxidación - reducción, en la que se aprovecha la selectividad de oxidación de las numerosas impurezas que contaminan el cobre. Luego, se procede a la etapa de reducción (desoxidación del baño metálico), para eliminar el oxígeno disuelto.

b) Acomplejamiento, que se fundamenta en la formación de compuestos estables (complejos) que arrastran a las impurezas indeseables, tales como las sales alcalinas de As, Sb y Bi que forman parte de la escoria. La refinación se realiza en baño fundido del metal, en hornos que pueden ser reverberos o rotatorios, apropiados para introducir el agente de oxidación (aire) y el desoxidante. Las impurezas más nocivas para las propiedades eléctricas son: As, Sb y Bi. Aproximadamente el 86% de cobre pasa por refinación electrolítica, en cuyo proceso estas impurezas contaminan los cátodos (por codepositación, inclusión de barros, precipitación, inclusión de electrolito) lo que hace necesario que en la etapa de pirorefinación se elimine el máximo de este tipo de impurezas. Es así como durante la refinación a fuego es posible eliminar estas impurezas mediante la adición de fundentes, que son compuestos de gran estabilidad e insolubles, como sales alcalinas que forman compuestos con As, Sb y Bi. Antecedentes Teóricos Oxidación: El sistema a considerar para ésta etapa es Cu-S-O, en el cual el oxígeno del aire que se inyecta reacciona con el azufre disuelto en el baño metálico, produciendo la desulfurización de acuerdo a la siguiente reacción: S + O2 (g) ↔ SO2 (g) (3.4.1.1) Parte de oxígeno insuflado se disuelve en el cobre, según la ecuación: O2 (g) ↔ 2 O (3.4.1.2) Corresponde a la disolución química de oxígeno gaseoso. Esta reacción significa que el oxígeno está disuelto en la fase líquida cobre. Por lo tanto, en el baño fundido se produce un equilibrio entre el S y el O según: S + 2 O ↔ SO2 (g) (3.4.1.3) El propósito principal del refino a fuego es la eliminación de impurezas contenidas en el cobre, por tal motivo, la reacción fundamental del proceso corresponde a la oxidación de las impurezas. Para tal efecto pueden plantearse 3 mecanismos de

oxidación para cualquier impureza M disuelta en el cobre, donde M puede representar un metal, un no metal o un metaloide. a) Reacción en el Seno del líquido (baño de cobre): x M + y O ↔ (MxOy) escoria (3.4.1.4) b) Reacción en la interfase gas líquido (superficie de la burbuja en el cobre) x M + ½ y O2 (g) ↔ (MxOy) escoria (3.4.1.5) c) Reacción interfase Metal - Escoria x M + y Cu2O ↔ 2 y Cu + (MxOy) escoria (3.4.1.6) La formación de lo óxidos MxOy en la práctica se debe a un efecto combinado de los tres mecanismos. Las tres fases líquidas presentes durante esta etapa son: 1.- Fase escoria: formada por las impurezas que se oxidan tales como: As2O3, Sb2O3, Al2O3, FeO, Cu2O, As2O5, Sb2O5. 2.- Fase Cu2O líquido con cobre disuelto que sobrenada como “nata” en el cobre liquido (sobrenada porque su densidad es de 5.7 g/cc, mientras que la del Cu líquido puro es de 8.4 g/cc). 3.- Fase cobre líquido con Cu2O disuelto. Acomplejamiento Aunque forma parte de la etapa oxidante de la eliminación de impureza, se le considera como una subetapa del proceso. Cuando los óxidos de ciertas impurezas no se estabilizan en la escoria, se recurre al Acomplejamiento, que consiste en la adición de sales, tales como la adición de Na2O (Na2CO3) y CaO/CaCO3 para formar con As o Sb, arsenitos o antimonitos de acuerdo a las siguientes reacciones: (As2O3)escoria + 3 (Na2O) escoria ↔ 3 Na2O * As2O3 escoria (3.4.1.7) (Sb2O3)escoria + 3 (Na2O) escoria ↔ 3 Na2O * Sb2O3 escoria (3.4.1.8) (As2O3)escoria + 3 (CaO) escoria ↔ 3 CaO * As2O3 escoria (3.4.1.9)

(Sb2O3)escoria + 3 (CaO) escoria ↔ 3 CaO * Sb2O3 escoria (3.4.1.10) El agregado de los fundentes CaO, CaCO3, Na2CO3, es para reducir la formación del óxido (como As2O3), obteniéndose compuestos más estables tal como 3Na2O *As2O3 .La formación de estas escorias básicas, hace que el coeficiente de distribución de As entre metal y escoria aumente considerablemente, con respecto al uso de escorias ácidas base óxido cuproso. Experiencias realizadas, en ésta etapa, han mostrado que existe una relación directa entre la presión de soplado y la extracción de As y Sb. Si se aumenta la presión de inyección de 45 a 65 psi la extracción de As aumenta en un 5% y la de Sb en un 25%.

Reducción La concentración de oxígeno disuelto en cobre después del acomplejamiento está en el orden de 0.6 a 0.8 %.Casi la totalidad de este oxígeno puede precipitar como Cu2O sólido durante la solidificación, lo que puede ocasionar hasta un 8% de inclusiones de óxido de cobre. La razón de precipitación del óxido de cobre, es la baja solubilidad del oxígeno en el cobre disuelto (50 ppm a 1000 °C, 20 ppm a 800°C). La concentración de oxígeno es reducida mediante la adición de reductores como: madera, gas natural, gas natural reformado (H2 + CO), propano etc. El gas natural y el propano son igualmente apropiados para el proceso de desoxidación, aunque ambos provocan excesiva formación de hollín y humo en la salida de los gases del horno. Los humos pueden ser disminuidos mediante la introducción de vapor en el baño de cobre. El gas natural reformado (H2 + CO) no presenta problemas de hollín. El sistema a considerar es Cu - H - O y las reacciones a considerar son las siguientes: C (s) + O ↔ CO (g) (3.4.1.11) CO (g) + O ↔ CO2 (g) (3.4.1.12)

H2 (g) + O ↔ H2O (g) (3.4.1.13) Principales Reductores Madera Se ha empleado palos de eucalipto que entran por inmersión dentro del baño, donde se produce la destilación en ausencia de oxígeno (pirólisis), generando CO, H2. CH4, C residual, que reducen al oxígeno y Cu2O. Debido a su alto costo y dificultades operacionales ha sido desplazado por otros reductores. Propano El propano, forma parte del gas licuado de uso habitual C3H8 y se obtiene de la destilación de petróleo crudo. La principal reacción es: C3H8 + 7 O ↔ 4 H2O + 3/2 CO2 + 3/2 C (3.4.1.14) Generalmente se usa reformado con vapor de agua. C3H8 + 3 H2O ↔ 7 H2 + 3 CO (3.4.1.15) 7H2 + 3CO+10 O ↔ 7 H2O + 3 CO2 (3.4.1.16) Otros agentes reductores que también se emplean son: - Gas licuado reformado - Mezclas Gas Natural y Petróleo Diesel - Mezcla de Petróleo Diesel y Vapor - Mezclas de Parafina y Vapor - Gases livianos de hidrocarburos - Gasolina reformada El uso de coke pulverizado como reductor, se ha investigado, mostrando buenos resultados cuando es inyectado en el baño neumáticamente con aire o nitrógeno como fluido de transporte. Se ha reportado eficiencias de hasta 80% con valores finales de oxígeno de 100 ppm.

3.4.2.- MOLDEO El moldeo de cobre, consiste en la solidificación del cobre líquido, que es depositado sobre una matriz que da la forma al producto final de fundición. La reacción de solidificación es: Cu (l) ↔ Cu (s) (1 atm.) (3.4.2.1) Es importante destacar que para obtener piezas de superficie plana durante la solidificación debe igualarse el volumen de la contracción del metal con el volumen de vapor, esto es lo que define hasta que punto debe realizarse la reducción o nivel de oxígeno final. La solubilidad del hidrógeno y oxígeno disminuye durante el enfriamiento y solidificación, ellos se combinan para formar vapor según la reacción: 2 H + O ↔ H2O (g, 1 atm) (3.4.2.2) El volumen de vapor desprendido durante el enfriamiento y solidificación puede ser calculado con la ecuación de estequiometria anterior, considerando el cambio de la concentración de hidrógeno. Otro aspecto relevante en ésta etapa, es el espesor de las piezas moldeadas, en el caso de los ánodos está dado por su peso, y se requiere una buena distribución de peso para asegurar un buen proceso de electrorefinación.

FUNDICIÓN DE CONCENTRADOS

1.0.- FUNDICIÓN CHUQUICAMATA

Fundición de Chuquicamata es la mayor a nivel mundial con una capacidad de 1,6 - 1,7 millones de toneladas de concentrado por año. Forma parte de la División CODELCO Norte de CODELCO-Chile, la minera estatal que es el primer productor de cobre del mundo. Esta Fundición posee las siguientes tecnologías: 

Secado de Concentrado: 2 secadores rotatorios de 150 ton/h cada uno.



Fusión: 1 horno flash Outokumpu de 7,6 x 21 m de settler , con una capacidad de fusión de concentrado de 2200 ts/d

2 Convertidores Teniente de 5 x 22 m que tienen una capacidad de fusión de concentrado de 1 500 t/d cada uno. 

Conversión: 4 Convertidores Peirce Smith de 15 x 44 pies.



Tratamiento de Escorias: 2 Hornos de Limpieza de Escoria (Tecnología Codelco) 1 Planta de Flotación de 2500 t/d



Fusión de Restos de Ánodos: 2 hornos basculantes con QAOP



Refinación : 6 hornos basculantes



Moldeo : 3 ruedas M-24

2.0.- OPERACIÓN Y DESCRIPCIÓN DE EQUIPOS.

2.1.- PROCESO DE SECADO La División CODELCO Norte posee, en la Subgerencia Fundición de Concentrado, área Preparación de Carga, dos Secadores Rotatorios, cuyo propósito es secar el concentrado proveniente desde la Concentradora con una humedad de 8 - 9%, a una humedad de 0,2%, con una temperatura de salida de material del orden de 90 - 100 °C. Este concentrado es alimentado a las unidades de Fusión (Convertidores Teniente y Horno Flash) por medio de un sistema de transporte neumático. Secador Rotatorio Los secadores trabajan con flujos paralelos convergentes debido a que el concentrado es inflamable. El concentrado alimentado a los secadores entra en contacto con un flujo de gases calientes, provenientes de la cámara de combustión, los cuales disminuyen su temperatura hacia el extremo de descarga. La temperatura

de los gases que entran al secador se controla en forma manual o automática a través del flujo de aire secundario. El concentrado alimentado al secador, a través del embudo de alimentación, primeramente será transportado mediante los tramos de avance helicoidal. Los próximos tramos de secado, son los de levante o elevadores de carga recto (Figura Nº 2.1), los cuales forman la primera zona de secado. La segunda zona de secado posee un diseño de tramos alternados de disgregadores de carga (del tipo panal de abeja) y tramos de levante. El siguiente tramo es el de separación de gases y material, donde internamente no existen alzadores.

El material secado fluye hacia la descarga parcialmente por el tiro forzado de los gases y parcialmente por la inclinación del horno de secado (2°). El secador finaliza en un sistema tipo criba o tromel de dos secciones donde se produce la separación del concentrado con el material grueso que va en la carga (trapos, fierros, maderas, sobre tamaño, etc.). El tiempo de residencia del concentrado en el tubo varía entre 30 a 35 minutos. Al final del secador hay un buzón o caja de descarga la que posee una salida para los gases, una para el material sobre dimensionado y otra descarga de rastra que alimenta el concentrado al sistema de transporte neumático, que lo envía a las tolvas de almacenamiento de concentrado seco. Los gases de proceso arrastran una cantidad considerable de concentrado. por lo cual el sistema cuenta con precipitador electrostático que limpia estos gases

recuperando el concentrado y. por medio de rastras, lo reintegra hacia el sistema de transporte neumático. El flujo de gases del proceso de secado es succionado por un ventilador de tiro inducido a través del precipitador y de allí hacia la atmósfera, con un 99.9 % de eficiencia. Control de la operación de Secado - Con la temperatura de salida de gases se controlan la temperatura de descarga del material (120 °C), la válvula de petróleo (11-15 l/min) y el tonelaje de entrada (160 ton/h), el cual se realiza en forma manual. - El tonelaje de alimentación se fija controlando la velocidad de las correas, ubicadas bajo las tolvas de alimentación de concentrado. - Con el aire secundario se controla la temperatura de los gases al ingreso del tubo secador. Este control es manual o automático, la experiencia del operador es fundamental en el control manual. - El tiraje se controla automáticamente, el cual se mantiene fijo. - El control del aire primario de combustión es solidario con la válvula de petróleo. - Se controla en forma automática la presión y el flujo de combustible.

2.2.- PROCESO DE FUSIÓN

El concentrado de cobre seco con una concentración del 31 % de cobre, se somete a procesos de pirometalurgía (rama de metalurgia en que la obtención y refinación de los metales se procede utilizando calor, como en el caso de la fundición. Prácticamente todos los metales como el hierro, níquel, estaño y la mayor parte del cobre, oro y plata son obtenidos desde el mineral o su concentrado por métodos pirometalúrgicos. Es el más importante y más antiguo de los métodos extractivos de metales, utilizado por el hombre) en hornos a grandes temperaturas, mediante los cuales el cobre del concentrado es transformado en cobre metálico y se separa de los otros minerales como fierro (Fe), azufre (S), sílice (Si) y otros. El proceso de fundición del cobre, se explica mediante cuatro fases:

Recepción y Muestreo En esta primera fase el objetivo que tiene es que como normalmente se trabaja con concentrados de diferentes procedencias, es necesario hacer un muestreo de ellos

y clasificarlos de acuerdo con la concentración de cobre, hierro, azufre, sílice y porcentaje de humedad que tengan. Y el proceso consiste en que el concentrado proveniente de la planta se almacena en canchas, desde donde se obtienen muestras que son sometidas a análisis de laboratorio para determinar los contenidos de cobre, hierro, azufre, sílice y la humedad, información que es fundamental para iniciar el proceso de fusión. El contenido máximo de humedad es de 8%, ya que con valores superiores, el concentrado se comporta como barro difícil de manipular y exige más energía para la fusión. De acuerdo con los resultados de los contenidos de cobre, el material se clasifica y almacena en silos, desde donde se despacha a los hornos de fundición de acuerdo a las mezclas que se determinen. En esta segunda parte el objetivo que tiene es lograr el cambio de estado que permite que el concentrado pase de estado sólido a estado líquido para que el cobre se separe de los otros elementos que componen el concentrado. Y como ocurre esto, en la fusión el concentrado de cobre es sometido a altas temperaturas (1.200 ºC) para lograr el cambio de estado de sólido a líquido. Al pasar al estado líquido, los elementos que componen los minerales presentes en el concentrado se separan según su peso, quedando los más livianos en la parte superior del fundido, mientras que el cobre, que es más pesado se concentra en la parte baja. De esta forma es posible separar ambas partes vaciándolas por vías distintas. En la fundición Chuquicamata, actualmente la etapa de fusión se realiza en un Horno de fusión Flash con una capacidad de tratamiento de 2.200 TPD de concentrado, obteniéndose como producto un eje (58 a 65 % Cu) y dos hornos Convertidores Teniente cuya capacidad es del orden de 1.600 y 2.000 TPD de concentrado respectivamente, de donde se obtiene metal blanco (74 a 77 % Cu. Luego los productos obtenidos de los equipos de fusión anteriormente indicados son enviados a la etapa de conversión tradicional.

2.2.1.- Horno Flash Outokumpu El proceso de Fusión flash Outokumpu (Fig.2.2.) fue desarrollado en Finlandia a fines de la segunda guerra mundial, en respuesta a la escasez de combustible tan necesaria en los procesos convencionales de ese entonces (hornos de reverbero).

Outokumpu desarrolló un proceso en el cual se utiliza aire precalentado o aire enriquecido con oxígeno para la oxidación y propuso un sistema diferente en cuanto a la disposición de alimentación de carga, sangría de líquidos y evacuación de gases. Eso si, basado en el mismo concepto: aprovechamiento de la energía desarrollada por la reacción química al producirse la oxidación de los componentes del concentrado. En el horno flash Outokumpu. la reacción se produce en una torre de reacción de aproximadamente 6 m de diámetro por 6 de alto, la que es encuentra suspendida

sobre el techo del horno y a un extremo de éste La torre de reacción está dotada de uno o más quemadores de concentrado dispuestos en forma vertical en el techo de ésta, desde la cual se desarrolla una gran llama en forma de “paraguas” cerrado y que termina sobre la base de ésta para transferir el material liquido y gaseoso a la bóveda del horno. Las temperaturas desarrolladas en el seno de la llama pueden alcanzar en promedio los 1500 a 1550 ºC en el primer metro de ésta, lugar donde ocurren preferencialmente las reacciones de descomposición y de oxidación. Para lograr disipar la gran cantidad de calor generada al interior de la torre de reacción se dispone de un sistema de enfriamiento tipo spray, en el cual un delgado film de agua abraza el manto de la torre extrayendo de esta forma parte del calor que se genera en su interior y protegiendo el manto metálico. La unión de la torre de reacción y el techo del horno está protegida por un anillo de elementos de refrigeración. El diseño del quemador de concentrado consiste en un inyector de carga, una carcasa y la caja de aire. La carga es alimentada por gravedad, ingresando por el área existente entre la carcasa y el inyector (concentrado, fundente, carga fría, polvos de recirculación, etc), el cual posee una forma cónica y distribuye la carga gracias a pequeños orificios existentes en el extremo inferior de ½ cm de diámetro, por los cuales circula aire a alta presión y genera el efecto distribuidor. El aire de proceso (aire precalentado o aire enriquecido) se alimenta por el área anular entre la caja de aire y la carcasa, encontrándose ambos a la salida de este sistema (Fig. 2.3).

Normalmente, en el diseño del Horno Flash Outokumpu se incluye un sólo quemador de concentrado dispuesto en el centro del techo de la torre de reacción:

sin embargo existen unidades que tienen cuatro quemadores que proporcionan entre 20 a 25 toneladas de carga seca por hora cada uno. La salida de los gases de proceso se realiza a través de una torre up-take, la que posee 3 a 4 m de diámetro y 5 a 8 m de alto. Esta está conformada por ladrillo refractario en forma íntegra recubierto por una coraza de acero y de la misma forma que en la torre de reacción existe un anillo de elementos de refrigeración para proteger la unión entre esta torre y el techo del horno, por los cuales circula agua. El horno, de geometría exterior rectangular posee dimensiones típicas de 20 a 21 m de longitud interior. 6 a 7 m de ancho y 2 a 3 m de alto. El piso del horno es cóncavo y está provisto de material refractario tipo magnesita-cromita. El nivel de líquido promedio oscila alrededor de 70 a 75 cm (dependiendo de la altura de las placas de sangría), incluyendo el nivel de piso falso que se pueda producir durante la operación y que fluctúa entre 0 a 30 cm. Para la sangría de los líquidos, se cuenta con varias placas dispuestas al pie de los muros del horno. Los productos de este proceso son: - eje de 55 a 65% Cu, - escoria de contenido de cobre entre 1,6 a 2,5 %: - gases de contenido de SO2 entre 18 a 22%: y - polvo metalúrgico de contenido de cobre entre 22 a 28 %. La campaña de un horno flash Outokumpu oscila entre 5 a 10 años, tiempo después del cual se realiza una reparación general al material refractario y equipos anexos Existen más de cincuenta unidades de este tipo instaladas en diferentes fundiciones a través del mundo, lo que muestra que su masificación ha sido producto del gran desarrollo alcanzado por esta tecnología. Prueba de ello es que más del 40% de la producción de cobre es producido vía aplicación del método de fusión flash.

Arquitectura del Horno Flash de Chuquicamata

Las principales dimensiones del horno flash de Chuquicamata son: Torre de reacción - Diámetro interno : 6,0 m. - Altura manto : 6,0 m. Torre up-take - Diámetro interno : 3.8m. - Altura manto : 6,0 m. - Alto ventana paso de gases a caldera : 3.8 m. - Ancho ventana paso de gases a caldera : 2,9 m. Settler - Largo ínterno : 21,0 m. - Ancho interno : 7,0 m. - Alto interno : 2,0 m. - No. Placas de eje: 5 (7 cm diámetro, una placa a una altura de 8 cm las restantes a 25 cm). - No. Placas escoria: 6 (11.5 cm diámetro, una placa a una altura de 55 cm, otra a 62.5 cm dos a 65 cm y las dos últimas a 68 cm Quemador de Concentrado Largo total : 3,25 m. Diámetro distribuidor : 320 mm. Diámetro orificios distribución : 5 mm Cantidad de orificios : 124 (disposición horizontal).

Sistema de Refrigeración

El objetivo de la refrigeración en el Horno Flash es enfriar aquellos elementos que estén expuestos a alta temperatura para prevenir el desgaste prematuro de los refractarios y del manto de la torre de reacción. El elemento que se utiliza normalmente para refrigerar es el agua, pero el aire a alta presión también es usado como refrigerante. La cantidad de calor extraido por la acción del agua se mide en Mcal/h y es un cálculo donde interviene principalmente la temperatura del agua (entrada y salida) y el flujo de agua (o cantidad) Existen dos tipos de sistemas de refrigeración en el Horno Flash: Sistema de rociado de agua o spray. Sistema de refrigeración de agua en camisas o chaquetas.

El primero se aplica al manto de la torre de reacción y el otro a las demás partes del horno (muros, junta entre torre de reacción y settler, junta entre torre de toma de gases y settler, placas de sangría, canales de escoria, techo del settler, bloques refrigerados de quemadores bloque del quemador de concentrado) Torre de Reacción a. Manto: Sistema de refrigeración tipo spray, donde un delgado film de agua escurre por gravedad alrededor de! manto. La temperatura normal de entrada, en la parte alta de la torre, es de aproximadamente 30 a 32 ºC y en la salida es de 35 a 38 °C, con un flujo medio de agua de 3300 a 3500 l/min. El rango de trabajo de las pérdidas calóricas oscilan entre 1300 a 1800 Mcal/h. b. Base: La unión de la base de la torre de reacción con el techo del settler posee un sistema de refrigeración de bloques de cobre con dos circuitos (interno y externo) por donde circula agua. Existen dos tipos de chaquetas refrigeradas en la base de la torre: tipo I y tipo L. Este sistema forma un anillo alrededor de la base de la torre y está compuesto de 24 elementos tipo “I” y 24 tipo “L” y 11 elementos tipo T dispuestos en forma radial. Además existen elementos tipo I que refuerzan el desgaste que se genera en el techo del horno entre la zona norte de la torre de reacción y el muro del horno.

Techo Settler El techo del settler posee un sistema de refrigeración a base de bloques de cobre refrigerados distribuidos en los puntos de mayor desgaste. Además existen bloques refrigerados en las hornillas refrigeradas de los quemadores 19-7, 19-8. 19-9. 1910. 19-12 y 19-13 y en los puntos de medición de piso y adición de Fe arrabio. También existen elementos denominados “deflectores” dispuestos en los puntos de mayor desgaste en el área comprendida entre la torre de reacción y la torre up-take. Muros Settler Los muros del settler están protegidos por un sistema de refrigeración tipo chaqueta existiendo 198 chaquetas verticales y horizontales agrupadas en 8 cabezales Torre Up - Take En la torre de toma de gases existe, al igual que en la torre de reacción un anillo de elementos de refrigeración en la base de ésta, con 18 chaquetas tipo “I” y tipo ‘L”, con un circuito interno y externo cada uno. La cantidad de elementos dispuestos en los cuatro cabezales es de 36 (18 tipo L y 18 tipo I). Además, en la unión entre la torre de toma de gases y la caldera existe un marco de tubos refrigerados por agua que protege esta unión de la acción de los gases a alta temperatura y existen dos tapones rectangulares en la unión del techo de la torre y la caldera. En el sistema de chaquetas refrigeradas, la temperatura normal a la entrada es de 27-28 grados y a la salida es de 32-33 grados, el flujo de agua oscila entre 14.500 y 16.000 Lts/min, con una pérdida calórica entre 4500 a 4800 Mcal/hr. 

Equipos Anexos

Caldera La caldera recuperadora de calor tipo AHLSTROM (Figura Nº 2.4) es uno de los principales equipos dentro del complejo Horno Flash, dado que se produce una importante cantidad de gas durante el proceso de fusión oxidación de la carga. Los objetivos principales de la caldera recuperadora de calor son los siguientes: Enfriar los gases de proceso hasta una temperatura adecuada para ser ingresados a los precipitadores electrostáticos. Recuperar el polvo, para su posterior reutilización en el proceso de fisión.

Producir vapor saturado para ser utilizado en la generación de energía eléctrica.

En el proceso de producción de vapor se utilizan dos tipos de agua: agua de alimentación y agua de circulación. La primera es la encargada de mantener constante los niveles o volúmenes de agua requeridos para una alimentación permanente del sistema y la segunda es la que circula constantemente a través de los tubos de la caldera. Ambas aguas ingresan al colector de vapor (“domo”), equipo que cumple dos funciones básicas: primero, subir la temperatura del agua de alimentación desde 160 a 190º C para dejarla homogénea y apta antes de ingresar a la cámara de agua y en segundo lugar, provocar la separación del vapor saturado del agua mediante dispositivos mecánicos dispuestos para este objetivo. Desde un punto de vista operacional, la caldera es del tipo horizontal y consiste de una cámara de radiación y una zona de convección. Ambas están habilitadas con tubos de acero colgantes y las paredes están conformadas también por tubos recubiertos por una carcasa exterior aislada con lana de vidrio. Datos operacionales Caldera Alhstrom capacidad de tratamiento de gases por diseño 68 000 Nm3/h flujo de vapor producido promedio 42 a 46 ton/h flujo máximo de vapor por diseño 72 ton/h. presión de operación de la caldera 6.0 Mpa temperatura del vapor a la salida 276ºC flujo de agua de circulación 320-330 l/s nivel domo en operación normal 65 %

Cámara de radiación En esta zona se produce el primer contacto de los gases calientes provenientes del horno con los tubos de la caldera. Existen tres pantallas de tubos que cuelgan del techo, las cuales son las encargadas de sustraer el calor de la corriente de gas desde una temperatura de 1250 y 1400 ºC hasta una temperatura cercana a los 750 ºC.

Zona de convección Esta zona está ubicada en el extremo opuesto a la cámara de combustión y también tiene como objetivo continuar el enfriamiento de los gases. En efecto, tal como se dijo en el párrafo anterior, los gases salen de la zona de radiación a una temperatura aproximada de 750. Desde allí son enfriados por 6 bancos de tubos dispuestos desde el techo de esta zona y que se oponen al flujo de gases, produciéndose la transferencia de calor hasta obtener una temperatura final entre 390 y 400. A esta temperatura son enviados hacia los precipitadores electrostáticos. Los gases que ingresan a la caldera no tan solo lo hacen con elevada temperatura, sino también con significativa velocidad. Si a esto se agrega que los gases a su paso por la caldera van perdiendo temperatura, se produce la precipitación de los polvos, que van quedando adosados a las paredes, pantallas y bancos de tubos. Dada la importancia de esta deposición de material respecto de la operación de la caldera, es que existe un sistema de golpeo (“martillos”) dispuesto en puntos estratégicos, los que cíclicamente golpean las paredes externas, generan vibraciones y provocan en definitiva el desprendimiento de los polvos adheridos, los que se recolectan en un buzón y son transportados por una rastra hasta una tolva y desde la cual se recirculan al proceso.

Precipitadores Electrostáticos El objetivo de los precipitadores electrostáticos es separar los polvos en suspensión de la corriente gaseosa y colectarlos para su recirculación hacia el proceso, o bien para confinarlos para un posterior tratamiento. Además, permite limpiar los gases que alimentan las plantas de ácido y dejarlos aptos para su tratamiento. Estos consisten e instalaciones eléctricas para la separación de partículas sólidas y en suspensión en los gases mediante el principio de ionización y precipitación de partículas en placas, por medio de campos eléctricos de alta tensión. El principio del proceso consiste en la depuración del gas que fluye por la carcasa del precipitador, cuyo interior se compone esencialmente de los electrodos de ionización conectados a alta tensión (polo negativo) y de los electrodos de precipitación dispuestos en el lado opuesto y conectados a tierra (polo positivo) Como los electrodos de ionización están bajo corriente continua de alta tensión, se ionizan las moléculas de gas y se forma una corona negativa. Las partículas de polvo suspendidas en el gas se cargan eléctricamente por la acumulación de iones cargado negativamente. Por la acción del campo eléctrico que existe simultáneamente entre los electrodos de ionización y los de precipitación, las partículas de polvo cargadas negativamente son atraídas por el polo “+“ (electrodos de precipitación), donde se depositan y se separan de la corriente de gas. El polvo adherido en los electrodos de precipitación se retira periódicamente por golpeo mediante martillos, cae en tolvas y se evacua por rastras transportadoras. En términos generales, el equipo está compuesto por: Electrodos de ionización y precipitación. Carcasa del filtro. Estructuras de soporte. Grupo transformador rectificador de alta tensión Distribuidores de gas (placas ecualizadoras). Tolvas de recepción de polvos. Dispositivos de golpeo. Sistemas de mando de alta y baja tensión.

Instrumentación y control. Dispositivos de seguridad e inspección Sistema de evacuación de polvos (rastras)

En el complejo Horno Flash existen dos precipitadores electrostáticos marca LURGI que poseen las siguientes características técnicas: Capacidad normal : 35 000 Nm3/h (flujo gases) Capacidad máxima : 50.000 Nm3/h (flujo gases) Eficiencia de precipitación : 98 a 99% Polvos en gases normal : 90 gr/Nm3 máxima : 120 gr/Nm3 evacuación máxima : 4,5 ton/Hr/precipitador La recuperación de polvos en las dos unidades existentes alcanza a 4 a 4.5 ton/h siendo representativas del 55 a 60% del total generado. El flujo de gases a la salida de los precipitadores oscila entre 70.000 y 80.000 Nm3/h con una concentración de SO2 entre 18.0 a 22.0 %v.

2.2.2.1. - Características generales. Largo : 14-22m. Diámetro : 4 – 5 m. N° toberas de soplado : 36 - 45 de 2 - 2 1/2 pulgadas de diámetro. N° toberas de inyección : 2 - 4 de 31/2 pulgadas de diámetro. Placa de metal : Una de 3 pulgadas de diámetro. Placa de escoria : Una de 6-8 pulgadas de diámetro. a) Gar-Gun. En un principio el Gar-Gun, se utilizaba para ingresar la totalidad de los materiales sólidos dentro del Convertidor Teniente, debido principalmente a que se procesaban concentrados de aproximadamente 6 - 8 % de humedad. Actualmente el Gar-Gun es utilizado solo para el ingreso de fundente, carga fría y carbón con granulometrías mayores a 1/4 de pulgadas. Lo anterior se debe principalmente al desarrollo que ha tenido el Convertidor Teniente en los últimos años en el procesamiento de concentrado seco, por lo que este insumo se ingresa al convertidor por intermedio de toberas de inyección mediante transporte neumático. b) Toberas de aire de proceso (soplado). Las toberas de aire de proceso permiten ingresar el oxígeno necesario para que ocurran las reacciones de fusión conversión con el concentrado. Actualmente existen toberas de 2 a 2 1/2 pulgadas de diámetro y se usan dependiendo del tamaño del equipo. Originalmente un Convertidor Teniente poseía 5 paños con 9 toberas cada uno, por lo que el número total de toberas es aproximadamente 45. Estudios posteriores han demostrado que con cuatro paños de 9 toberas cada uno mejora la zona de decantación de la bahía de escoria y por consiguiente se mejora notablemente el contenido de cobre en éstas, no influyendo significativamente en las eficiencias de oxígeno del proceso. (ver Figura N° 2.2.3) c) Toberas de inyección de concentrado seco. Las toberas de inyección de concentrado seco permiten el ingreso del concentrado seco dentro del Convertidor, su diámetro estándar es de 31/2 pulgadas.

Dependiendo del diseño del convertidor, existen equipos que poseen dos o cuatro toberas de inyección. Generalmente éstas se distribuyen a lo largo del convertidor a la misma altura de las toberas de aire de soplado, específicamente su ubicación se encuentra entre cada paño. (ver Figura N° 2.2.3). d) Placa y pasaje de escoria. El pasaje de escoria es el orificio por intermedio del cual se evacua la escoria su ubicación se encuentra en la culata ubicada en el sector de la boca del Convertidor su posición respecto a la altura varia dependiendo del diseño del mismo, normalmente para equipos de 5 m de diámetro por 22 m de largo su ubicación está a 650 mm del centro del Convertidor y sus dimensiones son de 6 pulgada de alto por 5 pulgadas de ancho. La placa de escoria es el elemento que permite dirigir el flujo de escoria hacia fuera del Convertidor. Generalmente estas son refrigeradas por serpentines internos con agua su diámetro es de 6 - 8 pulgadas, su ubicación está fuera del convertidor y su cambio es de fácil manejo. (ver Figura N° 2.2.3). e) Placa y pasaje de metal blanco. El pasaje de metal blanco es el orificio por el cual se evacua la fase rica en cobre (metal blanco), se ubica en la culata opuesta a la sangría de escoria, su posición respecto a la altura varía dependiendo del diseño del Convertidor, normalmente para equipos de 5 m de diámetro por 22 m de largo su ubicación está a 1956 mm del centro del Convertidor y sus dimensiones son de 3 pulgada de alto por 2 pulgadas de ancho. La placa de metal blanco es el elemento que permite dirigir el flujo de metal blanco hacia fuera del Convertidor. Generalmente esta es refrigerada por serpentines internos con agua, su diámetro estándar es de 3 pulgadas, su ubicación está fuera del convertidor y su cambio es de fácil manejo. (ver Figura N° 2.2.3). f) Boca del Convertidor Teniente. La boca del Convertidor Teniente, esta diseñada principalmente para la evacuación de los gases generados en el proceso, para convertidores de 5 rn de diámetro el área es aproximadamente de 10 m2. sus dimensiones varían de acuerdo al diseño

del equipo, su ubicación se encuentra al extremo opuesto al pasaje de metal blanco sobre la bahía de escoria (ver Figura Nº 2.2.3). El diseño original contemplaba que la boca del Convertidor era el orificio por el cual se retornaba ejes de hornos de reverberos o flash para compensar el balance de calor el cual era deficitario al tratar concentrados húmedos. Actualmente también se utiliza la boca del convertidor para el retorno de algunos líquidos ricos en cobre, como lo son por ejemplo óxidos generados en Convertidores Peirce-Smith y Hornos de Refino. Se ha demostrado con pruebas industriales lo nocivo que resulta al retornar estos materiales líquidos debido a que caen en la bahía de escoria, provocando la contaminación de ésta principalmente por magnetita lo que provoca un mayor arrastre de cobre en las escorias del proceso. Además esta práctica provoca ensuciamiento de la campana de gases, adhiriéndose a ella acreciones de gran volumen lo que resta disponibilidad al equipo. Lo recomendable es adicionar al proceso estos óxidos en estado sólido, debido a que su adición es más controlada y se puede distribuir homogéneamente en el tiempo.

2.2.2.2.- Equipos anexos. Los equipos anexos corresponden a aquellos equipos que no están incorporados al Convertidor Teniente en sí. es decir, todo aquello que queda en su vecindad y le permiten al Convertidor cumplir con sus funciones normales. a) Campana y tren de gases La campana de gases permite al convertidor captar los gases generados en el proceso, y enviar estos a Planta de Acido, existen distintos diseños, dependiendo de la infiltración requerida. El tren de gases está compuesto de una serie de equipos, los cuales preparan los gases en temperatura y calidad especialmente en polvo para ser enviados a Planta de Acido de acuerdo a su diseño. Dependiendo de la configuración de la fundición en particular existen diferentes equipos anexados al tren de gases, los principales son: Cámara de Enfriamiento, Sistema Sónic, Enfriador Radiante estos equipos tienen como función principal disminuir la temperatura del gas. Y Precipitador Electrostático, el cual tiene como función principal captar los polvos que arrastra el gas del proceso fusión-conversión. Otro de los equipos importantes que posee el tren de gases son los ventiladores de tiro inducido (VTI). su función es impulsar los gases de proceso a Planta de Ácido. b) Sistema de inyección de concentrado seco Actualmente la mayoría de los Convertidores Teniente procesan concentrado seco, lo que ha permitido que se apliquen diferentes tecnologías dependiendo de las necesidades de cada Fundición. Existen dos tecnologías principales que se están usando. Sistema de Vasos Presurizados y Sistema de Bombas ambas tecnologías se están usando en División Chuquicamata y División Teniente respectivamente. El concentrado transportado contiene humedad de 0.2 % y preferentemente estos sistemas transportan en fase semi densa con relación (Kg sólido)/ (Kg aire) de aproximadamente 25 - 35. ( ver Figura Nº 2.2.3 ).

2.2.2.3.- Condiciones de Operación de un Convertidor Teniente El Convertidor Teniente es un equipo de fusión-conversión continuo, por medio del cual se procesan concentrados y materiales secundarios ricos en cobre, para producir cuatro productos, una fase rica en cobre (Metal blanco), fase pobre en cobre (Escoria), gases y polvos. El proceso metalúrgico debido a su alta versatilidad requiere de un control riguroso de las variables del proceso, por lo que es imprescindible el uso de herramientas que automaticen su operación lo anterior hace necesario implementar balances de masa y energía en línea, de modo que el operador tenga información suficiente para el buen procesamiento de los concentrados a fundir y el cuidado del equipo y las personas. A continuación se enumeran las acciones más importantes para el control del proceso. Control de la ley de cobre en el metal blanco y coeficiente de oxígeno.

La definición de la ley de cobre en el metal blanco depende, de los objetivos y la distribución de equipos en la fundición en particular, el valor más común usado es 74 %. Por lo tanto el objetivo de la operación debe apuntar a obtener este producto. Para ello el metalurgista debe identificar la calidad química y mineralógica del concentrado a fundir, además de los distintos materiales secundarios a procesar. De modo de calcular la cantidad necesaria de oxígeno que debe suministrar al

sistema para llevar las reacciones hasta la ley de metal blanco antes mencionada. Es importante definir que dentro de este cálculo se debe considerar la eficiencia de oxígeno del proceso, la que depende del equipo en particular y las condiciones de entorno, como por ejemplo, nivel de sumergencia en el baño de las toberas, presiones de aire enriquecido en las toberas niveles de líquidos, etc. Para un buen manejo de la operación se define un parámetro que es muy útil para el operador, este es el Coeficiente de Oxígeno el cual define la cantidad de oxígeno a agregar por toneladas de concentrado fundido. Cabe hacer notar que este parámetro depende directamente de la calidad química y mineralógica del concentrado a fundir y es útil para el cálculo rápido de la cantidad de oxígeno necesaria de introducir al proceso. Definición de calidad y pérdidas de cobre en las escorias.

Calidad de escorias La definición de la calidad de las escorias se realiza por la razón Fe/SiO2, esta se define en el ternario de la Figura N° , el metalurgista debe definir si se va a trabajar en la zona de saturación con Sílice o con magnetita, esta definición es propia de la fundición en particular, los valores más comunes usados están entre 1,3 a 1,8. El control principal que se realiza en la escoria es sobre la Magnetita, la que no debe superar valores de 18 %, esta especie depende principalmente de los potenciales de oxidación del proceso, es decir, para una mayor ley de metal blanco (mayor a 74 %) mayor es el valor de la magnetita esperado en la escoria y por lo tanto es más difícil su control. Una práctica importante para el control de la magnetita es el uso de reductores, tales como petróleo (Enap-6, diesel, etc.) o carbones del tipo coke o bituminoso. Con esta práctica, además se consigue calor adicional, el que permite una mayor fusión de materiales secundarios. Pérdidas de cobre en las escorias La magnetita está directamente ligada a las pérdidas de cobre en las escorias, producto de que a altos valores de magnetita aumenta la viscosidad de éstas por lo tanto, la zona líquida en el ternario se ve reducido, es decir, para trabajar a valores

mayores que 18 % en Fe3O4 en las escorias, el proceso debe de aumentar la temperatura por sobre 1250 ° C para que estas sigan siendo líquidas y su viscosidad no aumente, debido a que si no se aumenta la temperatura el arrastre físico de cobre aumenta. Cabe hacer notar que al trabajar con escorias por sobre 18 % se debe trabajar con temperaturas mayores a 1250 °C esto provoca daños en la mampostería refractaria del interior del Convertidor y pasajes de sangría de escorias y metal blanco, como además de las placas especialmente la de metal blanco. Uno de los parámetros mas importantes en las pérdidas de cobre en las escorias son los niveles de escoria y metal blanco acumulados al interior del equipo. A continuación se explican las dificultades que se pueden tener dependiendo de la combinación de alturas de las diferentes fases (Escoria, Metal blanco). El análisis se realizará tomando como base un Convertidor Teniente de 5 m. de diámetro por 22 m. de largo, con placa de escoria ubicada a 157 cm. del fondo del equipo. a) Nivel alto de escoria / nivel normal de metal blanco. Se considera un nivel alto de escoria a valores por sobre la cota de la placa de sangría de escoria. El nivel normal de metal blanco es de 1.15 m. medidos desde el piso del Convertidor. Cuando se presenta la situación anterior, el contenido de cobre en las escorias, independiente de su composición mineralógica, se ve fuertemente incrementado debido a que la decantación o separación de fases se dificulta, producto de que las gotas de metal blanco en suspensión tienen que viajar a una distancia mayor para la separación de fases, por lo que al sangrar escorias este metal blanco es impulsado fuera del equipo en la fase escoria. Además de provocar lo anterior el balance de calor del Convertidor se ve afectado negativamente, por que una cantidad importante de energía se utiliza en mantener la gran masa de escoria a 1250 °C, lo anterior hace que se funda menos materiales secundarios ricos en cobre, lo que afecta notablemente el rendimiento del equipo. b) Nivel normal de escoria / nivel alto de metal blanco,

Se considera un nivel normal de escoria valores levemente por sobre la cola de la placa de sangría de escoria. El nivel alto de metal blanco, valores por sobre 1.3 m. medidos del fondo del convertidor. Lo anterior provoca un alto contenido de cobre en las escorias por que la interfase metal escoria se ve muy cerca de la evacuación de las escorias, lo que provoca arrastres importantes de metal blanco a la fase escoria. Esta situación además de ocasionar el problema antes mencionado, provoca dificultades en la mantención del flujo de soplado producto de un aumento importante en la presión metalostática que ejerce el líquido a las toberas de inyección de concentrado seco, como a las toberas de soplado. Además se dificulta el tapado del metal blanco. c) Nivel bajo de metal blanco / nivel alto de escoria. Se considera nivel alto de escoria valores que están por sobre la cota de la placa de sangría de escoria. El nivel bajo de metal blanco, valores menores a 0.9 m. medidos del fondo del convertidor. Cuando se presenta este fenómeno, se provoca una inversión de fases producto de que el metal blanco al suspenderse en la escoria su decantación no es efectiva, es decir no existe separación de fases lo anterior también se conoce como efecto licuadora. Lo anterior provoca altos contenidos de cobre en las escorias, alcanzando valores por sobre 25 % en cobre. Este fenómeno es muy peligroso, va que existe alta probabilidad de que el equipo se espume y se pierda gran parte de la producción.

d) Nivel normal de metal blanco / nivel normal de escoria (escoriado continuo). Se ha demostrado operacionalmente que ésta, es la manera óptima de operar los sangrados de un Convertidor Teniente, producto que se tiene una mínima cantidad de escoria dentro del convertidor, lo que hace que su composición sea la planificada, y se alcancen valores de cobre en éstas de 3 a 4 %. Lo anterior favorece en su totalidad el proceso ya que se maneja en muy buena forma los balances de masa y energía del proceso, provocando con esto un rendimiento máximo, además de una operación más estable.

Medición de nivel

El control efectivo de los niveles de escoria y metal blanco dentro del equipo, es clave para tener una operación exitosa, por lo tanto se debe impulsar fuertemente esta práctica. Actualmente existen diversas formas de medir, especialmente el nivel de metal blanco, la más común y más efectiva es la medición por intermedio de barreta de carbono-20, la forma de efectuar la medición es, hacer un orificio en la parte superior del equipo, cerca de la campana de gases, perpendicular al fondo del Convertidor. Es necesario adherir a la barreta cinta de papel con el propósito de que la escoria no se adhiera a ésta y altere la medición de metal blanco. El efecto que se aprecia en la barreta es un desgaste por ataque químico de ésta por el metal blanco, a modo de información este desgaste depende de la ley de metal blanco con que esté operando el equipo en ese momento, por ejemplo a niveles superiores a 74 % en cobre es necesario solo tener la barreta un minuto para que se aprecie el desgaste, con valores menores a 74 % en cobre dependiendo la ley se ha llegado hasta 3 minutos para que ocurra un desgaste efectivo. Recirculación de polvos y distribución de As. En abril de 1996 se puso en práctica en División Chuquicamata la recirculación de polvos de Precipitadores de Horno Flash, hacia el CT-1 para posteriormente incorporar los polvos propios de cada Convertidor Teniente, más los de Convertidores Peirce Smith, provocando un incremento considerable en el rendimiento metalúrgico de los Convertidores Teniente. Con esta nueva operación se obtuvieron dos impactos, el primero de ellos está relacionado con una drástica disminución del envío de polvos hacia la planta de tratamiento de polvos, de 2800 t/mes a menos de 800 t/mes el otro impacto está relacionado con la alta eliminación de As a Planta de Ácido, la cual es del orden del 75 % del As ingresado al Convertidor, demostrando con ello una ventaja importante de esta tecnología compatible con las exigencias medio ambientales. 2.3.- PROCESO DE CONVERSIÓN

La conversión se realiza en reactores Convertidores Peirce – Smith que son hornos cilíndricos basculantes con una abertura en su parte central superior donde es ingresada la mata o eje proveniente del Horno Flash y el Metal Blanco de los Convertidores Teniente, el carguío se realiza utilizando ollas y el flujo de aire es inyectado dentro del líquido a través de una línea de toberas ubicadas en forma longitudinal al horno sobre su parte inferior. Los productos obtenidos de las diferentes etapas son descargados separadamente por la boca o abertura del convertidor. Los gases generados por la oxidación de las fases sulfuradas son tratados por medio de un sistema de manejo de gases para posteriormente ser enviados a la planta de ácido y los polvos son recirculados a la etapa de fusión.

2.3.1.- Operación CPS Fundición Chuquicamata En la Fundición de Concentrado Chuquicamata poseen 4 convertidores cuyas dimensiones son 4,5 m de diámetro y largo de 13,5 m cada uno. Estos se identifican como CPS N° 3, 5, 6 y 7, cada convertidor posee una armazón externa de acero de 3,8 m de espesor, revestido con ladrillos refractarios de tipo básico de liga directa, cuyo espesor en la línea de toberas es aproximadamente de 18 a 21 pulg. y de 15

pulg. en el resto del convertidor, este reactor posee una abertura o boca de carga y descarga de los diferentes eventos tales como alimentación de eje, metal blanco, fundente, etc. y evacuación de escoria, óxidos y cobre blister. La Figura N° 2.3.1 ilustra un esquema de un CPS.

El aire es soplado a través de 55 toberas, distribuidas en la zona inferior media del manto del CPS en 5 paños de 11 toberas cada uno, con diámetro de 215/16 pulgadas. Las toberas son continuamente limpiadas en forma automática durante el soplado mediante el uso de una máquina electroneumática Gaspé, la que posee cuatro barretas. Para realizar esta operación el convertidor se debe girar a la posición definida para tal tarea. Al final de la etapa de soplado a cobre, cuando ya

se ha vaciado el cobre blister, las toberas son limpiadas mediante martillos neumáticos de repaso de toberas. Una adecuada limpieza es necesaria para asegurar uniformidad y buena distribución del flujo de aire a través de todo el convertidor. El flujo de aire fluctúa entre 650 a 1.000 Nm3/min, el enriquecimiento de oxígeno varía entre 22 a 23 %, con flujo entre 23 a 30 Nm3/min, el flujo de aire depende de la temperatura del baño y de la etapa de conversión, además del estado de las toberas. El convertidor cuenta con un mecanismo rotatorio, el cual permite su correcta posición para carguío, soplado, vaciado, punzado y repasado. Esta capacidad de rotación también permite sumergir las toberas a la profundidad en los líquidos. Cada convertidor dispone de una campana refrigerada captadora de gases. El sistema de manejo de gases se compone básicamente de cuatro enfriadores radiantes, tres precipitadores electrostático, tres ventiladores de tiro intermedio (VTI). Luego los gases según capacidad. en plantas de ácido, serán enviados una parte por medio de dos ventiladores de tiro final a través de ductos de 3 y 2,2 m de diámetro y el excedente a la actual chimenea de CPS. El convertidor es sometido a dos tipos de reparaciones una reparación general en la cual se procede a cambiar toda la mampostería refractaria del equipo, y una reparación denominada parches en caliente que consiste en el cambio del material refractario en la zona de toberas. 2.3.2.- Esquema Operacional 2.3.2.1.- Descripción del Carguío de CPS. La carga del convertidor está compuesta por una serie de materiales nombrados a continuación: Convertidores Peirce Smith

Ollas de eje: producto de fusión en el Horno Flash, peso aproximado es de 37,5 toneladas con un volumen de 11 m3. Ollas de metal blanco: producto de la fusión de concentrado en los CT, cuyo peso es aproximadamente de 40 toneladas y posee un volumen de 11 m3.

Carbón: es cargado al inicio del soplado a escoria. Aporta calor al sistema, sobretodo cuando la ley del eje es alta. Sílice: material refractario, permite la formación de la escoria fayalítica. Materiales fríos: cumplen con la función de controlar la temperatura del convertidor y recuperar el cobre contenido en ellos. Estos materiales son: Carga fría: toda clase de material generado durante la operación, como por ejemplo: eje frío, escoria fría rica en cobre, residuos del fondo de las ollas y producto de la limpieza de la nave. Bote de scrap: contiene restos de ánodos producto de la electrorefinación de cobre. Bote de molde: contiene moldes de ánodos de cobre.

Aire de soplado: se alimenta a los convertidores a través de las toberas. Es requerido para el desarrollo de las reacciones químicas de oxidación asociadas a las etapas de soplado a escoria y soplado a cobre. Los productos de la conversión son: Escoria: material obtenido en la etapa de soplado a escoria. En ella se eliminan los constituyentes no deseables del proceso. Metal blanco: producto de la etapa de soplado a eje y continúa su procesamiento en el convertidor en la etapa de soplado a escoria. Cobre blister: producto final de la conversión con una ley Cu entre 98 y 99.5 %. Gases: en los cuales se elimina el azufre a la forma de SO2, siendo capturados en la chimenea para su posterior tratamiento en el sistema de manejo de gases de los CPS.

2.3.2.2.- Secuencia del carguío El carguío de los CPS se lleva a cabo en una serie de pasos: 1.- Carguío de 3 o 4 ollas de eje para dar inicio al soplado. Soplado a escoria: en esta etapa se agrega sílice necesaria y después de un tiempo aproximado de 30ª 45 minutos se forma escoria, la cual es vertida fuera del convertidor, mediante el giro del convertidor. Más ollas de eje son adicionadas para la conversión en una serie de pasos. De este modo la cantidad de cobre en el convertidor aumenta gradualmente hasta que hay suficiente metal blanco (Cu 75 %), para continuar con la etapa de soplado a cobre. a) Reacciones durante la etapa de soplado a escoria: FeS (l) + 3/2 O2 ↔ FeO (l) + SO2 (g) (2.3.2.1) 3 FeO (l) + ½ O2 (g) ↔ Fe3O4 (s) (2.3.2.2) Como los puntos de fusión de la Wustita (FeO) y la magnetita (Fe3O4) son bastantes altos, en comparación a la temperatura que usualmente se desarrolla el proceso, es necesario agregar un fundente que permita acomplejar el FeO en una escoria (fayalita, 2 FeO*SiO2) de manera de controlar la formación de magnetita. La reacción involucrada es la siguiente: 2 FeO (l) + SiO2 (s) ↔ 2 FeO * SiO2 (l) (2.3.2.3)

Aún cuando en la práctica es imposible evitar la formación de magnetita, ésta se regula adecuadamente evitando el soplado directo a la fase escoria, asi como agregando el fundente en la cantidad y la oportunidad apropiada. Al final de la etapa de soplado a escoria se encuentran en equilibrio dos fases líquidas inmiscibles: Escoria fayalítica, que se encuentra cercana a la saturación con magnetita y contiene una proporción de Cu disuelto químicamente (Cu2O) o atrapado mecánicamente (Cu2S). Fase sulfurada rica en Cu denominada metal blanco.

Soplado a cobre: en esta etapa se cargan ollas de metal blanco provenientes de CT-1 y/o CT-2. Al igual que en el soplado a escoria, el convertidor es cargado cada cierto tiempo con ollas de metal blanco. En esta etapa se tiene Cu2S impuro que es oxidado a cobre blister. Se adiciona materiales fríos como carga fría, botes de molde, botes de scrap, botes de rechazo, etc. El proceso de conversión está determinado cuando óxido de cobre comienza aparecer con Cu líquido. Finalmente el cobre blister es vaciado del convertidor y transferido a hornos de refino. b) Reacciones durante la etapa de soplado a cobre: En esta etapa, la eliminación del azufre remanente, con la subsecuente producción de cobre metálico, se efectúa a través de la combinación de las siguientes reacciones: Cu2S (l) + O2 (g) ↔ 2 Cu (l) + SO2 (g) (2.3.2.4) Cu2S (l) + 3/2 O2 (g) ↔ Cu2O (l) + SO2 (g) (2.3.2.5) Cu2S (l) + 2 Cu2O (l) ↔ 6 Cu (l) + SO2 (g) (2.3.2.6) 2.3.2.3.- Prácticas para Operar un CPS Es de importancia señalar que en la operación del CPS es el operador el encargado de controlar las diversas variables de manera adecuada, que permitan el desarrollo de las diversas etapas de la conversión. Una práctica adquirida mediante la experiencia está relacionada con la observación de la llama que se aprecia en la boca del equipo entregando información de los diferentes estados del convertidor y que se puede resumir en los siguientes puntos:

1.- Al inicio del soplado a escoria el convertidor está frío, la llama de un color rojo oscuro. A medida que el soplado progresa el convertidor aumenta la temperatura y la llama cambia gradualmente a amarillo. 2.- La sílice es estimada y cargada al convertidor. Cuando la escoria está caliente y lista para ser evacuada del CPS, la llama se torna amarilla clara y brillante. 3.- Más eje es cargado y el soplado continúa hasta que se alcanza suficiente nivel de baño o el metal blanco es alcanzado. La escoria es periódicamente evacuada y así el fierro eliminado. La llama mantiene el color amarillo porque todavía queda una gran cantidad de fierro por oxidar. 4.- Cuando el fierro está siendo casi completamente eliminado y la escoria está alta en sílice, la llama se torna verde o azul claro cuando está caliente. El color verde azulino le indica al operador que el fierro fue completamente oxidado y eliminado, no se necesita más sílice, el convertidor está alto y la escoria “hormiguea” (burbujea) en la paleta. El convertidor está listo para empezar el ciclo de soplado a cobre. 5.- El color verde aparece porque el sulfuro ferroso (FeS) ha sido oxidado, y el cobre en el sulfuro cuproso (Cu2S) o metal blanco levemente empieza a combinarse con el oxígeno. El pequeño contacto del cobre caliente con el oxígeno produce la llama verde. 6.- La cantidad de fierro en un eje bajo es muy superior a la de un eje alto, en algunos casos es sobre 50 %. Esta diferencia a veces confunde al operador en la estimación de la cantidad que va adicionar. Cuando se procesa un eje bajo la llama permanece amarilla por un largo tiempo porque trae un gran tonelaje de sulfuro ferroso (FeS) a eliminar. Al soplar un eje de alta ley la cantidad de sulfuro ferroso es pequeña y rápidamente se combina con el oxígeno del aire inyectado por toberas, permitiendo en un corto tiempo la oxidación del sulfuro cuproso, dando a la llama el color verde para que aparezca al inicio del soplado. 2.3.2.4.- Índices de Operación de los CPS Para cada CPS se llevan diariamente datos que se obtienen desde el diagrama de operación, informe de producción y de reportes elaborados por los jefes de turno. Estos datos corresponde a: cantidad de ollas cargadas de eje, metal blanco de CT1 y CT-2, cantidad de ollas de cobre blister, tiempo de demoras, número de cargas. La ley de eje, ley de metal blanco desde CT-1 y CT-2, se obtiene del informe de producción, el tiempo de soplado se registra diariamente para cada CPS mediante la lectura de los totalizadores. Además se lleva una planilla de datos diariamente que contiene: la cantidad de concentrado fundido, la ley de eje, ley de metal blanco de CT-1 y CT-2, cobre moldeado, cobre nuevo, restos de ánodos, rendimiento, CPS en operación,

porcentaje utilización de soplado, porcentaje utilización real, carga fría, porcentaje Cu en escoria, porcentaje Fe3O4, la cantidad de óxido real, cantidad de óxido calculado y cantidad de caliza. Estos índices son de gran importancia ya que reflejan la operación de CPS, teniendo en cuenta sus valores se puede dar cuenta de una buena operación o bien encontrar la causa de que la operación no sea la adecuada. Los índices mencionados anteriormente se explican a continuación: El Cu moldeado: es la cantidad de cobre que se moldea, producto de la fusión del concentrado y el alimentado. El Cu nuevo: es la cantidad de cobre que se moldea a partir del concentrado alimentado en las unidades de fusión. Δ Inventario: corresponde a la diferencia entre la cantidad de obre que ha quedado en proceso al final del turno del día y la del día anterior, este tiene un valor positivo o negativo. Rendimiento: razón entre la cantidad de cobre que se obtiene como producto, es decir el cobre moldeado menos el Δ inventario y la cantidad de cobre que entra a los convertidores, específicamente eje y metal blanco. Este tiene un valor nominal sobre el 96 %. % utilización de soplado: es la razón entre el tiempo total en que los equipos en operación se encontraron en etapa de soplado y el tiempo correspondiente a un día de los equipos en operación. Este índice se conoce también como soplado a chimenea y varía entre 35 y 61 %. La ecuación que permite calcular este índice es la siguiente:

% Utilización real: es la razón entre el tiempo en que los equipos estuvieron realmente conteniendo metal líquido en su interior, esto es, el tiempo de soplado más el tiempo en que se realiza el vaciado del cobre blister, y el tiempo

correspondiente a un día de operación de los equipos. El valor de este índice varía entre 52 y 85%. % Cu escoria: es el porcentaje de cobre contenido en la escoria. Este valor se encuentra entre 2 y un 15%. Fe3O4: es el porcentaje de magnetita contenido en la escoria, cuyo valor fluctúa entre 15 – 25%.

Productividad: se refiere a la capacidad de producir una determinada cantidad de cobre blister por hora de soplado. Este índice se puede referir a un determinado equipo o al conjunto de la operación, en general es de 40 – 45 ton Cu/h de soplado. 2.3.2.5.- Materiales Refractarios El costo más alto de refractarios en la industria del cobre se asocia normalmente con el consumo en convertidores. El consumo de refractarios en convertidores varía entre 2 y 4,5 Kg de refractario por tonelada de cobre, consumo que varía de acuerdo a si los convertidores tienen un soplado tradicional o solamente procesan metal blanco, proveniente de un convertidor Teniente. En este último caso la durabilidad, especialmente de la línea de toberas, disminuye drásticamente entre un 10% a 15% de los valores para una operación tradicional. Los convertidores son revestidos normalmente con una sola corrida de ladrillos refractarios en forma de cuña que permiten conservar la forma de la carcaza de acero. Comúnmente se usa una capa de mortero granulado entre el ladrillo y la carcaza que permite una mayor aislación térmica. Debido a que la conversión es un proceso batch, que sufre variaciones importantes de temperatura durante su desarrollo, es necesario que durante la construcción de la albañilería se consideren juntas de expansión que permitan absorber dilataciones y contracciones del refractario durante el desarrollo del proceso. Estas juntas de expansión varían de acuerdo a la experiencia, entre una planta y otra, pero generalmente están en el rango de 1/8" a 3/16" de pulgada por pie de albañilería. Estas juntas de expansión se consiguen intercalando láminas de madera, cartón corrugado u otros materiales de fácil combustión que hagan posible la expansión o contracción del refractario, según varían las temperaturas de operación del convertidor. El área más crítica es, indudablemente, la zona de toberas, debido a que esta zona está sometida, además del ataque químico de los materiales tratados, a un trabajo mecánico, producto del punzonado y repasado de toberas y a ser el sector de más alta temperatura.

Normalmente es el desgaste de esta zona lo que origina que el convertidor deba ser reparado. Además hay que tener presente que no toda la zona de toberas se desgasta en igual medida. Es frecuente que la zona correspondiente a un par de toberas presente un desgaste más pronunciado, lo que origina que estas toberas finalmente sean clausuradas. La otra área que generalmente es problemática es la boca del convertidor. Los problemas en esta zona se deben a: a) Diseño de la boca b) Tamaño y ubicación c) Técnicas de limpieza d) Técnicas de operación a) Diseño de la Boca: Esto dice relación con la forma en que se construyen la albañilería de la boca. Esta puede efectuarse con materiales monolíticos moldeados en terreno, con arcos concéntricos en labios y costados o piezas especiales fabricadas de acuerdo a la forma y características de un convertidor. b) Tamaño y ubicación: Esto es inherente al diseño del convertidor. Una boca pequeña, tenderá a ensuciarse más rápidamente porque aumenta la velocidad de extracción de los gases; una boca grande se ensuciará menos, porque la extracción de gases será más lenta. La ubicación también es importante porque de acuerdo a la posición relativa en la boca respecto a la línea de toberas puede aumentar o disminuir el bulcheteo del convertidor. c) Operación de Limpieza de la Boca: La limpieza de la boca del convertidor es una de las operaciones más delicadas debido a que se exige una perfecta coordinación entre el responsable del convertidor y el operador que maneja el equipo de limpieza, ya sea este el operador de grúas o el operador del equipo hidroneumático (martillo). d) Técnicas de Operación: La ubicación del convertidor en las distintas etapas de soplado, puede dañar severamente el refractario y las partes metálicas de la boca, si el convertidor se lleva a posiciones extremas durante el soplado. Un ejemplo clásico es el que ocurre en el soplado a cobre, cuando el convertidor se gira demasiado hacia atrás dañando la zona de la "nuca" y aumentando las pérdidas de cobre. El desgaste general de los refractarios en el convertidor se debe a alguna de las siguientes razones:

1. Reacciones químicas con los componentes o compuestos del baño. 2. Desgaste mecánico 3. Destrucción por tensiones 1.- Reacciones químicas con los componentes del baño: como mencionamos anteriormente existen reacciones entre los distintos componentes del baño, en la medida que avanza el proceso estas reacciones son: Reacciones mata – refractario Reacciones escoria – refractario Reacciones gas – refractario Reacciones metal - refractario

La existencia de estas reacciones es lo que justifica que en algunas fundiciones se use la técnica de proteger durante las primeras carreras, soplando matas con poco fundente, para favorecer la formación de magnetita que forma una película de éste compuesto sobre el refractario, protegiéndolo del ataque químico. La técnica actual del Convertidor Teniente ha venido a demostrar que el soplado a cobre es la etapa más agresiva contra el refractario, ya que las campañas de los convertidores que solamente tratan metal blanco son bastante inferiores a las que tratan el proceso tradicional (como se dijo anteriormente estas últimas son superiores ente 10% a 15% a las que solo tratan metal blanco, proveniente de un C.T.) 2.- Desgaste mecánico: El desgaste mecánico se debe a las siguientes razones: - Punzonado de la línea de toberas. - Golpes de materiales fríos alimentados por la boca del convertidor. 3. Desgaste por Tensiones: El convertidor, debido a la naturaleza de su proceso, sufre cambios importantes de temperatura durante el tratamiento de las matas de cobre. Además trata compuesto de variada composición mientras avanza el proceso (mata, metal blanco, blister) El desgaste provocado por el punzonado se ha acrecentado últimamente debido al uso casi generalizado en las Fundiciones de punzadores mecanizados de gran potencia como son las máquinas GASPE. El desgaste de la línea de toberas es aproximadamente 2/1 o 3/1, el desgaste general del convertidor. El desgaste provocado por la adición de materiales pesados y fríos por la boca del convertidor está relacionado con la adición de carga fría o circulantes que caen de

gran altura al ser agregados con los puentes grúa, impacto que es absorbido sólo parcialmente por el baño. ` Esta situación hace que los refractarios estén sometidos a los siguientes requerimientos: Choque térmico durante el proceso y los tiempos de espera. Excesos de temperatura debidos a un mal agregado de carga fría. Cambios de volumen en forma irregular debido a los diferentes componentes infiltrados. Recristalización del refractario por efecto de temperatura o por reacciones químicas. Algunas consideraciones sobre los refractarios En los convertidores de cobre se usan ladrillos y refractarios del tipo básico. Estos refractarios pueden ser clasificados de acuerdo a los componentes principales usados en su fabricación. - Ladrillos de Magnesita (MgO) - Ladrillos de Cromita (FeCr2O4) - Ladrillos de Magnesita-Cromo - Ladrillos de Cromo-Magnesita En los ladrillos de magnesita-cromo el componente principal es la magnesita. En los ladrillos de cromo-magnesita el componente principal es la cromita. Los refractarios básicos tienen las siguientes propiedades que los distinguen: Gran resistencia al ataque químico de escorias y óxidos ácidos. Alto punto de fusión Alta densidad Conductividad térmica moderada Expansión térmica uniforme

Los ladrillos básicos pueden ser cocidos o químicamente ligados. En los ladrillos cocidos se ha desarrollado un ladrillo de liga directa, donde los granos de cromita y magnesita se mezclan y aglomeran directamente mediante una cocción a alta temperatura. Los Morteros

Los morteros son materiales refractarios que se usan para unir los ladrillos. Existen dos tipos: - Mortero de fraguado cerámico - Mortero de fraguado hidráulico La diferencia entre estos tipos de mortero es que en el mortero de fraguado cerámico el fraguado se produce a alta temperatura, en tanto que el fraguado hidráulico se produce a temperatura ambiental. Propiedades de los refractarios Los refractarios varían su comportamiento en cuanto a sus propiedades químicas y físicas. A continuación se mencionan algunas de estas propiedades. Refractariedad : Es la propiedad de resistir altas temperaturas, incluyendo la resistencia a cambios de volumen. Resistencia mecánica : Los refractarios deben soportar en buena forma impactos y presiones altas sin sufrir deterioros importantes. Porosidad y Permeabilidad : Los refractarios deben soportar en buena forma la penetración de las escorias, de otros materiales fundidos. Expansión Térmica : Los refractarios deben expandirse y contraerse al estar sometidos a cambios significativos de temperatura, sin sufrir daños de consideración. Para absorber los cambios de volumen, es que se justifica la práctica de las juntas de expansión. Quebrantamiento Térmico : Debido a cambios bruscos de temperatura se produce un desprendimiento de material refractario conocido como spalling, el que es causado por una expansión o contracción desigual entre las partes del refractario. Conductividad Térmica : Es la propiedad que tiene el refractario de impedir la transmisión del calor a través de su masa.

2.4.- PROCESO DE REFINO 2.4.1.- Etapas del Proceso de Refino Los antecedentes que a continuación se entregan corresponden a valores comprendidos dentro de los rangos normales de operación de hornos de refinos basculantes, de las fundiciones nacionales a) Etapa espera de carga

En general, el carguío de los Hornos de Refinación se realiza en forma discontinua o batch y es función de la descarga de cobre blister producido por los convertidores. Los periodos de espera pueden variar desde 30 minutos hasta 12 horas y es función de la capacidad instalada y la producción programada. Durante esta etapa, se realiza actividades de preparación del equipo tales como: arreglos en bocas de escoria, carga y sangrado. destapado de toberas y limpieza en general. El quemador del equipo, suministra el calor para mantener la masa refractaria a temperatura de alrededor de 1000 ºC, con flujos de 4 a 6 litros de Enap-6 por minuto y un flujo de aire para mantener una llama levemente oxidante. b) Etapa recepción de carga Los hornos de refino, son cargados mediante ollas de acero, de capacidad en cobre líquido desde 25 hasta 50 toneladas (algunas fundiciones que poseen procesos realizan transporte continuo a través una canal, la que se mantiene despejada con el uso de quemadores). El llenado de los hornos en general está acotado por la posición de las toberas sobre el líquido metálico. En ésta etapa es muy importante la distinción del cobre y el óxido (óxido es de color amarillento brillante el cobre de color más opaco), para el cálculo de las cantidades a dejar al interior del refino para las etapas siguientes El tiempo involucrado en esta etapa puede ir desde 1 hora hasta 6 horas.

c) Etapa de oxidación Dependiendo de la operación de las unidades de conversión, es el nivel de impurezas que trae consigo el cobre blister. En general la impureza más relevante es el azufre disuelto, que puede ser apreciado por la apariencia física de la muestra inicial de cobre blister. La composición de azufre en el cobre blister puede ir desde 20 ppm hasta 1000 ppm y en oxígeno desde 3000 ppm hasta 7000 ppm, nivel que se reflejan en la muestra como una superficie pareja o plana (bajo azufre) y como una superficie “hueca” para “alto” azufre El tiempo de oxidación, va desde 0 minutos hasta 2 horas. Para valores medios de 250 ppm de azufre se tiene un tiempo de 25 - 30 minutos. Lógicamente, estos valores de tiempos dependen de la cinética de oxidación, en especial de la temperatura y del flujo de aire a inyectar. Cuando la concentración de azufre es alta ( ± 500 ppm), es común no usar quemador encendido, sino más bien se practica cortar el flujo de petróleo y dejar pasar una corriente de aire que acelera la oxidación sin afectar térmicamente el proceso.

d) Etapa desarsenificación Consiste básicamente, de la adición de fundentes alcalinos (Na2CO3 y CaCO3 ) hacia el seno del baño de cobre previamente oxidado. La adición de la mezcla se realiza de acuerdo al resultado de As inicial del cobre blister (con horno lleno se toma muestra y se analiza), con este resultado se establece la dosificación de fundente a agregar y el nivel de óxido apropiado para el proceso. El fundente, es almacenado en estaciones o vasos presurizados, de capacidad que varía entre 1,0 a 4,0 toneladas. El material es llevado al seno del baño mediante transporte neumático en fase diluida. El flujo de fundente varía entre 80 y 120 kilos por minuto. Se ha observado que para concentración de oxígeno inferior a 5000 ppm, la eficiencia del fundente cae a valores mínimos lo que ratifica la necesidad de tener el “arsénico oxidado”. Se ha probado mezclas de fundentes, con contenidos de carbonato de sodio variable en el rango 30 - 60 % encontrándose resultados viables para 30-40 % de Na2CO3 Los mejores resultados de inyección, se encuentran para escorias de Cu2O (8O%), alta profundidad de inyección, bajo nivel de óxido y alto contenido de sodio. Estos factores deben ponderarse de manera de obtener buenos resultados al mínimo costo y máximo beneficio. Terminada la inyección de fundente se toma una nueva muestra y se analiza para determinar el valor de As y decidir si proceder con reinyección o pasar a la etapa siguiente. e) Etapa limpieza de escoria Básicamente, consiste en la separación mecánica de la fase oxidada que sobrenada sobre el baño de cobre. Este retiro es común realizarlo mediante el simple giro del horno de refino (rebalse) o mediante la incorporación de aire de barrido a la capa superficial del baño. Para escorias de alta viscosidad o que forman “grumos” se ha visto el uso de rastrillos metálicos para ayudar la limpieza. Es muy importante, dejar el baño de cobre ausente de escorias, para impedir que las impurezas retiradas en el proceso de oxidación, se reduzcan en la etapa siguiente y el producto se vea afectado en su calidad química. f) Etapa reduccion Durante esta etapa, el quemador de mantención es retirado para evitar las agresiones de cobre y el agujero del quemador es tapado mediante la aplicación de arcilla húmeda. (Existen algunas fundiciones que por la disposición de sus toberas en el horno, no requieren retirar el quemador debido a la baja cantidad de salpicadura de cobre en el sector).

El paso siguiente, es dar paso al flujo de reformante (que puede ser vapor sobrecalentado o aire de alta presión) a través de toberas y sumergirlas al interior del baño metálico. Inmediatamente después se agrega el agente reductor (que puede ser gas natural, gas licuado, petróleo diesel Enap-6. kerosene, etc.) con el cual se inicia el proceso de desoxidación. Para evitar un consumo excesivo de reductor y demasiados humos negros, es común ajustar una curva de reductor (decreciente) y razón reductor/reformante que permitan terminar el proceso con un cobre de grano fino, bajo oxígeno y temperatura adecuada para el posterior moldeo. Aunque es posible usar análisis químico batch o continuo de O2, la experiencia del operador le permite determinar el término de la etapa, por la exhaustiva inspección de una muestra (inicialmente presenta gran palidez y una hendidura en su centro, terminada la etapa su color ha cambiado a rojizo y presenta una superficie pareja).

2.4.2.- Hornos de Refinación 2.4.2.1.- Horno Refino tipo Reverbero Su carguío se realiza por pared lateral y no por arriba o bóveda. La temperatura se mantiene mediante la aplicación de quemadores de petróleo o gas. El aire se suministra al baño mediante lanzas refrigeradas con agua. Por puertas laterales se adiciona de desoxidantes sólidos. Su capacidad va desde 100 hasta 400 ton. El proceso comprende oxidación y reducción. Los ladrillos usados son base cromo magnesita. El proceso es discontinuo y dura entre 15 a 20 horas incluyendo el moldeo. Actualmente posee poco uso debido a sus restricciones operacionales y altos costos de procesamiento. 2.4.2.2.- Horno Refino tipo Basculante Estos son cilíndricos, similares a los convertidores Peirce Smith. Poseen un número reducido de toberas respecto a un CPS, varía de 4 a 7 toberas, de las cuales normalmente se usan una o dos. Los insumos para -el proceso son suministrados a través de las toberas, donde el horno es girado para que las toberas queden sumergidas en el baño metálico e inyectar aire, fundentes, o reductor según sea la etapa. La capacidad de estos equipos va desde 150 ton hasta 500 ton, la longitud llega hasta 10 metros y su diámetro va desde 3 a 5 metros. La duración de estos equipos depende del tonelaje procesado en ellos, este va desde 80.000 a 120.000 toneladas por campaña. El mayor desgaste del refractario se presenta en la línea de toberas,

sectores de las bocas, orificio del quemador y manto superior del cilindro cuando la llama de los quemadores no está bien regulada. Posen 2 o 3 bocas, para el carguío de blister, la salida de escoria y la salida de gases metalúrgicos. Se reporta de usos de tapones porosos que permiten la inyección de gases inertes para mejorar la agitación y dispersión de los gases en el afino, promoviendo la mezcla y mejorando la cinética del proceso. 2.5.- PROCESO DE MOLDEO El proceso comienza con la apertura de pasaje de sangría, mediante el quemado de la arcilla con oxígeno y cañería de hierro. Terminada esta actividad, se vierte el líquido metálico sobre las tazas, canales y cucharas que lo llevaran hasta depositario sobre los moldes. En la etapa inicial del moldeo, es frecuente encontrarse con problemas debido a la baja temperatura de los moldes y a las impurezas que arrastra el cobre desde las canales, por ello es común reconocer como pérdida inicial 2 a 4 piezas de cobre. El inicio de moldeo, es una de las etapas más relevantes en la colada de los ánodos, ya que es aquí donde se debe poner a régimen los moldes, verificar la verticalidad de los ánodos, determinar los flujos de agua enfriamiento inferior y superior etc. Cualquier parámetro que escape de su rango de control, puede comprometer la calidad del producto, la calidad de los moldes o la facilidad operacional del moldeo. Dentro de las principales dificultades del moldeo se tiene: pérdida de ánodos por rechazo inicial (impurezas de canales, problemas de orejas por molde o cobre frío, aparición de ampollas por calidad del cobre (afectado por densidad de desmoldante. llama del quemador o moldes muy fríos)), moldes pegados (cobre muy caliente, falta de desrnoldante, molde muy caliente), problemas en cucharas y problemas de las partes mecánicas eléctricas del sistema. 2.5.1.- Ruedas de moldeo Básicamente, consisten de una estructura mecánica circular, donde sobre ella son puestos 16, 24, 28 o 32 moldes de cobre, que reciben el cobre líquido proveniente de los hornos de refino. El cobre líquido es conducido hacia cucharas de colada, a través de canaletas que pueden estar recubiertas por tapas o no y con o sin uso de quemadores (depende de longitud de canal), y luego por vaciado batch hacia moldes. Las ruedas modernas poseen tres cucharas, que operan de la siguiente manera: Cuchara Intermedia: recibe el cobre de las canaletas y lo distribuye a cucharas de colada. Cucharas de colada: reciben el cobre de cuchara intermedia, la cual al estar sobre celdas de cargas, sensan el peso del liquido y lo depositan de acuerdo

a curvas de flujo sobre el molde. El sistema de giro de la rueda es comandado por un rodamiento central, que opera con 1 o 2 motores eléctricos a través de un reductor que da la velocidad adecuada. Una vez depositado el cobre líquido sobre los moldes, comienza la etapa de solidificación y enfriamiento, al pasar los moldes por un túnel circular de refrigeración, que consiste en la aplicación de chorros de agua industrial por la cara inferior del molde y agua potable sobre la cara superior del ánodo. Los ánodos entran al túnel con una temperatura aproximada de 900 °C y salen de él a alrededor de 600 °C. Luego de un despegue mecánico del ánodo por torres levantadoras, los ánodos de cobre son tomados desde la rueda, por dos alzaánodos mecánicos, que son activados por sistemas hidráulicos y neumáticos para disponer las piezas en estanque de enfriamiento que reducen la temperatura desde 550 °C hasta 70 °C. El sistema de control de la rueda de moldeo, está comandado por un PLC central. que controla: el movimiento de la rueda, los take off la partida de las cucharas, el prelevante de los ánodos, el sistema de refrigeración y el pintado de moldes La velocidad de cucharas se controla desde pupitres apartes donde se regula los flujos de liquido y la aceleración de el movimiento. Las antiguas ruedas de moldeo de ánodos, poseen solo una cuchara de colada y el cobre depositado sobre el molde se realizaba de acuerdo al nivel en el molde metálico, lo que implica variaciones de peso que dificultan la operación de las Refinerías modernas. Las ruedas de moldeo se diferencias principalmente en los sistemas de accionamiento mecánico, sistemas de control, y capacidad de moldeo. La elección en inversión de ruedas de moldeo, se hace de acuerdo a capacidad de moldeo, disponibilidad, sistemas de control y niveles de rechazo de ánodos. Las últimas ruedas que han salido al mercado, poseen capacidades de tratamiento sobre 100 ton/hora y son llamadas Twin debido a que son dos ruedas que giran en sentido inverso, cada una con 16 moldes y sistemas de enfriamiento, alzaánodos, y pintado individual, que permite inclusive en algún momento operar con un solo sistema.

3.0.- TRATAMIENTO DE ESCORIAS 3.1.- PERDIDAS DE COBRE EN ESCORIAS El problema de la pérdida de cobre en las escorias constituye quizás el principal de los que se pueden calificar como “problemas clásicos” de las fundiciones de cobre. El concepto de pérdida que se utiliza generalmente es simplemente el de concentración porcentual de cobre presente en la escoria. Esto no es el único concepto de pérdida, ni tampoco necesariamente el correcto ya que no permite comparar escorias provenientes de varias operaciones de una manera significativa. Para tal efecto es muchas veces es adecuado hablar de “factor de pérdida” definido en base al simple equilibrio de distribución, expresado porcentualmente, es decir:

ALTERNATIVA DE TRATAMIENTO Según los procesos podemos hablar de dos tipos de escorias:

Escorias Descartables

Son aquellas escorias con bajos contenidos de cobre inferior a 1% de Cu, y por lo general provienen de: Hornos Reverberos Hornos Eléctricos Hornos Basculantes de Tratamiento de escoria

Las composiciones químicas típicas de estas escorias son:

Si el contenido de cobre excede el 1 %, entonces se requiere un tratamiento, ya sea Pirometalúrgico u otra alternativa. Escorias no Descartables

Son las que tienen mayor que 1% de Cu, en este caso se incluyen las siguientes escorias: - Horno Flash - Convertidor Teniente - Convertidores Peirce Smith Estas escorias poseen en común el alto nivel de Fe304, del orden del 20%. Las composiciones típicas de estas escorias son:

Existen dos vías de tratamiento de escorias para recuperar el cobre contenido en ellas: Vía pirometalúrgica Vía molienda - flotación

Esencialmente la vía pirometalúrgica consiste en la reducción de magnetita (en caso necesario) y posterior sedimentación. Tienen aplicación industrial básicamente dos tecnologías: Horno Eléctrico y Horno de Limpieza de Escorias (tecnología Codelco). También entre las alternativas pirometalúrgicas se puede contar la recirculación de escorias altamente oxidadas (CPS y CT, por ejemplo) a procesos de fusión como hornos de reverberos. Esta vía, con la eliminación paulatina de estos equipos por razones ambientales y de costos, está desapareciendo. • Análisis Proceso Horno Limpieza de Escorias Caletones Este proceso consiste en la reducción de la magnetita (Fe3O4) de la escoria, lo cual permite disminuir la viscosidad y posibilitar la sedimentación en forma rápida del cobre metálico o sulfuros de cobre. Por lo general, el agente reductor mayoritariamente usado es el Enap-6, cuyo análisis químico es el siguiente: C: 85.38 % H: 10.52% S: 2.42% También se utiliza, y con mayores eficiencias de reducción, el carbón. Este es un proceso batch que consiste de 4 etapas fundamentales, las cuales son: Carguío Reducción Decantación Evacuación

En la etapa en la cual se producen reacciones químicas es en la de reducción. De esta forma al agregar el agente reductor se producen las siguientes reacciones de reducción para la magnetita: Fe3O4 + C ↔ 3FeO + CO (3.1.1) Fe3O4 + H2 ↔ 3FeO + H20 (3.1.2) De las reacciones anteriores se puede deducir que 1 Kg de Petróleo ENAP-6 reduce 28,65 Kg de Fe3O4. No obstante, con dificultad se alcanza una eficiencia de 50% Formación de Escoria Fayalitica 2 FeO (I) + SiO2(s) ↔ 2 FeO*SiO2(l) (3.1.3) Las características más importantes que deben poseer las escorias de extracción de cobre, para asegurar máxima eficiencia durante la operación pirometalúrgica, son a.- La escoria debe encontrarse completamente liquida a la temperatura de operación. b.- La escoria debe ser fácilmente manejable durante el proceso, esto es, baja viscosidad y fluidez. c.- La escoria que son descartadas deben contener mínimas cantidades de cobre (Cu < 1%), ya sea como metal disuelto o en suspensión. d. - El rango de operación de la escoria debe ser tal que admita variaciones tanto en la composición de la escoria misma, como en la alimentación al horno, sin producir trastornos de funcionamiento. Teóricamente, la escoria silicatada queda representada por el sistema ternario FeOFe2O3- SiO2 se muestra en el diagrama de la siguiente Figura. Del diagrama se puede observar que las composiciones requeridas para estar en la zona de fusibilidad de los 1200° C es restringida, sin embargo dicho campo aumenta con la temperatura. Por otro lado, se debe destacar que la magnetita no disuelve sílice, por lo cual cuando se agrega sílice en exceso la composición de la escoria se traslada hacia el vértice SiO2, lo que significa que la escoria se sature en sílice, aumentando en forma notoria la temperatura de fusión.

Al obtener niveles de magnetita similares a 4%, es seguro que el contenido de cobre en la escoria de descarte es inferior a 1%. La siguiente figura presenta esta relación: Según la curva anterior, una forma de finalizar el ciclo de reducción, es analizando la escoria por magnetita, esto se puede realizar en forma rápida con el equipo Satmagan.

Horno Eléctrico de Limpieza de Escorias El horno eléctrico es amplia y exitosamente utilizado en el tratamiento de escorias de Horno Flash y de horno Mitsubishi y más recientemente también escorias de Convertidor Teniente, más oxidadas que las anteriores. El horno es operado continuamente en conjunto con el equipo principal de fusión, desde donde se alimenta la escoria a través de canales que conectan ambas unidades. El horno eléctrico es generalmente del tipo cilíndrico vertical, completamente cerrado, y con tres o más electrodos. Un diseño típico es el mostrado en la siguiente figura:

La capacidad es determinada por la cantidad de escoria fundida y el material sólido alimentado (carga fría), teniendo potencias que varían entre 5 y 10 MVA. Los consumos de energía eléctrica varían entre 80 y 180 KWH/t de escoria tratada, sin y con tratamiento de carga sólida respectivamente. La mata o eje recuperada es evacuada intermitentemente desde el horno a través de pasajes de sangría, comúnmente dotados de sistemas automáticos de apertura y tapado y posteriormente transferida a convertidores. La escoria es evacuada intermitente o continuamente y puede ser granallada de inmediato o bien vaciada a ollas que las transportan hasta botaderos. El horno es internamente recubierto de ladrillos refractarios, generalmente de cromo-magnesita, y la transferencia de calor controlada a través de una refrigeración externa con una cortina de agua. El horno eléctrico puede operar como sedimentador, si la escoria inicial tiene un bajo nivel de magnetita y no se cargan materiales sólidos como carga fría, o bien, como un intensivo reductor, en cuyo caso se adiciona un agente reductor como carbón o pirita. La cantidad de carbón adicionado en este último caso es de aproximadamente 2 % del peso de escoria cargada. El horno eléctrico es dimensionado para dar un tiempo de retención de dos a tres horas de modo de tener una escoria final de 0.5 a 0.8 % Cu. Limpieza de escorias en Chuquicamata La limpieza de escorias se realiza en 2 hornos de tratamientos de escorias (HTE) que poseen una capacidad de limpieza de 2600 a 2900 tpd, cabe mencionar que las escorias tratadas son de los CT, los productos que se generan se destinan hacia 2 Convertidores Teniente y a los CPS, dependiendo de la disponibilidad de equipo y carga. La escoria generada (óxido) se deriva a pozos de enfriamiento y escoriales. El objetivo de la limpieza de escorias es recuperar el cobre atrapado en las escorias, obteniéndose un eje de aproximadamente 40 a 70 % Cu.