Purificación de un concentrado de Cobre

Proceedings of the VI INTERNATIONAL CONFERENCE ON CLEAN TECHNOLOGIES
FOR THE MINING INDUSTRY, University of Concepción, Chile.
Purificación de un concentrado de Cobre, mediante lixiviación selectiva no
oxidante de Esfalerita, en ambiente ácido y en presencia de cloruro de Calcio.
Gerardo Fuentes*, Marcela Neira* y Joan Viñals**.
*Universidad Católica del Norte, Departamento de Ingeniería Metalúrgica, Avda. Angamos 0610
Antofagasta, Chile. E-mail: gfuentes@ucn.cl, mna001@ucn.cl
** Facultat de Química, Universitat de Barcelona, Martí i Franqués 1, 08028 Barcelona, España. Email: vinyals@material.qui.ub.es
ABSTRACT.
In order to improve the grade of a Copper concentrate, containing 2 % of Zinc, the concentrate was
leached with an acid solution containing Calcium chloride. In the first stage, the concentrate was
characterized for AAS, XRD and analysis by SEM/EDS. During the selective leaching , a great
quantity of Sphalerite was dissolved and Hydrogen sulfide evolved. Pressure was at all times below
atmospheric value.
The selective leaching produced a Zinc aqueous solution and the Copper sulfides did not change. The
effects of contact time, Calcium chloride concentration, pH, particle size and temperature on reaction
between the Copper concentrate and the acid solution containing Calcium chloride were investigated.
Kinetics aspects on Zinc dissolution were also studied, concluding a leaching control by chemical
reaction onto surface.
The best conditions for the concentrate leaching were Calcium chloride 4 M, HCl 2 M, time of
reaction 30 min, stirring 450 rpm and 70ºC temperature.
RESUMEN.
Para mejorar la ley de un concentrado de Cobre conteniendo 2 % de Cinc, se sometió este
concentrado a una lixiviación ácida con cloruro de Calcio. En primer lugar se caracterizó el
concentrado, por EAA, DRX y análisis por SEM/EDS. En el proceso de lixiviación selectiva, una
gran cantidad de Esfalerita se disolvió y produjo evolución de sulfuro de Hidrógeno. La presión fue
siempre mantenida bajo una atmósfera. La lixiviación selectiva produjo una solución acuosa de Zinc,
mientras los sulfuros de Cobre no sufrieron cambios. Se estudiaron los efectos del tiempo de
contacto, concentración de cloruro de Calcio, pH, tamaño de partícula y temperatura en la reacción
del concentrado de Cobre y la solución ácida conteniendo cloruro de Calcio. También se estudiaron
aspectos cinéticos de la disolución del Cinc, concluyendo un control de lixiviación por reacción
química en la superficie. Las mejores condiciones para la lixiviación del concentrado de Cobre
fueron concentración de cloruro de Calcio 4 M, HCl 2M, 30 min de reacción, 450 rpm de agitación y
70ºC de temperatura.
Gerardo Fuentes, Marcela Neira y Joan Viñals
INTRODUCCIÓN.
Aproximadamente el 90% del Cobre que se produce mundialmente, proviene de minerales
sulfurados. En rigor la producción de mina por vía concentración, fundición es de un 80%,
mientras la que usa lixiviación, extracción por solventes y electrowinning un 20 %. Sin embargo
no hay que olvidar que en este último caso hay mucho mixto que se lixivia. (A. Picozzi, 2002) El
procedimiento para su beneficio requiere de etapas de concentración vía flotación y de fundición
del concentrado obtenido. A medida que aumenta la vida de explotación de un yacimiento de un
mineral sulfurado como es el caso del Cobre, las leyes de cabeza disminuyen y el número de
impurezas que también son concentradas junto al Cobre aumentan. Uno de los problemas que
enfrenta la metalurgia de los concentrados de Cobre hoy en día, es la presencia de Cinc, bajo la
forma de Esfalerita.
En condiciones normales de fusión de Cobre, el Cinc tiende a cambiar de una forma sulfurada a
una oxidada. Puede estar presente en la fase gaseosa en la forma de Zn, ZnS y ZnO; en la escoria
en la forma de ZnO y en la fase metálica como ZnS. Las proporciones en que se distribuye,
dependerán en gran medida del potencial de Oxígeno y con ello del porcentaje de concentración de
Cobre que se haya alcanzado.(Yazawa, 1974)
En la metalurgia del Cinc (Ballester, 2000) se debe considerar la problemática que se genera en los
conductos de salida de gases, ya que en ellos se puede generar ZnO y al estar a menor temperatura,
se deposita en las paredes de los conductos de salida, formando un depósito semicristalino al que
se le denomina “óxido roca”. El control que en este caso se realiza es disminuir la presencia de
Oxígeno y con esto se restringe la zona de precipitación de ZnO solo a la entrada del condensador
de gases. Esta es una situación difícil de controlar en el caso de la fusión del Cobre, donde la
presencia de Oxígeno es obligatoriamente requerida. Esto último da una señal de alerta acerca de
los inconvenientes que puede ocasionar un aumento en la ley de Cinc en los concentrados de
Cobre, ya que dadas las condiciones normales de fusión-conversión, la fase gaseosa se verá
conformada por una proporción de ZnO que en los conductos de salida hacia condensadores y
precipitadores puede producir la precipitación y obstrucción por parte del óxido de Cinc.
Para niveles muy altos de Cinc presente en el mineral, parece ser una buena perspectiva, la
flotación selectiva, (Mielczarski et al. 1999), sin embargo para los casos en que la cantidad de Zn
en el concentrado no supera el 3%, parece no existir una solución definitiva si no es a través de
procedimientos hidrometalúrgicos.
Uno de los procesos hidrometalúrgicos estudiado, es el de la disolución de Galena y Esfalerita en
soluciones de HCl. Se ha demostrado que la velocidad de disolución de la Galena supera en varios
órdenes de magnitud a la de la Esfalerita, lo que hace posible su separación. Se estudió el efecto de
agregar NaCl a dichas soluciones lográndose un aumento en las velocidades de disolución.(H.
Majima et al. 1981). También fue estudiado el efecto de la concentración de HCl en ambiente no
oxidativo, para la velocidad de disolución de la Esfalerita. ( Dutrizac, 1978).
La posibilidad de separar PbS y ZnS desde concentrados de Calcopirita, sumado a los nuevos
materiales de construcción, han llevado a este tema a la actualidad nuevamente, aprovechando el
efecto del aumento de la actividad de los protones por la presencia de cloruros de metales mono, di
o trivalentes (C.Núñez, 1990 ).
El presente trabajo tiene por finalidad explorar la disolución de la Esfalerita, aplicando dichos
resultados en un caso real de disolución selectiva del Cinc contenido en un concentrado de Cobre,
con el fin de limpiar o purificar dicho concentrado y evitar así los problemas que se originarían en
la fundición, por el contenido de dicha impureza.
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MINING INDUSTRY
PARTE EXPERIMENTAL.
Materiales.
Se utilizó una muestra de concentrado de Cobre, proveniente de Codelco Norte, Chuquicamata,
Chile, que contenía 35,3% Cu; 22,9% Fe; 0,5 % As; 2,1 % Zn; 33,45% S y 0,104 % Pb, analizados
mediante EAA.
Las especies mineralógicas principales de este concentrado son Calcopirita, Pirita, Digenita,
Covelina, Esfalerita y otras, como se aprecia en la Figura 1 mediante un análisis por SEM/EDS.
Se realizó además un análisis del concentrado por DRX que aparece en la Figura 2.
Para las experiencias se separó mediante tamices de la serie Tyler, diferentes fracciones de
concentrado, que serán explicadas más adelante.
Todos los reactivos usados fueron grado p.a. Se usó también agua destilada para la totalidad de los
experimentos.
Figura 1. Imagen del concentrado mediante SEM/EDS.
1. Calcopirita. 2. Pirita. 3. Digenita. 4. Covelina. 5. Enargita.
6. Bornita. 7. Esfalerita. 8. Molibdenita. 9. Galena.
Gerardo Fuentes, Marcela Neira y Joan Viñals
Figura 2. Difractograma del Concentrado.
Equipos.
Para algunas experiencias con concentrado, se trabajó con una agitador magnético marca IKA, con
calefactor incorporado y control a través de un termómetro de contacto.
Se usó como reactores vasos de precipitados Pyrex de 250 a 500 cc, pues todas las experiencias se
realizaron a presión atmosférica. Además, bajo campana debido a la emisión de sulfuro de
Hidrógeno.
Las experiencias se realizaron con algunos gramos de muestra sólida y un volumen de solución
que contenía los reactivos químicos. Se midió el pH de la pulpa con un medidor de pH marca
THERMO ORION. Cada cierto tiempo se tomaron muestras de solución , las que fueron enviadas
a análisis químico por EAA y por ICP.
Una vez terminadas las experiencias, se filtraba el sólido residual utilizando una bomba de vacío
COLE PARMER, se lavaba, se secaba y se pesaba. Del mismo modo a las soluciones se les medía
el volumen y se enviaban a análisis químico, para realizar finalmente un balance de masas.
La velocidad de agitación se midió con un tacómetro marca ONO-SOKKI.
Para las pruebas de cinética se utilizó un baño con termostato y un agitador de hélice con motor,
marca HEIDOLPH.
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MINING INDUSTRY
RESULTADOS.
El concentrado de Cobre , proveniente de la Concentradora de la División Codelco Norte, Chile,
presentó la composición química obtenida por EAA, que se muestra en la Tabla I.
Esta es una muestra prácticamente puntual de concentrado ya que se obtuvo una gran variedad de
leyes de Zn en concentrados de diferentes días. El presente trabajo se realizó con sólo un 2,1% de
Zn en la muestra de concentrado de Cobre.
Tabla I. Composición Química del Concentrado de Cobre.
% Cu
35.3
% Fe
22.9
% As
0.5
% Zn
2.10
%S
33.45
% Pb
0.104
%CaO
0.31
% SiO2
5.4
% Al2O3
1
Se sometió al concentrado de Cobre con Cinc como impureza, al procedimiento de tratarlo con
HCl en una solución con una sal de cloruro como aditivo. Se consideró NaCl por su bajo costo y
efecto en los trabajos con Galena. Se comparó con respecto a los cloruros de metales divalentes o
trivalentes. Se experimentó además con Mg , Al y Ca. Para el caso de la Esfalerita, el NaCl en
concentración 2M y 1M en HCl no mostró una buena ayuda en el porcentaje de extracción,
manteniendo la extracción de Zn bajo el 10% entre 25 y 90ºC, mientras que con el CaCl2 se
obtiene los resultados que aparecen en la Figura 3
% Extracción Zinc
100
25°C
53°C
71°C
91°C
80
60
40
20
0
0
15
30
tiempo (min)
45
60
Figura 3. Lixiviación del Concentrado con 2M CaCl2 y 1 M HCl.
Condiciones: Concentrado 5 g , Volumen solución 250 cc, pH –2, tiempo 1 hora, Agitación 350 rpm.
Se sometió al concentrado a un análisis granulométrico donde un gráfico de barras muestra la
distribución de masa por tamaño en la Figura 4.
De acuerdo al análisis granulométrico se tiene una gran fineza del material ya que calculado el
valor d80 es de 76 micras. De igual forma se aprecia como disminuye la masa de concentrado
hacia valores de granulometrías mayores.
Gerardo Fuentes, Marcela Neira y Joan Viñals
% distribución
100
80
56.65
60
40
30.74
12.07
20
0.54
0
-53
53
106
212
tam año (um )
Figura 4. Porcentaje de Distribución del Concentrado,
por Fracción de Tamaños.
Se precisaba conocer cómo se distribuye el Zn, para efectos de disolución, puesto que mientras
más Zn se presente en la fracción fina, mayor sería la facilidad de lixiviarse. Para esto se realizó
un análisis químico por ICP de Cu, Fe y Zn de las diferentes fracciones y los resultados de los
porcentajes de cada elemento por fracción se presentan en la Tabla II.
Tabla II. Distribución de Zn, Cu y Fe por fracción de Tamaños.
Malla #
70
140
270
-270
Masa grs
2.6
47.1
147.7
272.2
%Cu
0.30
7.84
28.32
63.54
%Fe
0.43
14.10
32.77
52.69
% Zn
0.88
7.32
21.58
70.22
Es importante destacar la cantidad de Zn, sobre el 70% del total presente bajo la malla 270 Tyler.
La posibilidad de lograr una efectiva disolución de la Esfalerita se ve incrementada por aparecer
ésta en las fracciones de menor tamaño, ya que facilita la posterior lixiviación por el efecto de la
liberación a tamaños más finos.
Efecto de la Concentración de HCl.
Se sometió el concentrado a diferentes experiencias con cantidades variables de CaCl2, desde 1 a 4
M, cambiando la acidez con HCl entre 1 y 2M a temperatura ambiente.
A tan baja temperatura no se observó efecto sobre la extracción de Zn, permaneciendo éste en
todos los casos bajo 10 % .
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MINING INDUSTRY
Se analizó el efecto de variar la concentración de HCl a una mayor temperatura. Los resultados se
aprecian en la Figura 5.
% Extracción Zinc
100
80
2M HCl
1M HCl
60
40
20
0
0
1
2
3
4
Concentración CaCl2 (M)
5
Figura 5. Efecto de la Concentración de HCl a 52ºC.
Condiciones: Concentrado 3 g ,Volumen solución 150 cc ,CaCl2 1-2-3-4 M, HCl al 36 % 1-2 M, pH variable,
tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm
Una experiencia realizada a 72ºC mostró un aumento en las recuperaciones de cinc en solución,
manteniéndose el corrimiento entre ambas concentraciones de HCl. Este efecto se muestra en la
Figura 6.
% Extracción Zinc
100
80
60
40
2M HCl
20
1M HCl
0
0
1
2
3
Concentración CaCl2 (M)
4
5
Figura 6. Efecto de la Concentración de HCl a 72ºC.
Condiciones: Concentrado 3 g ,Volumen solución 150 cc ,CaCl2 1-2-3-4 M, HCl al 36 % 1-2 M, pH variable,
tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm
De acuerdo a resultados previos (Majima 1981) la acidez es una variable importante en estos
sistemas donde la actividad del protón se privilegia por el alto contenido de sales de cloruro de
Calcio. Se realizó una experiencia manteniendo constante la concentración de Cloruro de Calcio y
variando la concentración de HCl en tres niveles. En la Figura 7 se aprecia dicho efecto.
% Extracción Zinc
Gerardo Fuentes, Marcela Neira y Joan Viñals
40
35
30
25
20
15
10
5
0
0
1
2
3
4
Concentración HCl (M)
Figura 7. Efecto de la Concentración de HCl a 52ºC.
Condiciones: Concentrado 3 g ,Volumen solución 150 cc, CaCl2 2 M, HCl al 36 % 1-2-3 M, pH variable,
tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm
Efecto de la Granulometría.
Al someter un material a lixiviación, en diferentes tamaños, la disolución mejora a tamaños
menores. En el caso del concentrado se observa en la Figura 8 las distintas extracciones para las
diferentes fracciones de tamaño.
La fracción más fina y que además contiene la mayor cantidad de Zn, obtiene los mayores valores
de extracción, mientras que las fracciones mayores van decayendo en forma proporcional a su
tamaño.
% Extracción de Zinc
60
50
40
30
20
10
0
0
15
#70
30
tiempo (min)
#140
45
#270
60
- #270
Figura 8. Efecto de la Granulometría.
Condiciones: Concentrado 3 g ,Volumen solución 150 cc, CaCl 2 2 M, HCl al 36 % 3 M, Temperatura 71ºC,
pH fuera de rango, tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm
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Efecto de la Concentración de CaCl2.
Se estudió el efecto de mantener la concentración de HCl en 1M, variando las concentraciones de
Cloruro de Calcio en 1-2 y 3 M, en el rango de temperaturas de 22ºC hasta 93ºC.
Cuando se usa 1M de CaCl2, los resultados son pobres excepto sobre 90ºC, jugando aquí la
temperatura un papel importante.
Cuando se aumenta la concentración de CaCl2, aumenta la extracción de Zn en razón directa ,
manteniéndose el efecto de la temperatura recién comentado. Estos resultados se aprecian en las
Figuras 9, 10 y 11.
% Extracción Zinc
100
80
66.5
60
40
26.0
20
8.0
0
0.0
0
15
22°C
30
tiem po (m in)
52°C
45
75°C
60
93°C
Figura 9. Lixiviación del Concentrado con 1M CaCl2 y 1M HCl.
Condiciones: Concentrado 5 g ,Volumen solución 250 cc, pH 0,1, tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm
% Extracción Zinc
100
80
72.00
69.25
61.50
60
40
26.75
20
16.25
10.75
0
0
0
15
25°C
30
tiem po (m in)
53°C
45
71°C
60
91°C
Figura 10. Lixiviación del Concentrado con 2M CaCl2 y 1M HCl.
Condiciones: Concentrado 5 g ,Volumen solución 250 cc, pH 0,1, tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm.
Gerardo Fuentes, Marcela Neira y Joan Viñals
% Extracción Zinc
100
80.25
80
76.00
64.25
64.75
60
46.75
40
33.00
28.00
20
12.00
8.50
0
0
0
15
30
tiem po (m in)
22°C
52°C
45
74°C
60
91°C
Figura 11. Lixiviación de Concentrado con 3M CaCl2 y 1M HCl
Condiciones: Concentrado 5 g ,Volumen solución 250 cc, pH 0,1, tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm
Se decidió entonces, corroborar estos resultados unidos al efecto de la temperatura, realizando una
segunda serie de experiencias con diferentes concentraciones de CaCl2, pero esta vez con HCL
2M.
Los resultados de la Figura 12, con 1M de Cloruro de Calcio y 2M HCl, son similares a aquellos
de la Figura 9, pero con un incremento de 30 puntos porcentuales a la mayor temperatura.
% Extracción Zinc
100
96.75
80
65.25
60
41.75
40
20
0
0
0
15
25°C
30
45
tiem po (m in)
52°C
73°C
60
92°C
Figura 12. Lixiviación de Concentrado con 1M CaCl2 y 2M HCl.
Condiciones: Concentrado 5 g , Volumen solución 250 cc, pH variable, tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm
De igual forma se puede establecer un paralelo entre las Figuras 10 y 11, con las Figuras 13 y 14.
Al aumentar la concentración de HCl, aumentan directamente los porcentajes de extracción de Zn.
La forma de las curvas es similar, pero los tiempos a los cuales se producen las extracciones,
disminuyen notoriamente con las soluciones más ácidas.
VI INTERNATIONAL CONFERENCE ON CLEAN TECHNOLOGIES FOR THE
MINING INDUSTRY
100
98.0
95.0
% Extracción Zinc
88.0
80
64.00
60
49.75
40
37.25
20
0
0.0
0
0
15
24°C
30
45
tiem po (m in)
50°C
75°C
60
91°C
Figura 13. Lixiviación de Concentrado con 2M CaCl2 y 2M HCl.
Condiciones: Concentrado 5 g ,Volumen solución 250 cc, pH variable, tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm
Al seguir aumentando la serie de CaCl2 a 3M, manteniendo una acidez de 2M en HCl, se produce
un fenómeno que se puede observar en las Figuras 14 y 15. Hasta los 50ºC existe un franco
aumento de los porcentajes de extracción de Zn, sin embargo sobre esa temperatura se frena la
disolución, e incluso a mayores tiempos se produce un caída de la extracción, para terminar a la
hora con los mismos valores que las correspondientes curvas con 1M HCl.
Al aumentar la concentración de CaCl2 a 4M, aparece una curva similar a la recién comentada, no
logrando superar los 80% de extracción de Zn. Estos resultados difieren de estudios semejantes
con Galena en que se ha llegado hasta 6M mejorando las extracciones del ión metálico.( D.
Sinadinovic, 1997)
% Extracción Zinc
100
80,25
80
72,25
66,50
60
63,50
51,00
44,00
40
34,75
20
19,25
11,50
0
0
0
15
22°C
30
tiem po (m in)
52°C
45
73°C
60
93°C
.
Figura 14. Lixiviación de Concentrado con 3M CaCl2 y 2M HCl.
Condiciones: Concentrado 5 g ,Volumen solución 250 cc, pH variable, tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm.
Gerardo Fuentes, Marcela Neira y Joan Viñals
% Extracción Zinc
100
80
83.00
60
61.75
82.00
74.00
78.25
67.50
40
39.50
20
0
0
0
26.75
28.50
6.00
6.25
15
21°C
7.25
30
tiem po (m in)
54°C
73°C
45
60
93°C
Figura 15. Lixiviación de Concentrado con 4M CaCl2 y 2M HCl.
Condiciones: Concentrado 5 g ,Volumen solución 250 cc, pH variable, tiempo 1 hora, Agitación 450 rpm.
Efecto de la Temperatura
Se puede observar desde la Figura 9 a la 15 como la temperatura juega un papel importante en la
extracción del Cinc, ya que al aumentar la temperatura en las diferentes experiencias realizadas,
aumenta la velocidad de lixiviación.
Este efecto es estudiado luego a velocidad de agitación constante con partículas monotamaño de
concentrado, para analizar a través de un gráfico de Arrhenius, el control de la velocidad de
lixiviación.
Efecto de la Velocidad de Agitación.
En el presente trabajo se realizaron experiencias con las siguientes condiciones: Concentrado 3 g,
Volumen solución 150 cc, pH variable, CaCl2 2M, HCl al 36 % 3M, tiempo 0,5 horas,
Temperatura 71ºC. Las velocidades de agitación fueron de 200, 350 y 450 rpm.
Las extracciones de Cinc que se obtuvieron de estas experiencias se mantuvieron más o menos
dentro del mismo rango. Esto puede implicar la no dependencia de la velocidad de agitación sobre
la disolución, esto significa que no existiría un componente difusional en el control de la reacción
de lixiviación.
Aspectos Cinéticos.
Se tamizó la muestra de concentrado y se escogió la fracción entre 45 y 53 µm, para realizar las
experiencias de cinética.
De este modo, con este material monotamaño se realizó pruebas de lixiviación a diferentes
temperaturas y se procesaron los resultados de modo de obtener los valores de la energía de
activación para conocer el control de la reacción de lixiviación. En la Figura 16 se observa las
curvas exponenciales productos de las cinéticas a diferentes temperaturas.
VI INTERNATIONAL CONFERENCE ON CLEAN TECHNOLOGIES FOR THE
MINING INDUSTRY
% Extracción de Zinc
100
80
60
40
20
0
0
5
10
15
25°C
20
25
30
tiem po (m in)
55°C
35
40
70°C
45
80°C
Figura 16. Datos Experimentales para Pruebas de Cinética.
Condiciones: Concentrado 3 g ,Volumen solución 150 cc, CaCl2 2M y HCl 3M, Agitación 450 rpm.
0.7
y = 0.0256x
1-(1-X)1/3
0.6
0.5
y = 0.0096x
0.4
55ºC
70ºC
0.3
0.2
80ºC
y = 0.004x
0.1
0
0
10
20
30
40
50
Tiem po (m in)
Figura 17. Constantes de Velocidad, usando el modelo de reacción química
- ln K (1/min)
6
5
y = 8446,2x - 20,16
4
3
Ea=16.72 Kcal/mol
2
1
0
0.0028
0.00285
0.0029
0.00295
0.003
0.00305
1/Tº
Figura 18. Representación de Arrhenius.
0.0031
Gerardo Fuentes, Marcela Neira y Joan Viñals
CONCLUSIONES.
Efectivamente se disuelve en forma selectiva la Esfalerita, permaneciendo las especies
mineralógicas de Cobre inalteradas, y produciendo una reacción con evolución de sulfuro de
Hidrógeno.
El trabajo concluye que la acidez de las soluciones, la temperatura y la concentración de cloruro,
como cloruro de Calcio, son las variables más significativas cuyas alteraciones provocan mayor o
menor disolución del Cinc.
Las condiciones que se recomiendan a partir del estudio son una concentración 4M de cloruro de
Calcio, 2 m en HCl, 450 rpm de agitación, un tiempo de 30 min y una temperatura de 70ºC.
De acuerdo a las pruebas de cinética, efectuadas con concentrado monotamaño, se calcula una
Energía de activación de 16.72 Kcal/mol, lo que implica un control por reacción química en la
superficie.
REFERENCIAS.
Ballester, A., Sancho, J., Verdeja, L. “Metalurgia Extractiva, Procesos de Obtención” vol II. Ed.
Síntesis, Madrid, 2000, pp. 344-354.
Dutrizac, J.E. and MacDonald J.C.: Metall. Trans. B, 1978, vol 9B, p.543.
Majima H., Awakura Y., and Misaki N. “A Kinetic Study on Nonoxidative Dissolution of
Sphalerite in Aqueous Hydrocloric Acid Solutions”. Metall. Trans. B Vol. 12 B, December 1981,
pp.645-649.
Mielczarski J.A., Cases J., Mielczarski E., Marion P., Fordham M y Valente C. 1999 “Production
of clean base metal copper sulfide concentrate” In : Procc. Of Global Symposium on Recycling,
Waste Treatment and Clean Technology. ( Gaballah I., Hager J., y Solozabal R. eds).
TMS_INASMET, Warrendale, Pennsylvania, vol. III, pp.1929-1939.
Núñez, C., Espiell, F and García-Zayas, J. “Kinetics of Galena Leaching in Hydrocloric AcidChloride Solutions”. Metallurgical Transactions B, vol. 21B, February 1990, pp. 11-17.
Picozzi, Aldo. “Informe de Mercado Internacional de Cobre Refinado”. Comisión Chilena del
Cobre, 2002.
Sinadinovic, D., Z. Kamberovic, A. Sutic. “Leaching kinetics of lead from lead (II) sulphate in
aqueous calcium chloride and magnesium chloride solutions”. Hydrometallurgy, vol 47, 1997, pp.
137-147.
Yazawa, A. “Thermodynamics considerations of copper smelting”. Can. Metall. Quart., 13, 1974,
pp.443-453.