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No 7 Febrero 2010 – TERCERA EPOCA Año 3

INSTITUTO DE INVESTIGACIONES EN METALURGIA Y MATERIALES

REPORTEMETALURGICOYDEMATERIALESNo.7‐Abril2010 Página1

REPORTE METALURGICO Y DE MATERIALES

No. 7 Abril 2010 - TERCERA EPOCA Año 3

CONSEJO EDITORIAL Ing. Armando Alvarez Q. Dr. Ing. Rodny Balanza E. DIRECCION CARRERA METMAT Plaza del Obelisco. Edif. Facultad de Ingeniería, 6to Piso Tel. Fax: 2205000 – 2204353 Int.1801

DIRECCION IIMETMAT

Calle Santa Rosa Nº 100, esq. Av. Las Américas, Villa Fátima Tel. Fax: 2210402 - 2260106 e-mail: [email protected]

DIRECTOR DE LA CARRERA Ing. Federico Yujra Alvarez DIRECTOR DEL IIMETMAT Dr. Ing. Rodny Balanza Erquicia

REPORTE METALURGICO Y DE MATERIALES, es el órgano de difusión de la Carrera y el Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales de la Universidad Mayor de San Andrés (UMSA). La Revista REPORTE METALURGICO Y DE MATERIALES, no se responsabiliza de las opiniones vertidas por los autores de los artículos.

SUSCRIPCIONES Instituciones Mineras, Metalúrgicas, en Materiales, Medio Ambientales y personas relacionadas con esta actividad solicitar una suscripción libre al e-mail: [email protected]. Mayor información en la web. http://www.metalurgiaymateriales.com.

Indice Página 2. Editorial. Página 4. Recuperación de oro a partir de piritas

auríferas. Armando Alvarez Q.; Luis Cervando Chambi V.; Germán Núñez A.

Página 15. Modelo para esfuerzo de cedencia de

pulpas de cuarzo y relaves de cobre. Bonifacio Alejo; Arturo Barrientos.

Página 25. Evaluación de recubrimientos protectores

en las ciudades de La Paz, Cochabamba y Santa Cruz – Caracterización de corrosividad de atmósferas. Jaime A. Rocha; Javier Velarde; Rosse Mary Terán; Cristian Caballero.

Página 31. Recuperación de oro y plata por el proceso electrolítico Zadra. Luís Cervando Chambi V.

Página 40. Y …La refinería de zinc?. Jorge Lema Patiño

Página 42. Proyecto boliviano de industrialización del litio en el Salar de Uyuni. Oscar Vargas Villazón

Página 44. La estrategia nacional para la

industrialización del litio y otros recursos evaporíticos de Bolivia. Juan Carlos Montenegro B.

Página 55. Bronce al aluminio con plomo, una alternativa de material antifricción.

Tito Zegarra Verástegui Página 58. Actividades de la Carrera y el Instituto de

Investigaciones en Metalurgia y Materiales.

REPORTEMETALURGICOYDEMATERIALESNo.7‐Abril2010

EDITORIAL

UN ACERCAMIENTO A LA BIOGRAFIA DE JOSE NUÑEZ ROSALES

FUNDADOR DEL IIMETMAT EL AÑO 1953

Ing. Juan Carlos Montenegro Bravo

Hace 57 años, un 29 de mayo de 1953, el Ing. José Nuñez Rosales, junto a los ingenieros George Salesky, José Miguel de Velasco y Hugo Silva, fundaron el primer Laboratorio Metalúrgico; hoy Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales (IIMETMAT), en instalaciones de la entonces Facultad de Ingeniería Industrial de la Universidad Mayor de San Andrés. Este acontecimiento se desarrollaba teniendo como contexto histórico el derrumbamiento del estado oligárquico de los barones del estaño y el nacimiento del estado nacionalista surgido de la Revolución de 1952. Once años después, sobre la base del Laboratorio Metalúrgico de la UMSA, el año 1964 se crea la Carrera de Ingeniería Metalúrgica. Escudriñando los escritos del minucioso historiador y bibliógrafo Arturo Costa de La Torre(1), se pudo obtener algunos otros datos que permiten configurar una mejor aproximación a la vida y obra de Núñez Rosales. José Núñez Rosales nació en Villazón un 10 de diciembre de 1916 y falleció trágicamente el 19 de octubre de 1961. Sus padres fueron Rafael Núñez y Trifonia Rosales. Cursó sus estudios escolares y secundarios en el Colegio Nacional “Bolivar”, de la ciudad de Oruro, y en el “Instituto Americano” de ciudad La Paz. A sus 25 años, en 1941, se graduó como ingeniero industrial en la Universidad de Concepción de la República de Chile y la industria minero metalúrgica boliviana era una de sus principales preocupaciones y pasiones. Un año después, a su retorno al país en 1942, asumió el cargo de Director del Instituto Politécnico de Oruro, desde donde impulsó y planteó la necesidad de instalar en Bolivia una fundición de estaño, hecho que muestra ya una temprana y profunda convicción que marcó su vida profesional y personal dedicada a la lucha por la instalación de fundiciones para los minerales producidos en Bolivia. Nuñez Rosales, ya comprendía que el drenaje que sufría la economía nacional era consecuencia del poderío económico y político de los Barones del estaño, que se empeñaron en convertir y mantener a

Bolivia en fuente de materias primas (concentrados de estaño) y evitaban a toda costa la instalación de fundiciones, pues estas eran parte de otros eslabones económicos e intereses ubicados fuera del país. Simón Patiño, además de ser uno de los hombres más ricos y poderosos del mundo en ese entonces, estaba estrechamente vinculado a los intereses del capital financiero internacional pues era propietario también de minas en Malasia y principal socio de fundiciones de estaño en Estados Unidos y Gran Bretaña(2). Junto a Mariano Peró, otro de los luchadores por la instalación de fundiciones, en 1942 montó la primera de estaño en Oruro en su afán de demostrar la viabilidad de obtener estaño metálico en Bolivia. En 1943, fue Jefe del Departamento Químico del Ejército y en ese periodo se destaca como autor del trabajo “Proyecto y Cálculo de la Fábrica de Ácido Sulfúrico”. También inicia su relación académica con la Universidad Mayor de San Andrés como catedrático de las materias de Metalurgia, Físico-química y Química. Posteriormente asume el cargo de Director de la Escuela de Ingeniería Industrial e Instituto de Ciencias Exactas de la UMSA. En 1946 es Director de YPFB y su gestión se destaca por la consecución de financiamiento para el desarrollo de caminos, oleoductos y refinerías en Cochabamba y Sucre. Entre 1949 y 1950 ocupó la función de Gerente General del Banco Minero de Bolivia y desarrolló un programa orientado a “…, fomentar la exploración y explotación de ricos yacimientos minerales que permanecían inactivos, atacar a fondo el problema de instalar en el país las fundiciones de plomo y estaño especialmente; contratar la instalación de la Fábrica de Explosivos, propiciar el control del 100% de las divisas de la exportación de minerales y colocar a los mineros chicos en igualdad de privilegios que los mineros medianos y grandes...”(3), mediante la instalación en Oruro de una Planta Concentradora de Minerales de Estaño. La aplicación de este programa generó una violenta reacción de los barones del estaño, dueños del Super Estado Minero. Fue en este periodo que José Núñez Rosales, publicó más de 25 polémicos artículos en el periódico “Ultima Hora” de la época (1949 y 1950), que según sus propias palabras reflejan los antecedentes de su


lucha “… por implantar en Bolivia las fundiciones de estaño, plomo y otros minerales…” enfrentándose a la oligarquía minera de entonces y de la cual fue su víctima. En 1950 instala la primera fundición de plomo en el Alto de La Paz y es gestor y proyectista de otra fundición de plomo en Tupiza(4).

José Núñez Rosales (izquierda) entrega el Informe de la Comisión de Nacionalización de las Minas al Presidente Paz Estenssoro, 1952(5)

Luego de la Revolución de Abril de 1952, el 13 de mayo del mismo año, mediante Decreto Supremo Nº 3059, se forma la Comisión de Nacionalización de las Minas, conformada por diez importantes personalidades, de la cual José Núñez Rosales es nombrado Secretario General(6). Ya en ese entonces era profesor de la denominada Escuela de Ingeniería Industrial de la UMSA y en 1953 esta Escuela es elevada al rango de Facultad de Ingeniería Industrial, de la cual hasta 1956 el Ing. Núñez Rosales fue Decano. En esas circunstancias, el Ing. Núñez Rosales contrató al Ing. Jorge Salezky, ingeniero metalúrgico de origen

ucraniano como profesor universitario de la Facultad de Ingeniería de la UMSA, con la finalidad de impulsar por todos los medios la instalación de fundiciones de junto a otros jóvenes profesionales, entre los que se encontraba el Ing. Hugo Silva, instaló el primer Laboratorio Metalúrgico un 29 de mayo de 1953, como un instrumento destinado a realizar estudios pirometalúrgicos y demostrar la viabilidad de las fundiciones en el país para la obtención de metálicos a partir de minerales concentrados. Entre la bibliografía producida por José Núñez Rosales y de la cual se pudo tener referencia, se puede hacer mención a las siguientes publicaciones: “La Estrategia Capitalista para combatir las Instituciones Estatales”, libro de 147 páginas, publicado por la Empresa Editorial Universo de la ciudad de La Paz en 1954. “Fundición de Estaño en Bolivia”, libro de 236 páginas, publicado también por la Empresa Editorial Universo de la ciudad de La Paz en 1955. “Bolivia en la encrucijada”, documento de 83 páginas, publicado en 1956 por Imprenta Castillo Hermanos, Talcahuano, Chile. Esta es una contribución a la elaboración de un biografía completa de hombres que como José Núñez Rosales dedicaron su vida a la industrialización de nuestros recursos minerales. (1) Costa de La Torre, Arturo: Catálogo de la

Bibliografía Boliviana, La Paz, 1966. (2) Montenegro Bravo, Juan Carlos: Reporte

Metalúrgico y de Materiales, Nº 6, Editorial. La Paz, 2008.

(3) Nuñez Rosales, José: La Estrategia Capitalista para combatir a las Instituciones Estatales. Ed. Universo. La Paz, 1954.

(4) Costa de La Torre, Arturo: Catálogo de la Bibliografía Boliviana, La Paz, 1966.

(5) Bedregal Gutiérrez, Guillermo: COMIBOL: Una Historia Épica. Fondo Editorial de los Diputados. La Paz, 1998.

(6) Ibid.


RECUPERACION DE ORO A PARTIR DE PIRITAS AURIFERAS

Armando Alvarez Q. Ingeniero Metalurgista; Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales - UMSA,

[email protected]. Luis Cervando Chambi V.

Ingeniero Metalurgista; Instituto de Investigaciones en Metalurgia y materiales - UMSA, [email protected]. Germán Núñez A.

Ingeniero Geólogo; Instituto de Geología y Medio Ambiente - UMSA, [email protected]

RESUMEN Algunas Cooperativas Auríferas del Departamento de La Paz, en la etapa de procesamiento de minerales provenientes de yacimientos primarios, obtienen residuos con alto contenido de sulfuros (piritas auríferas). Por la forma de trabajo de estas, el oro contenido en las piritas generalmente no son recuperadas. En el presente estudio referente a “La recuperación de oro a partir de piritas auríferas” se analiza la aplicación de la gravimetría centrifuga considerada como “Tecnología Limpia” para recuperar oro físico a partir de estos materiales, que hoy por hoy no se procesan en el sector de las Cooperativas Mineras Auríferas. Para el estudio se han seleccionado a tres Cooperativas Mineras, estas son: Cotapata Ltda., Yani Ltda., y Rayo Rojo Ltda., cuyos residuos de procesamiento gravimétrico mayoritariamente compuesto por sulfuros fueron sometidas a molienda a 80 % - 200 mallas para generar una liberación adecuada de oro, seguida de una operación de preconcentración en centrifuga Falcon SB-40 y limpieza mediante el procedimiento convencional gravimétrico. Los resultados obtenidos en oro físico, a partir de las muestras sometidas a las pruebas de recuperación son:

Cooperativa Aurífera % Recuperación

(Au Físico)

Cotapata Ltda. 63,27 Yani Ltda. 30,94 Rayo Rojo Ltda. 68,99 Estos resultados permiten establecer, que utilizando el procedimiento considerado como tecnología limpia (gravimetría centrifuga), se puede recuperar oro físico libre, en consecuencia esta metodología de procesamiento es posible implementarlo en el sector de las Cooperativas Auríferas con la finalidad, no

solo de recuperar oro a partir de piritas auríferas, sino también para recuperar oro en granulometría muy fina a partir de los relaves de ingenio. En base a los resultados obtenidos, se sugiere un diagrama de flujo del proceso para la instalación de una Planta Piloto Semi Industrial. 1. ANTECEDENTES La baja en la cotización del estaño en el mercado internacional (1985), redujo sustancialmente la actividad Minero Metalúrgica Estatal, lo que originó una creciente desocupación en el país entre los años 1985 a 2000. Como consecuencia, muchos trabajadores mineros despedidos de las empresas estatales, se incorporaron a la actividad minera en el Departamento de La Paz, formando parte de las Asociaciones Cooperativizadas, centrando sus actividades principalmente en la explotación de oro que tiene una alta cotización en el mercado internacional, lo que hace atractiva su explotación. Sin embargo, este sector no ha merecido una atención técnica adecuada de las entidades gubernamentales, el apoyo técnico se redujo a casos aislados como el trabajo realizado por el Programa MEDMIN de la Cooperación Suiza, en consecuencia, la información relacionada a aspectos técnicos en el sector es reducida. En la encuesta técnica realizado por el Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales (IIMETMAT) de la Universidad Mayor de San Andrés (UMSA), en el norte del Departamento de La Paz en el año 2005, se establece que las cooperativas desarrollan sus actividades utilizando tecnologías rudimentarias, en pocos casos con escasa mecanización, donde, para la recuperación de oro a partir de minerales de yacimientos primarios, utilizan el proceso de concentración gravimétrica (jigs, mesas vibratorias y canaletas) y amalgamación con mercurio, ya sea en la etapa de molienda (se introduce mercurio al interior del molino) o amalgamación de preconcentrados (Ejemplo: Cooperativa Au. “Cotapata Ltda.”, Fotografías 1 y 2.).


Fotografía 1. Campamento de la Coop. Cotapata Ltda. Parte baja del cañadón: Ingenio de la Cooperativa.

Fotografía 2. Vista interior del ingenio de la Cooperativa. Área de amalgamación de preconcentrados, con mercurio. En esta modalidad de trabajo, uno de los productos de mayor importancia económica corresponde a los residuos de amalgamación (piritas auríferas) cuyas leyes oscilan entre 30 a 50 g Au/t, que ante la imposibilidad de su procesamiento insitu, este material es comercializado a instituciones del exterior del país a un precio muy irrisorio (50 a 200 $us/t.). La forma de beneficio de menas de oro en el sector de la minería cooperativizada repercute directamente en: Baja recuperación de oro. Parte del oro se

pierde junto a las piritas auríferas, material refractario, donde el oro libre en tamaño muy fino, no es amalgamado por el mercurio, por lo que la recuperación en el proceso no es mayor al 50 %.

Contaminación ambiental por uso de mercurio e iones pesados. Los relaves de esta operación, que tienen contenido de mercurio fino “harina de mercurio” se descartan al medio ambiente, junto a las piritas auríferas, dando

lugar al Drenaje Acido de Roca (DAR) que descompone los metales pesados en el tiempo y que luego van a parar al lecho de los ríos.

Los procedimientos convencionales de recuperación de oro utilizados en las cooperativas no permiten recuperar oro en rangos de tamaño extremadamente finos (100 a 10 micrones) particularmente a partir de piritas auríferas, frecuentes en los yacimientos primarios (3). Una metodología convencional para procesar piritas auríferas, aplicada en empresas con alta tecnología, es la cianuración de oro donde el cuidado del medio ambiente es una prioridad, procedimiento que no se aplica en la minería cooperativizada por factores atribuibles al manipuleo del cianuro, desconocimiento del método y otros. Una alternativa, para una óptima recuperación de oro libre en rangos de tamaño muy fino a ultra fino, sin uso de mercurio, es la concentración centrifuga (1,3), procedimiento que aumenta la fuerza de gravedad haciendo que la separación se realice a un valor de varias veces la gravedad por lo que los equipos que usan este principio son más eficaces respecto a los convencionales (4,5). Sin embargo, esta tecnología no se emplea en el sector de las Cooperativas Auríferas, principalmente por el desconocimiento de las características de liberación de las menas auríferas ligado al control de operación en los circuitos que involucren a los equipos centrífugos. Con la finalidad de buscar una alternativa de procesamiento de piritas auríferas para recuperar su contenido de oro, el IIMETMAT realizo varios trabajos de investigación, de ellos, uno de los más notorios fue el que se logró aplicando fuerzas centrifugas producidas por los equipos de concentración centrifuga, conocida como “Tecnología Limpia”, cuyos resultados se reportaron en el articulo “Alternativas de procesamiento de piritas auríferas para la disminución de impactos ambientales”(7). En este mismo marco, a través de la “Convocatoria a proyectos de innovación productiva y tecnológica”, se ha recibido, del Programa de Investigación Estratégica en Bolivia (PIEB), financiamiento para ejecutar el proyecto “RECUPERACION DE ORO A PARTIR DE MATERIALES REFRACTARIOS (PIRITAS AURIFERAS)”. 2. OBJETIVO Analiza el aprovechamiento integral de las piritas auríferas para recuperar su contenido de oro, trabajo que involucra la evaluación técnica para la instalación y puesta en marcha de una Planta Piloto Semi Industrial


para el tratamiento, con tecnología limpia, de piritas auríferas provenientes de distintas Cooperativas Auríferas del Departamento de La Paz. 3. FUNDAMENTOS TEORICOS Según Des Clifford (1), la concentración por gravimetría es simple y económica respecto de todos los métodos de concentración de minerales y permite la recuperación de valores en un rango de tamaño amplio, desde 500 mm hasta los más finos como 5 micrones, donde las partículas sólidas son separadas según su diferencia de densidad. En este método, la eficiencia de separación se determina mediante la ecuación propuesta por H.F. Taggart (2), denominada como “Criterio de Concentrabilidad”, ecuación que proporciona una información valiosa del grado de concentrabilidad de un material mineralizado en campos de fuerza gravitacionales; esta ecuación es:

DDDD

ml

mpQ

-

-

Donde: Dp = Densidad de partículas pesadas

Dl = Densidad de partículas livianas Dm = Densidad del medio fluido de separación

Si “Q” es mayor a 2,50 la concentración por gravedad es sencilla, para “Q” menor a 2,50 la eficiencia de separación decrece y por debajo de 1,25 la separación no es comercialmente posible. El movimiento de las partículas en un fluido depende de su gravedad específica y del tamaño de partícula. La velocidad de asentamiento de las partículas en agua, para pequeñas esferas, obedece a la ecuación de Stokes (2).

18

)(2 ppd ls

m

gV

Donde: Vm = Velocidad de sedimentación terminal

Ps = Densidad del sólido Pl = Densidad del líquido D = Diámetro de la partícula G = Aceleración debida a la gravedad = Viscosidad del fluido

La ecuación muestra que cuanto menor es el tamaño de las partículas, mayor es la importancia de las fuerzas de viscosidad y fluidez en relación a la densidad; de ahí que la eficiencia de separación disminuya drásticamente cuando las partículas son más finas (3). Ante la necesidad de contar con una

tecnología que permita la recuperación de partículas cada vez más finas, durante las dos últimas décadas, se han sustituido las fuerzas gravitacionales por fuerzas centrífugas, las que aumentan la diferencia de densidad de partículas de tamaño fino a un rango mucho más amplio, propiedad que es aprovechada para la separación sólido–sólido, por los equipos de centrifugación (1,5). Para sedimentar partículas finas, es necesario aumentar la fuerza requerida para vencer la resistencia del fluido, fuerza que es conocida como fuerza centrífuga que obedece a la ecuación (8):

t

mFRmmF tRc

2'

Donde: FC = Fuerza Centrifuga

m = Masa de la partícula m´ = Masa del fluido desalojado ω = Velocidad Angular R = Radio de giro de la partícula FR = Fuerza de Resistencia del fluido t = Velocidad tangencial

4. EXPERIMENTACION METALURGICA 4.1. TOMA Y PREPARACION DE MUESTRAS Para el desarrollo del estudio en el Laboratorio de Procesamiento de Minerales de la Universidad Mayor de San Andrés, las muestras fueron tomadas en las Plantas de Procesamiento de las Cooperativas Mineras Auríferas “Cotapata Ltda.”, “Yani Ltda.” y “Rayo Rojo Ltda.”, ubicadas en los cantones de Cota Pata (Subregión Sud Yungas), yani (Subregión Yani–Liguata) y Pelechuco (Subregión Suches) respectivamente, al norte del Departamento de La Paz. Cada una de las muestras fueron homogeneizadas y por cuarteos sucesivos se han obtenido porciones específicas para el análisis químico, análisis granulométrico, determinación de peso específico real y aparente, pruebas de molienda, análisis mineralógico y para el desarrollo de las pruebas de concentración por gravimetría centrifuga para establecer los parámetros operacionales del proceso antes mencionado y tomar estos, como punto de referencia para el diseño final del circuito y la construcción de la planta piloto semi industrial. El resumen de las etapas que comprende el desarrollo de la fase experimental es como sigue:

Clasificación de la muestra con corte en el rango de tamaño analizado (80% -200 Mallas)

REPORTE METALURGICO Y DE MATERIALES No. 7 - Abril 2010 Página 7

Molienda de la fracción mayor al tamaño de corte hasta que el 80 % pase por malla 200.

Preconcentración de la fracción preparada, con repaso de colas, a fin de obtener tres preconcentrados.

Separación de oro físico libre, a partir de los productos preconcentrados, mediante lavado cuidadoso en chua (Simula el trabajo de una mesa Gemini).

Análisis químico de las colas Falcon y chua. Balances metalúrgicos. 4.2. CENTRIFUGA UTILIZADA EN LA

PRECONCENTRACION En el desarrollo de las pruebas experimentales a escala de laboratorio, en la etapa de preconcentracion de minerales, se ha utilizado la centrifuga Falcon Sb-40 (Fotografía 3), equipo que constituye el corazón del proceso porque en su operación, para partículas en granulometría muy fina, permite aumentar la diferencia de densidad.

Fotografía 3: Centrifuga Falcon SB-40 La centrifuga Falcon está compuesta por un cilindro rotante donde la geometría del rotor, internamente, en la parte inferior adquiere una forma cónica y en la superior una configuración cilíndrica en forma de anillos (6). En su operación, la pulpa (20 a 50% sólidos) es alimentada mediante un tubo central vertical al interior del rotor que jira a altas r.p.m. para impartir hasta 300 “Gs” (300 veces la gravedad) al material que se está procesando. La fuerza centrífuga aumenta la diferencia de la gravedad específica y la geometría del rotor facilita la retención de las partículas pesadas en preferencia a las de menor peso específico, que son rechazadas por

la parte superior del rotor (rebose), conjuntamente el agua del proceso (figura 1). Para facilitar la eficiencia de separación se inyecta agua a contrapresión entre los rifles en la parte superior del rotor, agua de fluidización que permitir el lavado de las partículas pesadas que migraron a la zona de retención del concentrado.

Alimentación carga

Material liviano

Material pesado

Agua de fluidizacion

Impulsor

Figura 1. Principio de separación de la centrifuga Falcon SB 40. 5. RESULTADOS 5.1. ANALISIS QUIMICO DEL COMUN CABEZA El común cabeza de las tres muestras analizadas en el laboratorio químico del Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales de la UMSA, es como sigue: MUESTRA

(Coop.) Cotapata

Ltda. Yani Ltda.

Rayo Rojo Ltda.

ORO (g/t) 45,38 55,00 28,00

5.2. PESO ESPECIFICO Los pesos específicos del común de la muestra, cuantificados por duplicado mediante el método del picnómetro, son:

MUESTRA (Coop.)

Cotapata Ltda.

Yani Ltda.

Rayo Rojo Ltda.

Peso Esp. real (g/cc) 4,02 4,12 3,06

Peso Esp. Ap. (g/cc) 2,61 2,22 1,72


5.3. ANALISIS GRANULOMETRICO El análisis de la distribución granulométrica en el común original de la muestra de la Cooperativa Minera “Cotapata Ltda.”, fue efectuado por isometría utilizando tamices de la serie Tyler. Los resultados se esquematizan en la figura 2. En la gráfica se observa que el 100 % de la muestra se encuentra en granulometría menor a 20 mallas de

la Serie Tyler (0,833 mm.), de la cual, aproximadamente el 80 % está en rangos de tamaño menores a 590 micrones (– 28 Mallas de la serie Tyler) y solo una pequeña proporción de ella está en fracciones menores a 270 Mallas (menor a 53 micrones). El d80 del material sometido a estudio es 424 micrones.

Figura 2: Tamaño de partícula Vs. Porcentaje peso paso acumulado

5.4. ANALISIS MINERALOGICO Y GRADO DE LIBERACION.

El análisis mineralógico del común cabeza de la muestra de la Cooperativa “Cotapata Ltda.”, fue realizado en el Instituto de Investigaciones Geológicas y Medio Ambiente (IGEMA) de la UMSA, en las fracciones +48, +65, +100, +150 y -150 mallas de la serie Tyler. Los resultados indican que las colas piritas están constituidas por cuarzo, piritas, arsenopiritas y rocas como componentes mayoritarios. Los aspectos más relevantes del informe Mineralógico y Grado de liberación proporcionado por IGEMA son:

Los principales minerales de la muestra son: Pirita, Arsenopirita, Pirrotina y rocas.

En cantidades pequeñas se observaron calcopirita, esfalerita y carbonatos, todas en fracciones menores a 65 mallas.

El oro ha sido clasificado como oro grueso mayores a 50 micrones y oro fino menores a este tamaño, hasta 7.5 micrones.

El oro de grano grueso es observado libre asociado mayoritariamente a pirita, mientras que el oro fino está presente como finísimas inclusiones en la pirita y menos frecuentemente en la arsenopirita.

El oro de grano grueso tiene una liberación en los rangos de + 100 y -150 mallas como se muestra en tabla 1.

5.5. PRUEBAS DE CONCENTRACION

GRAVIMETRICA CENTRIFUGA Debido al carácter diseminado e irregular que presenta el oro en las piritas auríferas, con la finalidad de generar la máxima liberación de oro, para el desarrollo de todas las pruebas a escala de laboratorio, las muestras fueron molidas a 80 % -200 mallas de la Serie Tyler.

DISTRIBUCION DE TAMAÑO

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

5904202972101491057453-37

Tamaño Particula, µm

% R

eten

ido

Indi

vidu

al

0

20

40

60

80

100

% P

eso

Pas

o A

cum

ulad

o

% Peso Retenido

% Peso Paso Acumulado


Las pruebas de concentración centrifuga se realizaron en la Centrifuga Falcon SB – 40 de laboratorio, cuyas condiciones de operación, establecidas en trabajos de investigación

anteriores(6,7), fueron: 5 PSI de presión de agua de fluidización, 30 % sólidos, 300 “Gs” de fuerza centrífuga y 18 Kg/Hr de caudal de alimentación.

Tabla 1: Componentes Mineralógicos y Porcentajes en Peso (Fuente IGEMA)

MINERALES +48M +65M +100M +150M -150M

Piritas 72.81 63.51 80.74 71.43 68.44

Rocas 7.85 13.06 6.54 10.18 10.34

Cuarzo 10.95 20.76 6.87 12.87 18.27

Calcopirita 1.50 0.38 0.38 - -

Arsenopirita 6.00 - 4.84 2.55 1.13

Esfalerita 0.89 2.29 0.19 2.97 -

Oro * * 0.44 * 1.82

Total 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00

* Valores no estimados en el porcentaje

La obtención de oro físico de cada uno de los productos preconcentrados Falcon, se ha realizado mediante lavado gravimétrico cuidadoso en chua simulando el trabajo que realiza una mesa Gemini, en vista de que no se disponía este equipo en la fecha de realización de las pruebas. La mesa Gemini, con el que se realizó la limpieza de preconcentrados en los anteriores trabajos de investigación, fue alquilada solo para el desarrollo de aquellas pruebas. Los resultados bajo estas condiciones de trabajo son:

5.5.1. COOPERATIVA COTAPATA LTDA. En tabla 2 se consigna el resumen de los resultados logrados siguiendo el procedimiento anteriormente mencionado. 5.5.2. COOPERATIVA YANI LTDA. En la tabla 3 se muestra el resumen de los resultados obtenidos en el procesamiento de la muestra de la Cooperativa Minera “Yani Ltda.”, utilizando la centrifuga Falcon SB-40.

Tabla 2: Balance Metalúrgico Resumido – Cooperativa Aurífera “Cotapata Ltda.”

PRODUCTO % PESO TOTAL Au (g/t) % DISTRIBUCIÓN Au

Au Físico 1 0,0025 0,099* 57,75

Au Físico 2 0,0002 0,007* 4,07

Au Físico 3 0,0001 0,003* 1,45

Total Au Físico 0,0027 0,109* 63,27

Mixtos 1 6,78 32,62 5,12

Mixtos 2 6,59 21,00 3,20

Mixtos 3 5,01 18,05 2,09

Total Mixtos 18,38 24,49 10,41

Cola Final 81,62 13,95 26,32

Cabeza Cal. 100,00 43,25 100,00

Cabeza Ens. 45,38

(*) Expresado como oro físico


Tabla 3: Balance metalúrgico resumido – Cooperativa Aurífera “Yani” Ltda.

PRODUCTO % PESO TOTAL Au (g/t) % DISTRIBUCIÓN Au

Au Físico 1 0,0012 0,046* 29,27

Au Físico 2 0,0001 0,002* 1,43

Au Físico 3 0,0001 0,002* 1,24

Total Au Físico 0,0013 0,050* 30,94

Mixtos 1 6,58 91,33 14,47

Mixtos 2 6,22 35,00 5,24

Mixtos 3 5,96 26,00 3,73

Total Mixtos 18,76 51,90 23,44

Cola Final 81,24 23,33 45,62

Cabeza Calculada 100,00 41,54 100,00

Cabeza Ensayada 55,00


5.5.3. COOPERATIVA RAYO ROJO LTDA. La muestra de los residuos relaves con alto contenido de sulfuros auríferos de la Cooperativa “Rayo Rojo Ltda.”, fueron también preparadas siguiendo la misma

metodología aplicada para las muestras de las dos cooperativas anteriormente mencionadas. El resumen de los resultados obtenidos en la etapa experimental se muestra en Tabla 4.

Tabla 4: Balance Metalúrgico Resumido – Cooperativa Aurífera “Rayo Rojo Ltda.”

PRODUCTO % PESO TOTAL Au (g/t) % Distribución Au.

Oro Físico 0,0018 0,067* 65,95

Mixto 3,55 24,00 3,05

Preconcentrado Falcon 3,56 543,10 68,99

Cola Falcon 96,44 9,00 31,01

Cabeza Calculada 100,00 28,00 100,00


6. DISCUSION DE RESULTADOS Como se observa en tabla 2, la separación centrifuga en el equipo Falcón SB–40, permite un enriquecimiento pronunciado de oro en el producto preconcentrado, en el que se constata una elevada cantidad de oro físico libre en granulometría muy fina como consecuencia del grado de molienda aplicado para conseguir la liberación de oro. La Figura 3 muestra la relación de la ley del preconcentrado obtenido, respecto a la recuperación, en cada paso en la centrifuga Falcon. En esa figura se observa que en el primer paso se logra obtener un producto preconcentrado con tenor de 400, 62 g Au/t con distribución de 62,87 % de oro respecto al total contenido en la alimentación, donde

el preconcentrado alcanza a tan solo el 6,70 %, respecto a la muestra original. Estos altos índices metalúrgicos obtenidos en el primer paso Falcon, hace muy atractiva la aplicación de esta metodología en el procesamiento de la piritas aurífera de la Cooperativa Minera “Cotapata Ltda.” En los restantes dos pasos se incrementa la recuperación de oro muy levemente, sin embargo la cantidad de preconcentrado aumenta a un valor de 18,39 % respecto al total de la muestra con ley promedio de 173,35 g Au/t. La recuperación de oro físico a partir de cada uno de los productos preconcentrados muestra una tendencia similar, es decir, a partir del primer preconcentrado se obtiene oro físico con una recuperación de 57,75 % respecto al total de oro


Curva de Recuperacion

62

64

66

68

70

72

74

76

3,00 53,00 103,00 153,00 203,00 253,00 303,00 353,00 403,00 453,00

Ley (g Au/t)

% R

ec

up

era

cin

contenido en alimentación y en los restantes dos pasos la recuperación adicional de oro alcanza a 5,52 %. La recuperación total en oro físico es de 63,27 %, este porcentaje ha sido obtenido de un producto preconcentrado de 18,38 %, quedando como residuo de esta operación un producto mixto con tenor de 24,49 g Au/t., susceptible de ser procesado por otra vía. Los resultados de la tabla 3, obtenidas a partir de la muestra de la Cooperativas Mineras “Yani Ltda”, muestran un comportamiento similar al que fue obtenido con la carga piritas de la Cooperativa

“Cotapata Ltda.”, lo que implica que en el primer paso Falcon se obtiene un producto con la mayor cantidad de oro físico libre (269,10 g Au/t). Los pasos subsiguientes permiten incrementar la recuperación de oro, sin embargo, el tenor de estos, es significativamente menor respecto al primer paso. En total, en la etapa de preconcentración la distribución de oro alcanza a 54, 37 % respecto a la alimentación y de ese producto, en la etapa de limpieza, con el mismo procedimiento aplicado para la Cooperativa “Cota Pata Ltda.”, se recupera el 30,94 % como oro físico libre.

Figura 3: Recuperación de oro en los productos preconcentrados de centrifuga Falcon SB–40.

Por otra parte, durante el trabajo experimental seguido con esta muestra, se ha constatado la presencia de Schelita, mineral de wólfram que tiene un peso específico mayor al de la pirita, mineral que también es atrapado por los rifles del rotor de la centrifuga Falcon, que probablemente haya contribuido negativamente para una menor recuperación de oro físico libre. El balance metalúrgico de la tabla 4, correspondiente a la Cooperativa “Rayo Rojo Ltda.” muestra una alta recuperación en un solo paso comparado con los balances metalúrgicos que corresponden a las muestras de las otras dos cooperativas anteriormente mencionadas. Esta diferencia se atribuye al hecho de que la muestra original (residuos de amalgamación) tenía un contenido de oro en grano relativamente grueso (Aproximadamente 0.6 a 0.3 mm.), debido a una inadecuada reducción de tamaño que se practica en la planta de la cooperativa “Rayo Rojo Ltda.”, que luego, al realizar una molienda acentuada (80 % menor a malla 200) en escala de laboratorio se logra conseguir una máxima liberación de oro, la cual es atrapada con

cierta facilidad por la centrifuga Falcon SB-40, cuyo producto preconcentrado reporta una ley de 543, 10 g Au/t con una recuperación en la etapa que alcanza a 68,99 % respecto al contenido de oro en la cabeza. La presencia de oro físico relativamente grueso en el producto final, indica que el actual proceso de beneficio de mineral aurífero aplicado por la cooperativa en su ingenio no es el más adecuado, en vista de que, en esta modalidad de trabajo, no logran liberar suficientemente sus valores de oro en las muestras sometidas al proceso, probablemente por la escasa mecanización de su planta de procesamiento. En base al flujograma experimental y los resultados obtenidos en esa etapa, para la implementación de la Planta Piloto destinado al procesamiento de piritas auríferas, se ha desarrollado el circuito que se muestra en figura 4. 7. INVERSIONES El requerimiento de recursos económicos para encarar el presente proyecto de implementación de Planta Piloto, se muestra en tabla 5.


8. EVALUACION ECONOMICA Y SOCIAL El presupuesto de ingresos, costos y utilidades anuales muestra una proyección positiva para los seis años de operación del Proyecto. El flujo de

fuentes y el uso de fondos del Proyecto permitieron establecer una adecuada capacidad de pago del proyecto y determinar flujos netos anuales con un superávit que denota la rentabilidad financiera de la inversión.

Tabla 5. Inversiones para la Planta Piloto ($US)

ITEM DESCRIPCION TOTAL ($US)

1 Maquinarias y equipos 31.378

2 Construcciones civiles 10.721

3 Instalaciones básicas 5.365

4 Oficinas, talleres y servicios 1.550

6 Capital de operación 11.879

7 Capacitación 300

8 Imprevistos 3.060

TOTAL INVERSION 64.253

Figura 9: Flujograma de la Planta Piloto Semi Industrial Propuesto

FECHA: REV.Enero2009

PLANTA PILOTO PROYECTO:

REALIZADOIng. A. Alvarez

COOPERATIVA AURIFERA COTAPATA LTDA

PARA RECUPERAR ORO

4 9

6

DIQUE LAMAS

FLUJOGRAMA PLANTA PILOTO SEMI INDUSTRIALPROCESAMIENTO DE PIRITAS AURIFERAS

CAPACIDAD: 30 TMSM

13

5

1

FALCON SB

DIQUE COLAS PIRITAS

Piritas Auriferas BUZON

FINOS

123456789

10111213

Buzon gruesos Correa alimentacionMagneto Muestreador de carga Molino a bolasCajon de madera Bomba de pulpaHidrociclonEspesador estaticoCentrifuga FalconMesa GeminiHorno FusionDique de colasO fi i

-.-221

15-.-5-

-.-311-.-

10 TMS16"x3 m.

3'x3'

1 1/2"x1"2"

SB 250LabLab

No. DESCRIPCION HP DIMENSION

2 3

8

7

11

10

ORO

12 14

MIXTOS A RETRATAMIENTO


La rentabilidad ha sido cuantificada a partir del cómputo del Valor Actual Neto y la Tasa Interna de Retorno, para un horizonte de seis años de actividad. Para estimular la acogida de las instituciones que canalizan financiamientos a nuevas actividades emprendedoras, se consideró que una tasa de descuento del 12% anual constituye una medida razonable del costo de oportunidad del capital. Con esta tasa de descuento, se actualizaron los Flujos Netos del proyecto y se obtuvo un VAN de 122.195 $US, que muestra la conveniencia de la Inversión. Con los resultados obtenidos en el cálculo del Valor Actual Neto (VAN), se ha establecido la Tasa Interna de Retorno. El valor calculado es de 38%. Este indicador confirma y demuestra el alto grado de rentabilidad de la inversión.

Para el análisis de sensibilidad, se han considerado variaciones en la Capacidad de la Planta Piloto; en la Ley de cabeza del mineral; en la cotización internacional de oro y en la recuperación metalúrgica obtenida en la planta. El resumen de los resultados se expresa en la tabla 6. La evaluación social es positiva desde el punto de vista de una inversión que es capaz de generar empleos directos, indirectos y una fuerza de trabajo calificada en el ámbito tecnológico de la minería y de la transformación industrial del oro. Las familias que dependen de las cooperativas auríferas podrán mejorar sus ingresos económicos y hacer inversiones sociales en el marco de sus estatutos, en procura de mejorar sus condiciones de vida y su desarrollo humano.

Tabla 6. Análisis de sensibilidad del proyecto

VARIABLES INDICADOR LIMITE

Cotización de oro ($us/o.t.) 731,34 $us/o.t.

Ley de cabeza (g Au/TMS) 30,58 g Au/t.

Capacidad Planta Piloto (t/mes) 24.96 t/mes

Recuperación Metalúrgica (%) 52%

9. CONCLUCIONES Las leyes de cabeza de las muestras sometidas

a estudio son: “Cotapata Ltda.” =. 45,38 g Au/t, “Yani Ltda.” = 55 g Au/t y “Rayo Rojo Ltda.” = 28 g Au/t.

Cuando la carga se reduce a 80 % -200 mallas, se alcanza muy buena liberación de valores y en estas granulometrías se logran las máximas recuperaciones, estas son:

Coop. Aurífera % Recuperación

(Au Físico)

Cotapata Ltda. 63,27

Yani Ltda. 30,94

Rayo Rojo Ltda. 68,99 Las condiciones de operación de la centrífuga

Falcon SB-40 fueron: 5 PSI de presión de agua, 30 % sólidos en alimentación y 300 G’s de fuerza centrífuga.

El uso de la centrífuga Falcon SB-40 como preconcentrador de cargas auríferas seguida de un procedimiento gravimétrico convencional (mesas Gemini) para la limpieza de preconcentrados permitir obtener adecuadas

recuperaciones de oro respecto al total alimentado al proceso.

El procedimiento metalúrgico analizado (tecnología limpia) es apropiada para el procesamiento de piritas auríferas donde el elemento valioso se encuentra finamente diseminada, muy característico de los minerales auríferos de nuestra región.

La concentración centrífuga, por ser considerada como una tecnología que no contamina el medio ambiente, constituye una alternativa real para el procesamiento de pasivos ambientales donde los valores se encuentran en granulometría fina.

10. BIBLIOGRAFIA 1. Clifoord D. (1999). “Concentración Gravimétrica”.

Mining Journal [Edición en español]. Septiembre. Vol. 181, No. 3.

2. Taggart H.F. (1968). Elementos de preparación de minerales. Madrid: Ediciones Interciencia.

3. Hinojosa O., Salas A. (1998). “Concentración centrífuga de menas estanníferas”. III Congreso Nacional de Metalurgia y Ciencia de los Materiales. Oruro, Bolivia. Pag. 11. Facultad Nacional de Ingeniería. Carrera de Metalurgia.

4. Sandvick K., Rein A. (1977). “Gravity separation of bulk products in centrifugal fields”. XX


International Mineral Processing Congres, Aachen, Alemania, Vol 2, Pag. 599. Publisher: GDMB Gesellschaft fur Bergbau, Metallurgie, Rohstoff-und Umwelttechnik.

5. Fedotov K. V., Beloborodov V. I., Leonov S. B. y Lestra K. H. (1997). “Recovery of fine gold using efficient gravity separators”. XX International Mineral Processing Congres, Aachen, Alemania. Vol 2, Pag. 551. Publisher: GDMB Gesellschaft fur Bergbau, Metallurgie, Rohstoff-und Umwelttechnik.

6. Alvarez A. (2006). “Concentración centrifuga, una alternativa para recuperar oro fino a partir de residuos gravimétricos”. Tecnologías limpias en industrias extractivas. Jornadas Iberoamericanas. Santa Cruz – Bolivia. CYTED.

7. Alvarez A., Rocha J. (2007). “Alternativas de tratamiento de piritas auríferas para la disminución de impactos ambientales”. VII Conferencia Internacional sobre Tecnologías Limpias-Industria Minera. Buzios – Brasil. CYTED.

8. Casseres Carrisso R. C., Pinto Chaves A., “Mecanismos Actuantes na Concentração Gravítica e Principais Equipamentos Utilizados na Concentração Centrifuga”, Série Tecnologia Mineral, Brasil 2003.

AGRADECIMIENTO El presente trabajo se ha realizado en el marco de la convocatoria Proyectos de Innovación Productiva y Tecnológica organizada por el Programa de Investigación Estratégica en Bolivia (PIEB), en consecuencia, los autores de este informe muestran su profundo agradecimiento a PIEB por la cooperación económica recibida y de igual manera a la Carrera de Ingeniería Industrial y Post Grado e Interacción Social (DIPGIS) de la Universidad Mayor de San Andrés (UMSA) por la coordinación del mismo.


MODELO PARA ESFUERZO DE CEDENCIA DE PULPAS DE CUARZO Y RELAVES DE COBRE

Bonifacio Alejo a , Arturo Barrientos b , a Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y Materiales, Universidad Mayor de San Andrés,

Avenida Las Américas No. 100, Villa Fátima, La Paz, Bolivia b

Departamento de Ingeniería Metalúrgica, Universidad de Concepción, Edmundo Larenas No. 285, Concepción, Chile

Resumen El modelo de esfuerzo de cedencia basado sobre el concepto de grados de libertad de un sistema particulado en medio acuoso ha sido validado experimentalmente con suspensiones de cuarzo de concentraciones de =0.25 a 0.51.

El tamaño de las partículas de cada suspensión involucrado en el modelo ha sido corroborado exitosamente con módulos de tamaño de Rosin Rammler de k =11 a 46 micrones. Ha sido exitosamente aplicado con éxito a una suspensión de relaves de cobre de la Gran Minería del Cobre chilena. El modelo involucra la máxima fracción de empaquetamiento M , parámetro muy importante

relacionado con la interacción entre las partículas que forman la suspensión. Las suspensiones de partículas finas reportan valores de empaquetamiento de baja densidad en relación a los tamaños gruesos. Las concentraciones cercanas al empaquetamiento máximo ( M ), conllevan a valores

de esfuerzo de cedencia muy altos. El modelo es capaz de predecir la concentración crítica de sólidos en la descarga de un espesador industrial de colas relaves de cobre. La fracción máxima de empaquetamiento en la descarga del espesador es de M =0.35.

1. Introducción El esfuerzo de cedencia es uno de los parámetros reológicos de gran importancia en muchas suspensiones, ya sea en la industria alimenticia, productos farmacéuticos, pinturas, en la industria cerámica, como en caso particular de suspensiones minerales. La importancia de esfuerzo de cedencia en el campo de Procesamiento de Minerales está relacionada principalmente con la molienda (Klimpel, 1982;Ding et al., 2007) y el espesamiento de concentrados o relaves.

En la literatura (Subbanna et al. 1998; Johnson et al. 2000), se establece que el esfuerzo de cedencia está relacionado con la estructura interna de la suspensión. Para que esta estructura comience a fluir es necesario vencer el esfuerzo cortante mínimo necesario para romper el contacto interpartícula y las uniones de los agregados ó flóculos. Esta estructura está formada por partículas, cuyas cargas eléctricas son de signos contrarios (punto isoeléctrico). La fuerza de atracción interpartícula de esta estructura es del tipo de Van der Waals. Las variables de influencia sobre el esfuerzo de cedencia son, la concentración de sólidos, el tamaño de las partículas, la forma, el pH y la naturaleza del material. Al igual que la concentración de sólidos, el parámetro de mucha influencia es el tamaño de las partículas. La presencia de partículas finas pueden exhibir diversos fenómenos reológicos, como el cizalle adelgazante, cizalle espesante, formación de cedencia y tixotropía entre otros (Willdemutth et al. 1985; Dabak et al. 1987). El movimiento Browniano de las partículas es fuertemente dependiente del tamaño y viene a ser notable con tamaños de partículas más pequeños, menores a 1 micrón (Makosco, 1994; Zhou et al. 2001). En cambio, el pH del medio viene a jugar un rol muy importante con minerales oxidados, especialmente en el punto isoeléctrico de la curva de potencial zeta (iep) de la partícula, lugar de la máxima formación de flóculos o agregados, debido a las fuerzas atractivas de Van der Waals, y la suspensión en este punto desarrolla la máxima viscosidad de cizalle. La modificación de las propiedades superficiales de las partículas para la estabilidad de las suspensiones puede ser conseguida a través de varios mecanismos. Entre otros, está en regiones donde predominan las fuerzas repulsivas, esto es, a pHs lejos del punto isoeléctrico de la partícula. En los trabajos de Subbanna et al. (1998), Gustafsson et al. (2003) y Liang et al. (2005) han investigado el rol del parámetro punto isoeléctrico en el comportamiento reológico de suspensiones de óxidos de titanio, zirconio y alúmina.


El otro mecanismo de estabilización de una suspensión mineral es mediante la adición de reactivos llamados dispersantes. Dicha alteración superficial de las partículas conlleva a la estabilidad de la suspensión, y el comportamiento de la suspensión tiende a ser de un fluido newtoniano. Por tanto, el estudio de la estabilidad reológica de las suspensiones requiere de un conocimiento del rol de las fuerzas interpartículas sobre el comportamiento reológico de las suspensiones para predecir y controlar las propiedades de la suspensión. El propósito de este trabajo es estudiar el efecto de las principales variables de la reología de suspensiones, la concentración de sólidos y el tamaño de la partícula a través de un nuevo modelo de esfuerzo de cedencia con suspensiones de cuarzo y colas relaves de cobre de Codelco Norte en medio acuoso. 2. Ecuaciones de movimiento Las ecuaciones de movimiento, en ausencia de reacciones químicas, efectos térmicos y electromagnéticos, están dadas por los balances locales de conservación de masa y de momentum. Considerando el flujo permanente de un fluido incompresible, las ecuaciones que describen el fenómeno, despreciando los efectos inerciales, están dadas por (Concha y Barrientos, 1993):

• 0 0v , o (1)

0T b (2) donde, v y b son vectores velocidad y la fuerza del cuerpo por unidad de volumen; T el tensor de esfuerzos, y o la densidad constante.

La ecuación constitutiva del tensor de esfuerzos T para los fluidos con comportamiento no Newtoniano está dada por la subclase de fluidos de Reinar-Rivlin. Para suspensiones concentradas de sólidos en fluidos, polímeros y soluciones de pequeñas porciones de polímeros en un líquido, la ecuación constitutiva de Fluido Newtoniano Generalizado, esta expresada por:

2 ( )DT I Dp II (3)

La expresión más general de una relación escalar de la ecuación constitutiva para un fluido no-Newtoniano, es desarrollada aprovechando la propiedad de que la traza de un tensor simétrico es invariante. Tomando el tensor esfuerzo extra de la ecuación (3) de un Fluido Newtoniano Generalizado,

2 ( )EDT II D y calculando E E

•T T y luego

calculando la traza tanto a ET como a D , se obtiene:

24 ( )E E• •DT T D DII (4)

2( ) 4 ( ) ( )E E• •DT T D Dtr II tr (5)

( )DII (6) 2( ) (7)

con 1( )

2E E

•T Ttr , 2 ( )•D Dtr

y como la 21 1( )

2 4•D D DII tr

Existen muchos modelos de fluidos no Newtonianos, algunos de ellos para flujos de cizalle simple están citados en la Tabla 1. Tabla 1 Modelos de esfuerzo de cizalle para fluidos no Newtonianos.

Modelo Parámetros

Ley de Potencia nK K, n

Plástico de Bingham y P ,y p

Herschel-Bulkley ny HK

, ,y HK n

Casson 1/ 21/ 2 1/ 2y PL

,y PL

En el presente trabajo, además de la tasa de cizalle, , es de interés que el modelo involucre el

parámetro de esfuerzo de cedencia, y .

2.1. Formulación del modelo de esfuerzo de

cedencia La concentración de sólidos expresado en fracción de volumen de sólidos, , es una de las variables

fundamentales de la reología de suspensiones, y cuya definición está dada localmente por:

S S

P S L

V V

V V V

(8)

donde, SV y LV son los volúmenes del sólido y el

medio líquido, respectivamente. En el manejo de suspensiones, la concentración de sólidos puede variar en un amplio rango de contenido


de sólidos, desde diluidas, pasando por las moderadas, hasta las más concentradas cercanas a las diferentes configuraciones de pseudo cristal (Quemada et al. 2002). En suspensiones diluidas, las partículas pueden moverse libremente en todo el espacio disponible, donde predomina el movimiento Browniano de rotación y traslación. Existe una gran distancia media de separación entre las partículas comparadas con el tamaño medio de la partícula, donde el movimiento es lento, la energía cinética de las partículas sólidas es despreciable; no hay deslizamiento del líquido relativo a la superficie de la partícula; la densidad de las partículas es igual a la del medio continuo, a fin de que no haya efectos de sedimentación. Bajo esta hipótesis, Einstein (1956) derivó su famosa ecuación para la viscosidad de una suspensión. En otro estado más denso, las partículas cada vez tienen menos espacio disponible para moverse, la distancia media de separación partícula-partícula se reduce notablemente con el aumento de número de partículas. La interacción partícula-partícula es notable. El medio líquido y las partículas pueden formar estructuras que dependen de las fuerzas coloidales predominantes. Las partículas con cargas eléctricas iguales tienden a separarse debido a las fuerzas repulsivas, formando así una estructura de una pseudo red cristalina (Barnes, 1989). En cambio, las estructuras de agregados o flóculos conducen a empaquetamientos de baja densidad (

M ). En general, los flóculos o agregados no se

acercan al empaquetamiento compacto de un pseudocristal. El esfuerzo requerido para romper esta estructura mencionada tiene valores altos. Las variables que influyen fuertemente sobre este parámetro de empaquetamiento ( M ) son la

concentración de sólidos, el tamaño de la partícula y la forma de las partículas (Chang et al. 2002). Existen muchos modelos que involucran el parámetro ( M ) en la formulación de esfuerzo de cedencia

(Willdemuht y Williams, 1985), mientras otros lo hacen mediante el análisis adimensional (Dabak y Yucel, 1987). Si analizamos una partícula encerrada en un recinto de dimensiones M (fracción de

empaquetamiento), esta puede moverse en él libremente. El movimiento de la partícula está caracterizado a través de su posición r y de su velocidad v . Por tanto, esta partícula tiene 6 grados de libertad para su movimiento (las tres coordenadas y las tres

componentes del campo de velocidades). Sin embargo, para algunos casos de interés, esta partícula puede sufrir varias restricciones tanto sobre su posición como sobre su velocidad. Una restricción puede ser, por ejemplo, que la partícula pueda moverse en una sola dirección; en este caso, la partícula tiene solamente dos grados de libertad. En general, para un sistema formado por N partículas tendrá 6 N grados de libertad. Al igual que para el caso de una sola partícula, un sistema de partículas también está sujeto a restricciones sobre su movimiento. Para este último caso, al aumentar el número de partículas, el espacio disponible para cada partícula se verá disminuido considerablemente (disminución de los grados de libertad de cada partícula) y puede llegar a una situación donde el espacio disponible se reduzca hasta que las partículas lleguen a tocarse superficie con superficie, formando así un empaquetamiento de partículas ( M ). Por

tanto, es fácil deducir, la viscosidad de esta suspensión con una concentración cercana al empaquetamiento máximo tiene un valor muy grande ( lim

M

).

En consecuencia, es razonable asumir que, el espacio disponible para cada partícula se puede definir como la diferencia entre una concentración cualquiera y la fracción máxima de

empaquetamiento M , esto es, ( )M . Esta

diferencia disminuye con el aumento del número de partículas y la interacción partícula-partícula aumenta

inversamente sobre el esfuerzo de cadencia ( y ).

Por tanto, es razonable deducir que el esfuerzo de cedencia es inversamente proporcional al espacio disponible de la partícula, esto es:

1y

M

(9)

donde, M es la fracción máxima de

empaquetamiento o máxima densidad de empaquetamiento. Por otra parte, el tamaño de las partículas es otra variable fundamental de la reología de suspensiones. En el modelo empírico de Tangsathitkulchai y Austin (1988) y otras (Kapur et al., 1996; Flatt, 2006; Harbour et al., 2007) el esfuerzo de cedencia es inversamente proporcional al tamaño de las partículas.


Las partículas finas por su alta superficie específica generan una fuerte interacción partícula-partícula en medio acuoso, principalmente para el caso de los minerales oxidados. El esfuerzo necesario para separar el contacto interpartícula llega a ser muy grande, aún a bajo contenido de sólidos. Entonces, en base a estos conceptos señalados, se puede deducir que, el esfuerzo de cedencia es inversamente proporcional al tamaño de las partículas cL , de la forma:

1

ycL

(10)

La formulación del modelo de esfuerzo de cedencia es obtenida a partir de la multiplicación de las ecuaciones (9), (10) y otras variables que influyen sobre el esfuerzo de cedencia que no han sido tomadas en cuenta. El esfuerzo de cedencia en función tanto de la concentración de sólidos como del tamaño de partículas, está dado por:

1

*1 1 m

y Ac M

kL

(11)

donde, Ak es una constante de proporcionalidad, M

es la fracción máxima de empaquetamiento de sólidos, cL es la longitud característica de las

partículas. En el presente trabajo, la longitud característica se toma el módulo de tamaño de Rosin Rammler ( k ) y

*m es un parámetro de interacción de muchas variables. Así, el modelo de esfuerzo de cedencia tiene tres parámetros ( , , *A Mk m ), que son obtenidos por

ajuste no lineal de datos experimentales. El modelo de esfuerzo de cedencia para un sistema particulado en medio líquido está sujeto a las siguientes suposiciones: 1) Las partículas de la suspensión son rígidas y de un tamaño característico cL .

2) El modelo tiene validez para suspensiones de partículas sólidas con comportamiento reológico de un fluido no Newtoniano con esfuerzo de cedencia

( y ).

3) Se asume que las partículas generan interacción partícula-partícula en mayor o menor grado. 3. Materiales y Métodos

La muestra de cuarzo de tamaño menor a 3 mm para las pruebas de mediciones de propiedades reológicas fue proporcionada por Codelco Norte de Chile. El análisis químico de la muestra está reportado en la Tabla 2. Tabla 2 Análisis químico del cuarzo de Codelco Norte.

% Al2O3 % CaO % Cu % Fe % SiO2 2.20 1.95 0.32 0.96 94.30

El material de tamaño menor a 3 mm pulgadas fue molido en seco en un molino de bolas de acero de 7x9 pulgadas con medios de molienda de tamaño uniforme de una pulgada hasta obtener una distribución granulométrica de 100% -100 mallas Tyler (150 micrones). El módulo de tamaño ( k ) fue determinado del análisis granulométrico para un acumulativo pasante de 63.21% en peso del material. El primer módulo de tamaño fue determinado del análisis granulométrico de un conjunto de material de 100% -100 mallas y se consideró la cantidad necesaria para un determinado número de pruebas. El resto del conjunto del material fue sometido a la molienda hasta conseguir el segundo módulo de tamaño, tomando la cantidad necesaria similar al primer módulo, con el resto se continuó en forma análoga para obtener los otros módulos de tamaño. Los módulos de distribución de tamaño fueron determinados por ajuste no lineal de datos de análisis granulométrico mediante la ecuación empírica de Rosin - Rammler. Los pesos específicos del cuarzo y colas relaves de Codelco Norte fueron determinados por triplicado por el método del picnómetro, de valores de 2.55 y 2.87, respectivamente. 3.1. Medición de tamaños El análisis granulométrico de cada muestra fue realizado por difracción de rayos láser en húmedo en el analizador SYMPATEC HELOS. En él, las muestras fueron suspendidas en agua destilada en la celda Sucell dispersada con ultrasonido durante 10 segundos. Cinco muestras de cuarzo fueron preparados con módulos de tamaño de la distribución granulométrica de Rosin-Rammler de k = 11, 15, 22, 36 y 46 micrones y con un módulo de distribución de tamaño de m=1.0. En la Fig. 1 se muestra las distribuciones granulométricas de las cinco muestras preparadas,


incluyendo el material de colas relaves de Codelco Norte.

a)

b)

Fig. 1. Distribución granulométrica de las muestras con módulos de tamaño y distribución de a) Cuarzo de k =11, 15, 22, 36 y 46 micrones y m =1.0; y b) Colas relaves de k =9 y m =1.20. La relación empírica utilizada para la distribución granulométrica es la de Rosin Rammler, dada por:

( ) 1 expm

xF x

k

(12)

donde k es el módulo de tamaño y m es el módulo de distribución de tamaño. Las suspensiones fueron preparadas en fracciones volumétricas de sólidos de = 0.25 a 0.51. El

diseño de las pruebas experimentales se observa en la Tabla 3. El equipo de medición de la viscosidad consta de tres componentes principales, el viscosímetro Haake RV20N con sistema de medición ME, el rheocontroller RC-20 para el control del esfuerzo y la tasa de cizalle y un termostato para el control de la temperatura. 3.2. Medición reológica La geometría del viscosímetro Haake CV20N está constituida de dos cilindros concéntricos, el cilindro exterior (la cubeta) tiene un diámetro de 45 mm y gira a una velocidad angular . El cilindro interior está fijo y constituye el sensor de Mooney-Ewart (ME 45) de diámetro de 41.74 mm con altura de 36 mm. La abertura entre ambos cilindros es de 1.63 mm. Antes de la medición de la viscosidad, cada muestra de cuarzo de un peso determinado correspondiente a cada concentración fue acondicionada con un volumen determinado de solución de pH conocido en un vaso de precipitado de 100 ml. La técnica de mojado de sólidos fue realizada manualmente hasta lograr el humedecimiento total. Después de tres horas, la muestra es transferida a la cubeta de medición de 10 ml, completando así la solución hasta la fracción de volumen deseada lista para la medición. Los reguladores de pH utilizados fueron ácido sulfúrico de densidad de 1.84g/cc y de pureza de 93-97%; e hidróxido de sodio de grado para análisis. Las mediciones de viscosidad fueron realizadas a la temperatura de 20ºC, mantenida constante mediante agua circulante del termostato. La medición fue controlada desde un PC para una concentración dada, en un rango de tasa de cizalle adecuado. Finalizada la medición, el pH de la suspensión es medido mediante un pHmetro digital HANNA INSTRUMENT. La medición del pH de la suspensión se realiza antes y después de la medición de viscosidad. Este último valor es considerado como el pH de la suspensión.

Tabla 3 Diseño de pruebas experimentales con cuarzo y colas relaves de mineral de cobre-Codelco Norte.

100

101

102

103

0

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

0.6

0.7

0.8

0.9

1

Tamaño de partícula, micrones

Acu

mul

ativ

o pa

sant

e, F

3

11

15

2236

46

100

101

102

103

0

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

0.6

0.7

0.8

0.9

1

Tamaño de partícula, micrones

Acu

mul

ativ

o pa

sant

e F

3


Material Módulo de distribución Tamaño (m)

Módulo de tamaño (k) (Micrones)

Fracción Volumétrica ( pH

Cuarzo 1.0 11, 15, 22, 36 y 46 0.25, 0.30, 0.35, 0.40, 0.45, 0.50 y 0.51

3.0 y7.0

Colas Relaves Codelco Norte

1.2 9 0.0079*, 0.10, 0.15, 0.20, 0.28 y 0.30

7.22

* La concentración de la muestra recibida es de = 0.0079, con un pH=7.22. Las otras concentraciones de

=0.10 a 0.30 fueron preparadas espesando la suspensión original.

4. Resultados y Discusión La carga superficial de las partículas de cuarzo en medio acuoso está controlada por la adsorción o disociación de iones H y OH sobre los grupos silanos de la superficie como sitios positivos de

acuerdo a la reacción 2Si OH H Si OH

y como sitios negativos Si OH Si O H . Lugar donde estas cargas son iguales es a pH 2.0 (i.e.p) para el cuarzo puro. Los resultados experimentales de la Fig. 2 a pH 7.0 muestran cuatro curvas de flujo a las concentraciones = 0.40, 0.45,

0.50 y 0.51, todas ellas exhiben esfuerzo de cedencia a este pH (lejos del punto isoeléctrico), y corresponden al comportamiento de un fluido no-Newtoniano.

En cambio, con óxidos de titanio, 2TiO , alúmina,

2 3Al O o zirconio, 2ZrO (Liang, 2005; Gou et al.

2003), el comportamiento corresponde de un fluido Newtoniano lejos del pH de punto isoeléctrico de la curva de potencial zeta. El cuarzo estudiado en medio acuoso no sigue el mismo comportamiento de los óxidos mencionados (a pH lejos del punto isoeléctrico), esta influencia del medio sobre la superficie de las partículas de cuarzo puede ser atribuida a la adsorción de otras especies presentes, orgánicas e inorgánicas disueltas. Entre las principales especies atribuidas son las de hierro, éstas pueden existir en grupos, simple, doble

o triple coordinación de la superficie Fe OH , que influyen significativamente en la carga y la reactividad de las caras cristalográficas, como ha sido demostrado con hematita (Addai-Mensah et al. 2004; Tombacz et al. 2001). Las principales fuentes de especies de hierro, pueden ser atribuidas al mismo mineral de cuarzo como portadora de impurezas. Según estudios (Hauptkorna et al. 1997) utilizando la técnica de espectroscopía de masas por plasma se cuantificó 14 elementos en cuarzo de una pureza 99.9%, entre

ellos están como especies mayoritarios el Al seguido de Fe. Y la otra fuente puede ser atribuida a la molienda en solera y con bolas de acero. Por tanto, la presencia de las especies coloidales de hierro y las especies orgánicas e inorgánicas disueltas, impactan significativamente sobre la química interfacial de la pulpa (potencial zeta). Así, el esfuerzo de cedencia de la suspensión corresponde a las especies de hierro adsorbidas sobre las partículas de cuarzo. En la Fig. 3 se observa esquemáticamente la adsorción de estas especies sobre la partícula de cuarzo y la formación de agregados por fuerzas de atracción de Van der Waals. Los puntos isoeléctricos de estas especies [hematita (

2 3Fe O ), magnetita (3 4Fe O ), goetita (

FeOOH ), lepidocrocita ( FeOOH )] van de pH 5 a

pH 9 (Addai-Mensah et al. 2004). Las propiedades reológicas de las suspensiones de cuarzo determinadas mediante mediciones en el viscosímetro Mooney-Ewart están ilustradas en las curvas de flujo de la Fig. 2.

Fig. 2. Curva de flujo suspensiones de cuarzo. Condiciones: pH=7.0, con módulos de tamaño y distribución de k = 46 micrones y de m =1.0. Con

parámetros de Bingham y 20.0 Pa, p =0.1396

Pa.s, y con 2R =0.9525.


Como se esperó, es relevante observar el fenómeno de deslizamiento de las paredes del sensor de

medición en la región de tasa de cizalle de =0 1s

a 40 1s . Por tanto, el esfuerzo de cedencia de cada una de las suspensiones al igual que en otros trabajos (Huynh et al., 2000) fue obtenido por extrapolación en la región de plástico de Bingham a tasa de cizalle cero ( 0 ).

El fenómeno de deslizamiento han sido estudiados por Nguyen y Boger (1998) y Walls et al. (2003) con otras geometrías, como los viscosímetros capilares, cilindros concéntricos, cono/plato y plato/plato, respectivamente. Según estudios recientes, se ha demostrado que hay otros diseños que eliminan por completo este fenómeno (Zhou et al. 2001; Kee et al. 2007).

Fig. 3. Adsorción de especies iónicas de hierro sobre la superficie de cuarzo y la formación de flóculos o agregados en el punto de carga cero de las especies adsorbidas. 4.1. Efecto de la concentración de sólidos

sobre y

Los parámetros involucrados en el modelo de esfuerzo de cedencia propuesto (ecuación 11) como función de la concentración de sólidos y del tamaño de partículas, fueron evaluados mediante datos experimentales de suspensiones de cuarzo. En la Fig. 4 se muestra el mejor ajuste no lineal del modelo para una suspensión de tamaño de partículas de k = 46 micrones, los parámetros encontrados son: Ak

=7.6, M =0.542 y *m =0.55, con 2R =0.89.

Tal como se aguardó, existe una buena predicción del esfuerzo de cedencia en el rango de contenido de sólidos estudiado de =0.35 a 0.51. La fuerte

interacción partícula-partícula se ve reflejada con altos contenidos de sólidos. La máxima fracción de

empaquetamiento de la suspensión estudiada es M=0.542. Para concentraciones cercanas a este parámetro (menor espacio para moverse), el esfuerzo de cedencia adquiere valore muy altos. A modo de ejemplo, para una concentración de sólidos

de =0.51, el valor de y es 19.78 Pa

(

1

0.551 17.6 19.78

46 0.542 0.51y

Pa). Y para otra

concentración de =0.52, el resultado es 1

0.551 17.6 39.09

46 0.542 0.52y

Pa. Por tanto,

con pequeñas adiciones de partículas, la fluidez de la suspensión disminuye notablemente hasta situarse en la región de pastas (Nguyen y Boger, 1998).

Fig. 4. Curva de Esfuerzo de Cedencia vs. Concentración de suspensión de cuarzo, pH=7.0, con módulos de tamaño y distribución de k =46 micrones y de m =1.0.

4.2. Efecto del tamaño de partículas sobre y

El modelo propuesto permite predecir el efecto del tamaño de partículas representado por el módulo de distribución natural de Rosin Rammler de m =1.0 de una suspensión de cuarzo sobre el esfuerzo de

cedencia. El efecto del tamaño sobre el y para las

suspensiones de tamaños de k =11 a 46 micrones se muestra en la Fig. 5. Los parámetros del modelo de esfuerzo de cedencia encontrados por ajuste no lineal se muestran en la tabla 4. Los resultados muestran una fuerte influencia del tamaño sobre el esfuerzo de cedencia, especialmente con los finos k=11 y 15 micrones. Esto corrobora la fuerte interacción partícula-partícula para formar flóculos o agregados de baja densidad de empaquetamiento, porque la formación de cadenas o redes de partículas reduce la fluidez de la

0

10

20

30

40

50

60

0.2 0.3 0.4 0.5 0.6

Esf

uerz

o de

ced

enci

a, P

a

Fracción de sólidos en volumen

Exp. data

Model


suspensión. Para que la suspensión fluya un mayor esfuerzo es necesario para romper la red de partículas del empaquetamiento como el que esta mostrado en la Fig. 6a). En esta figura se observa un estado de red de

empaquetamiento de partículas muy voluminoso, parecido a una “esponja”. Por el contrario, en el otro caso, hay una dispersión de partículas en forma ordenada debido a las fuerzas hidrodinámicas o a las fuerzas de repulsión, donde el contacto entre las partículas es muy reducido, es de esperar que el esfuerzo de cedencia tenga valores pequeños (ver Fig. 6b)

Tabla 4. Parámetros del modelo de esfuerzo de cedencia (ecuación 11) determinados por ajuste no lineal de datos experimentales, suspensión de cuarzo.

Tamaño de partícula (Micrones)

Parámetro

Ak M *m

11 15 22 36 46

2.00 2.64 3.76 6.00 7.60

0.470 0.485 0.504 0.528 0.541

0.44 0.44 0.44 0.44 0.44

El parámetro Ak depende del tamaño de partículas de la forma lineal, 0.16 0.24Ak k , con 2 0.956R .

Fig. 5. Efecto del tamaño de partícula sobre el esfuerzo de cedencia. pH=3.0, suspensión de cuarzo con módulo de distribución de m =1.0. Fig. 6. Configuraciones de máxima fracción de empaquetamiento, a) partículas de carga opuesta formando redes de contacto partícula-partícula (flóculos o agregados) debido a las fuerzas de atracción de Van der Waals, b) partículas dispersas

debidas a las fuerzas hidrodinámicas ó fuerzas de repulsión. 4.3. Validación del modelo con relaves de mineral

de cobre El modelo propuesto fue extendido para predecir el esfuerzo de cedencia de sistemas reales, como es la suspensión de relaves de mineral de cobre de Codelco-Norte. En la Fig. 7 se muestra la caracterización reológica de la pulpa de alimentación al espesador de colas relaves de cobre. De acuerdo a la curva de flujo, el comportamiento de la suspensión corresponde de un fluido Newtoniano con un viscosidad constante de 1.3 cP. Las mediciones reológicas de las concentraciones de sólidos de =0.10 a 0.30 han

sido obtenidas por espesado a partir de la concentración =0.0079.

Los resultados de las mediciones reológicas de estas suspensiones están presentados en las curvas de flujo de la Fig. 8. Las pulpas de estas concentraciones tienen fuerte comportamiento de fluidos no-Newtonianos, aun a la concentración de =0.10, todas exhiben esfuerzo de

cedencia. Asimismo, el fenómeno de desliz del mencionado equipo con cada una de las suspensiones medidas en el rango de tasa de cizalle

de = 0 a 50 1s es muy marcado.

0

20

40

60

80

100

120

140

160

180

200

0.2 0.3 0.4 0.5 0.6

Esf

uerz

o de

ced

enci

a, P

a


k=11.k=15.k=22.k=36

a) b)


Fig. 7. Curva de flujo de la pulpa de alimentación al espesador de colas relaves de cobre de peso específico 2.87 proveniente de Codelco Norte-Chile, tamaño de partículas k =9.0 micrones con módulo de distribución de tamaño m =1.2, pH=7.22.

Fig. 8. Efecto de la concentración de sólidos sobre la curva de flujo de la suspensión de colas relaves de cobre, con módulos de tamaño y distribución de tamaño de k =9.0 micrones y m =1.2. pH=7.22. De los resultados de la Fig. 9, se muestra que el modelo propuesto es capaz de predecir el esfuerzo de cedencia de las suspensiones con propiedades distintas al estudiado con suspensiones de cuarzo. La fuerte influencia de la concentración de sólidos sobre el esfuerzo de cedencia en la descarga del espesador de colas relaves de Codelco Norte, esto implica que, con pequeños incrementos en la concentración sólidos, puede traer serios problemas de orden mecánico, esto es, el torque sobre las rastras utilizadas en el movimiento del material espesado de los espesadores. El parámetro crítico

en la descarga del espesador es la máxima fracción de empaquetamiento

M relacionado al esfuerzo de

cedencia y . El contenido de sólidos cercano al M (

M =0.35) genera valores de y muy altos. Por

tanto, la fuerza necesaria para vencer el y tendrá

valores muy altos. De donde, se puede deducir, la concentración de pulpa de la descarga del espesador debe tener valores muy por debajo de la fracción de empaquetamiento de M =0.35.

El esfuerzo de cedencia es fuertemente dependiente, además de la concentración de sólidos y tamaño de partículas, como de la naturaleza de la suspensión como es el caso de los relaves del mineral de cobre con polímeros usados como floculantes.

Fig. 9. Efecto de la concentración de sólidos de colas relaves de cobre-Codelco Norte sobre el esfuerzo de cedencia, condiciones: pH=7.22, con módulos de tamaño y distribución de tamaño de k=9.0 micrones y m=1.2. Con parámetros del modelo Ak =1.70, M

=0.35 y *m =0.40 con 2R =0.89. Los altos niveles de esfuerzo de cedencia encontrados con suspensiones de relaves de cobre implicaría dos situaciones, 1) que la pulpa pueda ser bombeada en flujo laminar a grandes distancias sin riesgo de problemas de deposición de sólidos y también menos problemas asociados con el reinicio una vez haya parado la operación, 2) un alto valor de esfuerzo de cedencia requiere de altas presiones de bombeo, por tanto, está asociado a altos costos de operación en sistemas de tuberías (Nguyen y Boger, 1998; Kwak et al. 2005).

0.00

0.05

0.10

0.15

0.20

0.25

0.30

0.35

0.40

0 50 100 150 200 250 300

Esf

uerz

o de

ciz

alle

, Pa

Tasa de cizalle, s-1

φ=0.0079

Model

y=0.0013xR^2=0.9979

0

5

10

15

20

25

30

35

40

45

0 50 100 150 200 250 300

Esf

uerz

o de

ciz

alle

, Pa

Tasa de cizalle, s-1

φ=0.10φ=0.15φ=0.20φ=0.28φ=0.30

0

10

20

30

40

50

60

0 0.1 0.2 0.3 0.4

Esf

uerz

o de

ced

enci

a, P

a


Exp. dataModel


5. Conclusiones El modelo de esfuerzo de cedencia basado en el análisis conceptual del espacio disponible que una partícula pueda moverse en un espacio limitado por

M (grados de libertad de la partícula), para

suspensiones con comportamientos de fluidos no Newtonianos, fue validado con datos experimentales de suspensiones de cuarzo con un amplio rango de concentraciones de sólidos ( = 0.25 - 0.51).

Asimismo, el tamaño involucrado en el modelo predice con éxito el efecto de un amplio rango de tamaños de partículas de la suspensión de cuarzo (k =11, 15, 22, 36 y 46 micrones) sobre el esfuerzo de cedencia. Las partículas finas reportan valores de empaquetamiento de baja densidad en relación a tamaños de partículas gruesas. Para suspensiones cercanas al empaquetamiento máximo ( M ), el

esfuerzo de cedencia adquiere valores muy altos. El modelo fue aplicado a suspensiones de relaves de cobre de Codelco Norte de la gran minería chilena. Los resultados muestran una buena descripción del modelo con sistemas reales. Agradecimientos Se agradecen al Programa de Doctorado en Ingeniería Metalúrgica del Departamento de Ingeniería Metalúrgica de la Universidad de Concepción-Chile por la beca concedida para realizar estudios de Postgrado y al señor Patricio Leonelli del Laboratorio de Reología por las mediciones de análisis granulométrico de las muestras de cuarzo y relaves de cobre.

Referencias Addai-Mensah, J., Ralston, J., 2004. Interfacial

chemistry and particle interactions and their impact upon the dewatering behavior of iron oxide dispersions. Hydrometallurgy 74. 221-231.

Akroyd, T. J., 2004. Continuous Flow Rheometry for settling Slurries, Thesis of Doctorate, University of Adelaide.

Barnes, H. A., Hutton, J. F., Walters, K., 1989. An introduction to Rheology, Rheology Series 3. Elsevier, Amsterdam.

Chang, C., Powell, R.L., 2002. Hydrodynamic Transport Properties of Concentrated Suspensions. AIChE Journal 48, 11, 2475-2480.

Concha, F., Barrientos, A., 1993. Mecánica Racional Moderna, Vol. II Termodinámica del Medio Continuo, Serie en Mecánica Racional

Moderna, Departamento de Ingeniería Metalúrgica, Universidad de Concepción.

Dabak, T., Yucel, O., 1987. Modeling of the Concentration and Particle Size Distribution Effects on the Rheology of Highly Concentrated Suspensions. Powder Technology 52, 193-206.

Ding, Z., Yin, Z., Liu, L., Chen, Q., 2007. Effect of grinding parameters on the rheology of pyrite–heptane slurry in a laboratory stirred media mill. Minerals Engineering 20, 701-709.

Einstein, A., 1956. Introductions on the theory of the Brownian muvement, Dover publications Inc. N.Y.

Fuerstenau, D. W., Jia, R., 2004. The adsorption of alkylpyridinium chlorides and their effect on the interfacial behavior of quartz. Colloids and Surfaces A: Physicochem. Eng. Aspects 250, 223-231.

Fornasiero, D., Ralston, J., 2005. Cu(II) and Ni(II) activation in the flotation of quartz, lizardite and chlorite. Int. J. Miner. Process. 76, 75-81.

Flatt, R. J., 2006. Yodel: A Yield Stress Model for Suspensions. J. Am. Ceram. Soc. 89, 4 1244-1256. Guo, J., Tiu, C., Uhlherr, P. H., Fang, T. N., 2003. Yielding behavior of organically treated anatase TiO2 suspension. Korea-Australia Rheology Journal 15, 1, 9- 17.

Gustafsson, J., Nordenswan, E., Rosenholm, J. B., 2003. Effect of pH on the sedimentation, z-potential, and rheology of anatase suspensions. Colloids and Surfaces A: Physicochem. Eng. Aspects 212, 235- 247.

Harbour, P. J., Dixon, D. R., Scales, P. J., 2007. The role of natural organic matter in suspension stability 2. Modelling of particle–particle interaction. Colloids and Surfaces A: Physicochem. Eng. Aspects 295, 67- 74.

Hauptkorna, S., Krivan, V., Gercken, B., Pavel, J., 1997. Determination of Trace Impurities in High-purity Quartz by Electrothermal Vaporization Inductively Coupled Plasma Mass Spectrometry Using the Slurry Sampling Technique. Journal of Analytical Atomic Spectrometry 12, 421- 428.

He, M., Wang, Y., Forssberg, E., 2004. Slurry rheology in wet ultra fine grinding of industrial minerals: A review, Powder Technology 147.

He, M., Wang, Y., Forssberg, E., 2006a. Parameter studies on the rheology of limestone slurries. Int. J. Miner. Process. 78, 63-77.

Huynh, L., Jenkins, P., Ralston, J., 2000. Modification of the rheological properties of concentrated slurries by control of mineral–solution interfacial chemistry. Int. J. Miner. Process. 59, 305-325.

REPORTEMETALURGICOYDEMATERIALESNo.7‐Mayo2010 Página25

EVALUACION DE RECUBRIMIENTOS PROTECTORES EN LAS CIUDADES DE LA PAZ, COCHABAMBA Y SANTA CRUZ – CARACTERIZACION DE CORROSIVIDAD DE

ATMOSFERAS (10 meses de exposición)

Jaime A. Rocha1, Javier Velarde2, Rosse Mary Terán3 y Cristian Caballero3

1 Universidad Mayor de San Andrés – Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales, [email protected], La Paz, Bolivia

2 Fabrica de Pinturas MONOPOL Ltda., [email protected], La Paz, Bolivia. 3 Universidad Mayor de San Simón – Departamento de Química, [email protected], Cochabamba,

Bolivia

RESUMEN En el presente trabajo, se persiguieron dos premisas importantes: La primera dirigida a la caracterización de atmósferas en cuanto a su agresividad corrosiva y la segunda a probar recubrimientos anticorrosivos para acero de elección en nuestro país. En Bolivia al estar geográficamente dividida en tres grandes regiones de diferentes características climáticas, era necesario llevar adelante estudios para caracterizar al menos una de las atmósferas de cada región. Gracias al presente proyecto, se logró completar la caracterización en tres ciudades de las tres diferentes regiones, mostrando una atmósfera muy cálida y húmeda en Santa Cruz, frente a dos con humedad muy similar en La Paz y Cochabamba, pero con la diferencia de mayores registros de temperatura en la última. En cuanto a los niveles de corrosión de acero desnudo, el orden de velocidades de corrosión de mayor a menor siguió la lógica siendo el registro más alto en Santa Cruz, luego Cochabamba y finalmente La Paz, a pesar de tener mayores índices de contaminación. En cuanto a los recubrimientos, al igual que en el acero desnudo los mayores deterioros se registraron en Santa Cruz, frente a Cochabamba y La Paz. Las probetas de acero galvanizadas, mostraron blanqueo superficial característico de la oxidación del zinc de recubrimiento, pero no otros defectos y menos corrosión del acero de base. En cuanto a las pinturas, si bien todos los esquemas mostraron buena protección anticorrosiva, los esquemas con resina epóxica perdieron color y brillo y presentaron entizado en mayor grado que los otros esquemas, siendo las de mejor respuesta en este aspecto las de resina acrílica. 1. INTRODUCCION La Corrosión Atmosférica ha sido objeto de varios estudios a nivel mundial, contándose a la fecha con la clasificación de varias atmósferas en relación a su agresividad corrosiva, además de resultados de ensayos de desempeño de recubrimientos metálicos

y/o orgánicos en esas atmósferas. Por lo tanto, a nivel mundial éste problema es y ha sido estudiado, habiéndose demostrado la necesidad de caracterizar y probar materiales y recubrimientos expuestos a la intemperie como paso previo a su uso en aplicaciones prácticas. De la misma forma, a nivel nacional el problema de la Corrosión Atmosférica ya fue abordado anteriormente, con la realización de los Proyectos PATINA(7) concluido el año 2001 y el Proyecto MONOPOL-IIMETMAT(6) concluido en Octubre del 2004. En estos proyectos, se participó evaluando recubrimientos metálicos ( Zn, Al y sus aleaciones) y orgánicos (esquemas de pinturas de categorías C2, C3, C4, C5M y C5I). En base a los resultados obtenidos en éstos proyectos, (que merecieron la aprobación y el respaldo para una nueva iniciativa por parte de la Gerencia de MONOPOL Ltda. en Noviembre del 2004), y con el objeto de precisar aún mejor los recubrimientos de acero que pueden ser de elección en Bolivia, es que se decidió continuar con el trabajo para la validación de la caracterización de atmósferas antes realizada (La Paz y Santa Cruz), y la caracterización de la atmósfera de la ciudad de Cochabamba. Adicionalmente, es necesario mencionar, que a pesar de no contar con información a nivel nacional y apelando a la información internacional, los costos por problemas de corrosión atmosférica son elevados y mucho más en países como el nuestro, donde el problema de la corrosión no es tomado en cuenta, hecho que se refleja en las estadísticas ya que en estas no se consignan los costos debidos a la corrosión. Como un inicio para tomar conciencia del problema de la corrosión atmosférica, es necesario contar con la mayor información, en primer lugar sobre la agresividad atmosférica y luego la respuesta a ésta de los recubrimientos de elección por costo, disponibilidad y experiencia.


2. OBJETIVO El objetivo del proyecto aún en desarrollo es: Efectuar la caracterización de la atmósfera de la ciudad de Cochabamba y evaluar el desempeño de recubrimientos metálicos y orgánicos (pinturas) en las ciudades de La Paz, Cochabamba y Santa Cruz. 3. PROCEDIMIENTO REALIZADO Para la caracterización realizada en Cochabamba y la validación en Santa Cruz y La Paz, se siguieron los procedimientos de las 5 normas ISO que se indican en las referencias (1,2,3,4,5). En las Fotografías 1, 2, 3 y 4, se muestran los detalles de los dispositivos instalados. La información meteorológica para la determinación de parámetros climáticos y cálculo del TDH (Tiempo De Humectación), fue proporcionada por el Servicio Nacional de Meteorología e Hidrología (SENAMHI). En cuanto a los recubrimientos, las probetas de acero y galvanizadas pintadas con resinas de base acrílica, epóxica, alquídica y de pigmentos de aluminio fueron proporcionadas por MONOPOL Ltda. Las probetas de acero galvanizadas fueron proporcionadas por ENABOLCO. Las probetas instaladas en los paneles, fueron objeto de evaluaciones visuales periódicas, habiendo sido la última la realizada a los 10 meses de exposición. En ambos casos, se incluyeron probetas con incisión vertical u horizontal para estudios de protección catódica.

Fotografía 1. Vista general de la Estación Cochabamba, con el panel de exposición y la caseta para instalación de dispositivos para determinación de contaminantes.

Fotografía 2. Placas alcalinas instaladas en la caseta para la determinación de deposición de SO2

Fotografía 3. Colector de cloruros, denominado Método de la Vela Húmeda.

Fotografía 4. Panel de exposición de estación Cochabamba. Vista de izquierda a derecha de: planchas de acero pintadas, planchas de acero galvanizadas y planchas de acero desnudo para validación y caracterización (la coloración anaranjada-café se debe a la formación de óxidos).


4. RESULTADOS 4.1. Caracterización A partir de la información obtenida en el presente proyecto y los proyectos PATINA(7) y MONOPOL-IIIMETMAT(6) y el aporte de otras fuentes locales(8,9) , se pudo determinar la clasificación de Köppen(8) para las ciudades de La Paz, Cochabamba y Santa Cruz. Se estableció en primer lugar una gran diferencia entre La Paz y Cochabamba frente a Santa Cruz al estar clasificados los climas de acuerdo a Köppen como templado húmedo con invierno seco y verano suave para las ciudades de La Paz y Cochabamba y

como sabana tropical en el caso de Santa Cruz(6,7). Adicionalmente, la velocidad de viento preferencial resulta ser más alta en la ciudad de Santa Cruz, siendo más susceptible a originar corrosión con erosión. La información importante para efectos de corrosión, ha sido resumida en las tablas 1 y 2, donde se muestran los valores de los parámetros ambientales y de corrosión, incluyendo las clasificaciones de acuerdo a la norma ISO 9223(3).

Tabla No. 1. Parámetros medioambientales para las ciudades de La Paz, Cochabamba y Santa Cruz,

incluyendo clasificaciones según la norma ISO 9223(3)

PARAMETRO LA PAZ COCHABAMBA SANTA CRUZ

VALOR CLASIF. VALOR CLASIF. VALOR CLASIF.

TDH 0.194 3 0.180 3 0.380 4 TEMPERATURA MEDIA ANUAL (oC) 12.9 17.6 24.2

HUMEDAD REL. MEDIA ANUAL (%) 50.5 46.0 66.6

PRECIPITACION TOTAL ANUAL (mm) 472.6 509.7 1580.0

RADIACION SOLAR TOTAL (KJ/cm2) 697.7 733.2 480.9

HELIOFANIA (Horas sol día) 2472.17 2804.42 2120.80

VELOCIDAD DE DEPOSITO DE SO2 (mg/m2.d) 2.32 P0 0.45 P0 1.20 P0 VELOCIDAD DE DEPOSITO DE CLORUROS(mg/m2.d) 6.60 S1 1.88 S0 1.93 S0

La información para La Paz y Santa Cruz, fue extraída de las referencias 6 y 7. Para Cochabamba se determinaron en el presente proyecto.

Tabla No. 2 . Valores de velocidad de corrosión obtenidas a los 10 meses de exposición (µm/año), para acero desnudo en las ciudades de La Paz, Cochabamba y Santa Cruz, incluyendo las clasificaciones según la norma ISO 9223(3)

LA PAZ COCHABAMBA SANTA CRUZ

VALOR CLASIF. VALOR CLASIF. VALOR CLASIF.

1.67 C2 3.37 C2 5.58 C2 4.2. Recubrimientos La Paz En cuanto a las probetas galvanizadas, las incisiones no mostraban productos de corrosión y la presencia de óxido (blanqueo superficial) no se incrementó en forma apreciable en relación a evaluaciones anteriores. En la Fotografía 5, se muestra la parte del panel de exposición donde se encuentran las probetas galvanizadas traídas a los seis meses de exposición desde Cochabamba y Santa Cruz, junto a las expuestas en La Paz, siendo posible diferenciar que el blanqueo superficial debido a oxidación, es mayor en la ciudad de Santa Cruz, luego en La Paz y finalmente

las expuestas en Cochabamba. No se detectaron mayores signos de deterioro como descascaramiento y corrosión del acero base. En relación a los esquemas de pintura, se detectaron cambios de coloración y brillo en la superficie, con valores de pérdida de color hasta casi 20 % y pérdidas de brillo hasta el orden de 98% en las probetas con recubrimiento a base de resinas epóxicas. En las Fotografía 6, se observa la superficie de una probeta con recubrimiento de resinas epóxicas. No se llegó a detectar signos de ampollamiento, corrosión, fisuración y presencia de hongos. En cuanto al entizado, este se presentó principalmente en los esquemas con pintura epóxica. El exfoliado también


fue esporádico y se presentó solo en los bordes de incisión.

Fotografía 5. Aspecto superficial de probetas galvanizadas en la Estación MONOPOL LP. En cuanto al análisis de las incisiones, aparentemente todos los esquemas están en proceso de activación de sus mecanismos de protección, debido a las coloraciones presentadas en las incisiones.

Fotografía 6. Superficie de una probeta con resina epóxica, que mostró una gran pérdida de color y brillo. Cochabamba En cuanto a las probetas galvanizadas, las incisiones no mostraban productos de corrosión solo algo de polvo retenido, en cuanto a la superficie de las probetas, la coloración era ligeramente blanquecina muy similar a la mostrada en la Fotografía 5. En relación a los esquemas de pintura, se detectaron cambios de coloración y brillo en la superficie, con valores de pérdida de color de aproximadamente 20 %

y de brillo hasta el orden de 96% o mayores en las probetas con resina epóxica. En la Fotografía 7, se puede observar la superficie de la probeta con esquema epóxico (alta pérdida de color y brillo), mostrando irregularidad en la coloración. En relación a ampollamiento, corrosión, exfoliación, fisuración y presentación de hongos, no se tuvieron novedades. En cuanto al entizado, este se presentó principalmente en los esquemas con pintura epóxica.

Fotografía 7. Superficie de una probeta con resina epóxica, con alta pérdida de color y brillo e irregularidades de coloración en la superficie. En cuanto al análisis de las incisiones, todos los esquemas mostraron estar en proceso de activación de sus mecanismos de protección con coloraciones oscuras y principalmente con fondo negro. Al realizarse la prueba de entizado en los esquemas de pintura sobre galvanizado, al igual que en la evaluación a 6 meses, se pudo observar un desprendimiento de las dos capas de recubrimiento en el esquema GAL-WP-E (Wash primer, esmalte industrial), mostrando una falla denominada adhesiva. En la Fotografía 8, se muestra el aspecto de la probeta luego del desprendimiento de pintura, dejando expuesta la superficie galvanizada. Santa Cruz En cuanto a las probetas galvanizadas, las incisiones mostraron un fondo negro sin productos de color marrón, y la superficie presentó mayor blanqueo. Para observar la coloración y aspecto de la incisión, se muestra a continuación la Fotografía 9, de una probeta galvanizada con incisión. En relación a los esquemas de pintura, a ocho meses y medio de exposición, se detectaron cambios de


coloración y brillo en la superficie, con valores de pérdida de color hasta más de 70 % en las probetas AAL (Anticorrosivo aluminio extra intemperie) y pérdidas de brillo mayores a 96% en las probetas de base epóxica y AAL

Fotografía 8. Superficie del esquema GAL-WP-E, mostrando el desprendimiento de las dos capas de pintura.

Fotografía 9. Aspecto superficial de una probeta de acero galvanizado, mostrando blanqueo superficial y coloración negra en la incisión. En la Fotografía 10, se puede observar la superficie de la probeta con el esquema AAL (alta pérdida de color y brillo). Por otra parte, es posible observar una aureola oscura alrededor de la incisión, que se presentó prácticamente en todos los esquemas de pintura. En relación a ampollamiento, corrosión, fisuración y presentación de hongos, no se tuvieron novedades como se muestra en la planilla de evaluación adjunta. En cuanto al entizado, este se presentó principalmente en los esquemas con pintura epóxica. La exfoliación, solo se presentó en el borde de la incisión de esquemas con resinas alquídicas. En cuanto al análisis de las incisiones, todos los esquemas mostraron estar en proceso de activación de sus

mecanismos de protección con coloraciones oscuras y en muchos de ellos con fondo negro. Se constató nuevamente la presentación de aureolas alrededor de las incisiones y chorreado. Al igual que a los 6 meses, al realizarse la prueba de entizado en los esquemas de pintura sobre galvanizado, se pudo observar un desprendimiento de las dos capas de recubrimiento en el esquema GAL-WP-E (Wash primer, esmalte industrial), mostrando una falla denominada adhesiva al igual que en Cochabamba (Fotografía 8).

Fotografía 10. Superficie del esquema AAL, con gran pérdida de color y brillo. Mostrando una aureola oscura alrededor de la incisión. 5. CONCLUSIONES Producto de las evaluaciones realizadas hasta los 10 meses de exposición, podemos emitir las siguientes conclusiones: 5.1. Caracterización La ciudad de Santa Cruz presenta un ambiente

más húmedo y cálido, esperándose inicialmente mayor efecto de la corrosión. Adicionalmente, se establece que los niveles de humectación entre La Paz y Cochabamba son muy similares, con la diferencia de que el ambiente en la ciudad de Cochabamba es mucho más cálido.

La ciudad de La Paz muestra contenidos de contaminantes más elevados en su atmósfera y que podrían influir en la presentación de una mayor velocidad de corrosión en metales sensibles a estos.

En relación a la corrosión de acero, a pesar de tener las tres atmósferas una clasificación C2 (Baja a mediana), la velocidad de corrosión más alta se registra en la ciudad de Santa Cruz comparada con las obtenidas en La Paz y Cochabamba. En consecuencia, la Estación Santa Cruz, es la que muestra una formación


de productos de corrosión más estable y uniforme sobre planchas de acero.

Finalmente debemos concluir que cualquier material sometido a estas atmósferas, sufrirá un ataque dependiendo de su sensibilidad a la humedad y temperatura por una parte o a la presencia de contaminantes (SO2 y cloruros) por otra.

5.2. Recubrimientos El proceso corrosivo del zinc de recubrimiento

en probetas galvanizadas se ha ido pronunciando como era de esperarse, principalmente en Santa Cruz, producto de mayores precipitaciones, temperatura y posible contaminación industrial, aunque debido a la pasivación por los productos de corrosión (blanqueo superficial), la velocidad de corrosión disminuyo en relación a anteriores evaluaciones.

En cuanto a las incisiones en probetas galvanizadas, las expuestas en Santa Cruz, son las únicas que presentan productos de corrosión.

En los esquemas de pintura, se pudo verificar que la pérdida de color y brillo y presentación de entizado principalmente en esquemas con resina epóxica fue muy pronunciado. También se pudo comprobar la existencia de falla adhesiva en Cochabamba y Santa Cruz del esquema de pintura GAL-WP-E (Wash primer, esmalte industrial), utilizado sobre superficies galvanizadas. Adicionalmente, en las tres ciudades, las incisiones mostraron diferentes grados de corrosión, que muestran en la mayoría de los casos la activación del mecanismo de protección.

En general los recubrimientos tanto metálicos como orgánicos (pinturas), hasta los 10 meses de exposición presentaron un buen desempeño protector contra la corrosión del acero de base. Adicionalmente, es necesario hacer notar que los esquemas de pintura con resina acrílica a diferencia de los con resina epóxica, mostraron un menor deterioro en cuanto a color, brillo y entizado.

6. AGRADECIMIENTOS Los autores desean expresar su agradecimiento al Estado Boliviano por el financiamiento del proyecto a

través del IDH canalizado en la UMSA por el Departamento de Investigación, Postgrado e Interacción Social (DIPGIS). Así mismo agradecer a las tres instituciones a las que pertenecen los investigadores a cargo del Proyecto:

- Universidad Mayor de San Andrés – Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales.

- Fábrica de Pinturas MONOPOL Ltda. - Universidad Mayor de San Simón –

Departamento de Química. Por el soporte durante las distintas fases del proyecto. REFERENCIAS 1. ISO 4542/81, Revetements metalliques et autres

revetements non organiques Directives Generales pour pour les essais de corrosion statique en milieu exterieur.

2. ISO 8407, Metals and alloys - Procedures for removal of corrosion products from corrosion test specimens.

3. ISO 9223, Corrosion of Metals and Alloys - Corrosivity of Atmospheres. Classification.

4. ISO/DIS 9225, Corrosion des metaux el alliages - Corrosivite des atmospheres -Methodes de mesurage de la pollution.

5. ISO 9226, Corrosion of metals and alloys - Corrosivity of atmospheres – Determination of corrosion rate of standard specimens for the evaluation of corrosivity.

6. Rocha J., Velarde J., Rozovic I., “Informe Final: Evaluación de la agresividad corrosiva de las atmósferas de las ciudades de La Paz y Santa Cruz y evaluación de esquemas de recubrimientos orgánicos (pinturas) en estas atmósferas”, Proyecto IIMETMAT – MONOPOL, Agosto 2004.

7. Rocha J., Estación PATINA para la evaluación de la corrosión atmosférica, Informe Final Proyecto de Investigación, IIMETMAT - UMSA, Abril 2000.

8. Segaline y Cabre, EL CLIMA DE LA PAZ, Datos del Observatorio de San Calixto, Offset Color S.R.L., La Paz, 1988.

9. SENAMHI, Información Meteorológica de las Ciudades de Santa Cruz, Cochabamba y La Paz - Datos Históricos y Específicos.


RECUPERACION DE ORO Y PLATA POR EL PROCESO ELECTROLITICO ZADRA

GOLD AND SILVER RECOVERY FOR THE ELECTROLYTIC PROCESS TYPE ZADRA

CHAMBI VIRACA LUIS C.

Ingeniero Metalúrgico Esp. Docente Investigador Universidad Mayor de San Andrés [email protected]

RESUMEN Una de las alternativas de extracción de oro y plata a partir de soluciones ricas, es el procedimiento electrolítico empleando la celda tipo ZADRA. Este procedimiento metalúrgico ha sido aplicado en forma directa a unas soluciones proveniente del proceso de lixiviación en presencia de cianuro de sodio. La composición química de la solución sometida a la electrolisis directa en Celda tipo Zadra es; 33.75 mg Au/l; 5.5 mg Ag/l; 375 mg Fe/l y 1727.5 mg S/l, las deposiciones logradas por este procedimiento son del 98% y 99% para el oro y plata respectivamente. ABSTRACT One of the alternatives for extracting gold and silver from rich solutions, is the electrolitic process using the cell type Zadra. This metallurgical process has been applied directly to a solutions from the process of leaching in the presence of sodium cyanide. The chemical composition of the solution subjected to electrolysis is directly in cell type Zadra, Au 33.75 mg/l, 5.5 mg Ag/l, 375 mg Fe/l and 1727.5 mg S/l, the deposition achieved by this procedure are 98% and 99% for gold and silver respectively. KEY WORDS: Zadra Cell; Extraction; Gold; Silver 1. INTRODUCCION El Departamento de La Paz es catalogado como una región minera aurífera y en ella se han establecido cooperativas mineras dedicadas a la extracción de oro que recuperan de yacimientos mineros de tipo aluvional y yacimientos primarios. La Tabla 1 muestra algunas cooperativas registradas y en actual etapa de trabajo en Bolivia, en el Departamento de La Paz las cooperativas están agrupadas en tres organizaciones sindicales como son FEDECOMIN, FECOMAN y FERRECO [1]. La ley 21060 promulgado en el año 1986, entre uno de sus objetivos fue la relocalización de mineros que trabajaron en el sector de la minería tradicional de Bolivia, esta relocalización se debió a la crisis minera como consecuencia de la caída de los precios de los

minerales en el mercado internacional, por ese motivo se establecieron cooperativas mineras para trabajar en el sector aurífero del Departamento de La Paz que hasta ese entonces no mostraron interés por la explotación y recuperación de oro, aunque la explotación de oro fue promovida desde tiempos de la colonia. Fue a partir de ésta ley que la explotación y recuperación de oro se intensificó en los centros mineros del Departamento de La Paz que mostraron contenidos de oro y plata expectables. La explotación de yacimientos de tipo primario y secundario, fue realizada con equipo de diseño rústico como canaletas y bateas, posteriormente con la subida de los precios del oro en el mercado internacional, les permitió a algunas cooperativas con una buena organización sindical, mejorar y mecanizar sus ingenios para incrementar la producción aurífera permitiendo generar empleos directos e indirectos. Las cooperativas mecanizadas cuentan con los equipos que se muestran en la Figura 1 como un modelo general, los cuales son destinados para la recuperación de oro libre en forma exclusiva, la implementación de este tipo esquemas metalúrgicos se debió principalmente a los precios altos del oro registrado desde los años 2005 al 2009, además a que contaron con una buena organización sindical. En el diagrama de flujo de la Figura 1, algunos procedimientos de recuperación de oro no son nada amigable con el medio ambiente y principalmente con la salud de los trabajadores y de sus familiares, debido a que en el circuito de tratamiento utilizan mercurio para poder colectar el oro y una posterior etapa de quema del mercurio en bateas fue practicada sin control. Las cooperativas con mejor equipamiento muestras instalaciones de similares características al señalado en la Figura 1, por su parte las cooperativas pequeñas que poseen pocos equipos tienden a tener la misma línea de equipamiento en sus ingenios cuyo propósito es lograr recuperar la mayor cantidad de oro libre.


Tabla 1. Cooperativas Mineras en Bolivia Fuente: Cámara Nacional de Minería, FECOMAN [1]

Fig. 1. Diagrama de flujo metalúrgico de Cooperativa Mecanizada

DEPARTAMENTO FEDERACIÓN ACTIVAS

INACTIVAS

TOTAL SOCIOS ACTIVOS

COOPERATIVAS

LA PAZ FEDECOMIN 10 39 49 4500 Viloco 6 0 6 Caracoles 7 0 7 Yani-Lijuata 17 2 19 Nor y Sur Yungas 8 0 8 Pelechuco 8 2 10FECOMAN 2100 Incachaca 12 1 13 Conzata 14 17 31 Pallallunga 8 0 8 Ananea-Tacacoma 6 8 14 Camata 6 8 14FERRECO 6700 Tipuani-Unut 21 9 30 Challana 5 20 25 Cangalli 6 7 13 Huanyti 5 0 5 Mapiri 31 36 67 Guanay 4 25 29 Teoponte 9 22 31

ORURO FEDECOMIN 21 9 30 2200HUANUNI 4 0 4 2500

POTOSI FEDECOMIN 40 7 47 8500SUR ATOCHA 8 5 13 3800NORTE POTOSI 9 5 14 8000SUD UYUNI 9 13 22 1100

COCHABAMBA Kami 1 0 1 1200

TOTALES 275 235 510 40600


Actualmente la recuperación de oro es buena y pareciera que todo les favorece, por ejemplo precios altos del oro en el mercado internacional 900$us/OT, el gobierno actual muestra su apoyo a este sector, por lo tanto, es el momento de mostrar algunas alternativas técnicas. El presente trabajo de investigación de tipo aplicativa se fundamenta principalmente en aplicar el proceso de electrolisis en celda de tipo Zadra y para ello es necesario analizar nuevamente la Figura 1, en ellas se puede observar varios aspectos, como: El oro que se recupera es de granulometría

gruesa. El oro de granulometría fina no es posible su

recuperación. La recuperación de oro se hace mediante

amalgamación el cual es perjudicial debido a que el mercurio se atomiza por la presencia de elementos como azufre, arsénico, etc.

La recuperación de oro sólo alcanza el 40% aproximadamente, debido a que no todo el oro esta liberado y los minerales de veta traen gran cantidad de piritas con contenidos altos en oro del cual es difícil su recuperación con el procedimiento de la Figura 1.

Existe una gran contaminación por efecto del mercurio y la presencia de lamas, estos productos se constituyen en contaminantes debido a que salen del circuito con dirección al río en forma no controlada.

El presente trabajo pretende mostrar una alternativa para incrementar la recuperación de oro-plata y el proceso Zadra se hace amigable para el tratamiento de minerales de oro y plata por su efectividad y cuidado que son aplicable a soluciones ricas en oro y plata principalmente, para el cual debe estar resuelto la etapa de concentración gravimétrica y la etapa de lixiviación. 2. ASPECTOS TEORICOS Lixiviación de oro y plata El proceso hidrometalúrgico de cianuración, se rige por la termodinámica el cual es resumido en los diagramas Eh-pH, la estabilidad del proceso de cianuración de oro y plata se puede determinar en los siguientes diagramas de áreas de predominancia de las Figuras 2 y 3, las que muestran la factibilidad de cianuración de oro y plata en rangos de pH mayores a 9.21 con concentración molal de Au Ag de 10 m y CN 10 m.

Figura 2. Diagrama Eh-pH sistema Au-CN-H2O a

25°C [2]

Figura 3. Diagrama Eh-pH sistema Ag-CN-H2O a

25°C [2] Las siguientes reacciones químicas demuestran la posibilidad de lixiviar por cianuración [3]:

2Au 4NaCN O H O → 2NaAu CN 2NaOH

∆G 36640cal/mol [4] (1)

2Ag 4NaCN O H O → 2NaAg CN 2NaOH ∆G 26919cal/mol [4] (2) Las energías libres de Gibbs fueron determinados tomando como referencias la base de datos del software HSC 6.0 [4], este programa computacional


está basado en una buena información termodinámica. Por otra parte, la posibilidad de recuperar los metales preciosos por cianuración se complica cuando se presenta azufre como sulfuros en la composición de los minerales, ésta imposibilidad se puede observar en las Figuras 4 y 5.

Figura 4. Diagrama Eh-pH sistema Au-SCN-H2O a

25°C [2]

Figura 5. Diagrama Eh-pH sistema Ag-SCN-H2O a

25°C [2] En el diagrama de la Figura 4 se puede observar la imposibilidad de realizar el proceso de cianuración del oro en presencia de azufre a menos que se pueda bajar el pH hasta valores inferiores a 8, sin

embargo a estos valores la presencia de HCN se incrementa de acuerdo con la siguiente expresión: HCN CN 10 (3)

Donde 10 . es la constante de equilibrio de la siguiente reacción: HCN → H CN (4) Por otra parte, en la Figura 5 se puede observar la alternativa de recuperación de plata por cianuración en presencia de azufre, esta posibilidad es mayor comparando con la recuperación de oro, lo anterior se debe principalmente a las propiedades termodinámicas de la plata que son más favorables respecto al oro. Electrólisis La electrolisis de oro y plata a partir de soluciones también se basa en los anteriores diagramas termodinámicos y las semireacciones que se desarrollan en el proceso electrolítico son: Ánodo: 2OH → O H O 2e (5)

Cátodo: Na e → Na (6) Na H O → NaOH H (7) Au CN H → Au CN HCN (8) NaOH HCN → NaCN H O (9)

Al utilizar la Ley de Hess, para las anteriores reacciones, se tiene la inversa de la reacción de Elsner, dada en la reacción (1): 2NaAu CN 2NaOH → 2Au 4NaCN O H O (10)

De la misma forma se tendrá la inversa de la reacción (2) para la electrolisis de plata: 2NaAg CN 2NaOH → 2Ag 4NaCN O H O (11)

Las reacciones (10) y (11) son las que se consideran en el proceso de electrólisis en celda convencional y en la electrólisis realizada en la celda tipo Zadra. Un trabajo de investigación anterior realizado es “Electroobtención de oro a partir de soluciones cianuradas” que fue efectuado por los investigadores F.Valda y J.Quisbert [5], en este estudio, las pruebas fueron efectuados a escala de laboratorio considerándose como una investigación básica. La solución de oro con el que trabajaron registró una ley de oro de 6 mg/l considerado como licor pobre, las pruebas experimentales fueron realizados en celda electrolítica convencional cuyos resultados de


recuperación máxima que lograron fue del 80.91% de oro cuando se trabajó a una temperatura de 30ºC, sin embargo no explicaron los resultados de sus pruebas experimentales. Un segundo trabajo fue realizado por J.A.Garcia y E.A.Nuñez y otros [6], el título de la investigación es “Desarrollo de un sistema de electro recuperación de oro plata desde soluciones diluidas de cianuración de minerales”, las pruebas fueron realizados a escala laboratorio y piloto con una muestra sintética cuya composición es de 30 mg/l de Au, 215 mg/l de Ag y 500 mg/l de Cu, las pruebas fueron efectuados en un conjunto de celdas con cátodos de lana de acero similar a la celda Zadra, al respecto no presentan los resultados de estas etapas, adicionalmente realizaron pruebas a nivel industrial con minerales procedente de la mina El Espinillo La Rioja Argentina, en sus experimentos encontraron muchas dificultades como la formación de lamas los cuales fueron floculados con cal, sin embargo el ión calcio les interfería en la electrólisis y para resolver el problema generado usaron carbonato de sodio para precipitar el calcio y su recuperación subió hasta valores del 95% pero al transcurrir el tiempos esta recuperación bajo al 50% el cual atribuyeron a la presencia de las lamas. 3. TRABAJO EXPERIMENTAL Para desarrollar el trabajo experimental se ha seguido el esquema mostrado en la Figura 6. En ella se muestra los pasos consecutivos para lograr en lo posible tenores altos de oro y plata en solución, ésta solución rica es destinada a tratamiento por electrólisis en celda tipo Zadra, cuya disposición de los equipos de electrólisis de celda de tipo zadra se muestra en la Figura 7. Como se puede observar en la Figura 6, fue realizada etapas de tratamiento gravimétrico con la finalidad de recuperar oro libre, concentrado de pirita y colas de descarte. El concentrado de pirita fue sometido a tostación oxidante para eliminar azufre y liberar oro, la calcina fue sometido a lixiviación por agitación en solución de NaCN en un rango de pH entre 9.5 a 10.5, el cianuro libre fue controlado por titulación con nitrato de plata estandarizada. La solución rica fue directamente destinada para su tratamiento por el proceso electrolítico en celda tipo zadra. La celda tipo zadra, como se puede observar en la Figura 7, fue construido en PVC (cloruro de polivinilo) de 3 plg. de diámetro y 12 cm de largo, el cual se encuentra enchapada de acero inoxidable que sirve

como ánodo, el cátodo está conformado por viruta de acero inoxidable, el cual se encuentra confinado dentro de una malla tubular de 2 plg. También de acero inoxidable.

Figura 6. Diagrama de pretratamiento de piritas

auríferas.

Figura 7. Celda zadra de laboratorio para oro y plata. La solución rica es alimentada por un tubo de ¼ plg. instalado en el eje axial del cátodo. La solución fluye en contracorriente con un caudal de 428.5 ml/min hacia el rebalse acoplado a la celda tipo zadra, y es alimentado a un deposito acondicionador que tiene la finalidad de controlar la temperatura y el contenido de


oro, para luego recircular la solución a la celda electrolítica. 4. RESULTADOS Y DISCUSION El mineral está constituido por piritas auríferas y es procedente de la Cooperativa Minera Aurífera Cotapata localizada a 20 km de la ciudad de La Paz, la composición aproximada de oro es de 112.04 g/t (este tenor alto fue determinado por pruebas fire assay en los laboratorios del IIMETMAT y SGS La Paz). La mineralogía de la muestra mineral se muestra en la Tabla 2.

Tabla 2. Composición Mineralógica [7]

El grado de liberación de oro se puede observar en las siguientes micrografías:

Figura 8. Micrografías, grado de liberación de oro en piritas En la micrografías de la Figura 8, se observa pirita que se encuentra como base de oro liberado, con este criterio el mineral fue sometido a una recuperación de oro físico por procesos gravimétricos como una etapa preliminar, obteniéndose tres

productos; oro físico, concentrado y colas finales según la establecido en la Figura 6. El material que se sometió a tostación oxidante fue el concentrado y el producto de este proceso se destinó a cianuración (no siendo objetivo de éste trabajo analizar la concentración gravimétrica ni los procesos de tostación y cianuración). La composición química de los productos de la etapa preliminar, se muestra en la Tabla 3. La solución rica obtenida del proceso de cianuración, muestra un contenido de 33.75 mg/l de oro, éste producto se destinó a la celda tipo Zadra, para el cual fueron realizadas pruebas preliminares en celda convencional cuyo objetivo fue determinar parámetros técnicos para aplicación en celda tipo Zadra. Los resultados de ésta pruebas se muestran en la siguiente tabla: En la Tabla 4, se puede observar tres pruebas realizadas en celda convencional, el rendimiento del proceso de electrólisis llega al 33.41% cuando la prueba fue realizado sin la adición de exceso de ni , estos rendimientos suben hasta 89.88% cuando fue agregada a la solución 0.40 y 99.75% cuando se agregó 6.50 a 40ºC. Para las pruebas en celda tipo Zadra se ha tomado en cuenta los anteriores parámetros y se usó viruta de acero como cátodo cuya composición se detalla en la Tabla 5. Los parámetros utilizados para realizar las pruebas en celda tipo Zadra, se resumen en la Tabla 6: Los resultados de las pruebas en celda tipo Zadra se muestran en las siguientes figuras 9 al 12:

Figura 9. Depósito de Oro; = 3.14 g/l a 50ºC

MINERAL PORCT. APROX.Pirita 94.24 – 97.35Arsenopirita 2.26 – 4.24Cuarzo 0.13 – 0.50Rocas y silicatos 0.06 – 0.92Hematita 0.10Limonita 0.10 – 0.20Calcopirita 0.10 - 0.20Estibina 0.10 - 0.20Esfalerita 0.10 - 0.20Oro Trazas

0 1 2 3 4 5 6 70

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tiempo Hrs

%

Dep

ósi

to d

e A

u

I = 2.50 amp

I = 1.50 amp

I = 0.08 amp


Tabla 3. Productos etapa de Tostación y lixiviación Producto Au Ag Fe

(%)S

(%)Calcina Py (g/t) 142.00 64.64 61.72 2.60Sol. Rica (mg/l) 33.75 5.50 375.00 1727.50Resd sólido 20.00 45.08 56.65 1.82

Tabla 4. Pruebas preliminares en calda convencional

Condición Parámetro

3.14 / 0

3.14 / 0.40

6.50 / 0

Au/sol. Mg 18.26 10.13 10.13 Tipo Cátodo Plancha inox. Plancha inox. Malla inox. Tipo Anodo Plancha inox. Plancha inox. Plancha inox. T ºC 20 40 40 amp/dm2 1.774 1.172 1.563 Au catód. mg 6.10 9.1 10.1 % Rend. 33.413 89.88 99.75

Tabla 5. Viruta de acero inoxidable AISL 304

%C max. %Mn max %Si max %Cr max % Ni max

0.08 2.00 1.00 18-20 8-12

Tabla 6. Parámetros para pruebas en calda Zadra Vol. ml 1500 – 3000 Q l/hr 25.71Au/sol. mg 50.63- 101.25 libre 3.14Ag/sol. mg 8.25 - 16.50 Adic. 5.03T ºC 30 – 40 - 50 Adic. 0.88I (amp) 0.08- 1.5- 2.5 Cátodo Viruta Fe inoxpH 12 Anodo Plancha Fe inox

Figura 10. Depósito de Oro; =0.80g/l a 50ºC

Figura 11. Depósito de Oro; = 5.03g/l T = 30ºC

0 1 2 3 4 5 6 70

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tiempo Hrs

%

Dep

ósi

to d

e A

u

I = 2.50 amp

I = 1.50 amp

0 1 2 3 4 5 60

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tiempo Hrs

%

Dep

ósi

to d

e A

u

I = 2.50 amp

I = 1.50 amp


Figura 12. Depósito de Oro; = 5.03g/l T = 40ºC

De los anteriores resultados, el proceso de electrolisis en celda tipo Zadra, para el caso del oro, llega a rendimientos del 98% en un tiempo óptimo de tres horas de electrolisis con un caudal de recirculación de la solución de 25.71 l/hr. La intensidad de corriente más adecuada para la electrolisis es de 1.5 a 2.5 amp. llegando a depositar hasta el 98%, y no así cuando se trabaja a una intensidad de corriente igual 0.08 amp. Por otra parte también se ha observado la deposición de complejos cianurados de hierro como ferrocianuros y ferricianuros férricos los cuales adquirieron una coloración azul tanto en el cátodo como en el ánodo, estos compuestos han sido de difícil separación en el tratamiento de limpieza del oro depositado. Los resultados de la electrodeposición de plata se presentan en las 13 al 16.

Figura 13. Depósito de Ag; = 3.14g/l T =50ºC

Figura 14. Depósito de Ag, = 0.80g/l T =50ºC

Figura 15. Depósito de Ag; = 5.03 g/l T =30ºC

Figura 16. Depósito de Ag; =5.03 g/l T =40ºC

0 1 2 3 4 5 60

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tiempo Hrs

%

Dep

ósi

to d

e A

u

I = 2.50 amp

I = 1.50 amp

0 1 2 3 4 5 6 70

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tiempo Hrs

%

Dep

ósi

to d

e A

g

I = 2.50 amp

I = 1.50 ampI = 0.08 amp

0 1 2 3 4 5 60

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tiempo Hrs

%

Dep

ósi

to d

e A

g

I = 2.50 amp

I = 1.50 amp

0 1 2 3 4 5 60

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tiempo Hrs

%

Dep

ósi

to d

e A

g

I = 2.50 amp

I = 1.50 amp

0 1 2 3 4 5 60

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tiempo Hrs

%

Dep

ósi

to d

e A

g

I = 2.50 amp

I = 1.50 amp


De las Figuras 13, 14, 15 y 16, para el caso de la deposición de plata utilizando viruta de acero inoxidable de la celda tipo Zadra, llega a rendimientos del 99% en un tiempo óptimo de tres horas de electrolisis, en similitud con la electrólisis del oro. El porcentaje del depósito, con una intensidad de corriente de 0.08 amp., son bastante bajas como se puede observar en la Figura 13. Comparando las Figuras 9, 10, 11 y 12 con las Figuras 13, 14, 15 y 16 que corresponden a la electrólisis de oro y plata, la temperatura es un factor determinante para la electrodeposición de oro, así, un rango aceptable de temperatura de 30 a 40°C da lugar a recuperaciones que llegan a 98 %. 5. CONCLUSIONES En base a los objetivos y el trabajo de investigación, las conclusiones son las siguientes: En la composición mineralógica de la muestra, el oro mayoritariamente esta encapsulado en la pirita, que representa el 90% del mineral y el 10% está asociado con cuarzo y otros constituyentes. La liberación de oro en la muestra es de 83,34 % a una granulometría de –75m.

La solución rica, procedente de la cianuración analiza 33.75 mgAu/l, 5.5 mgAg/l, 375 mgFe/l y 1727.5 mgS/l, donde la conductividad de la solución es 17.7 milimhos/cm. En estas condiciones se realizaron las pruebas de electrolisis en celda convencional lográndose deposiciones en el rango de 33.4 a 97% de oro. En el desarrollo de las pruebas en celda tipo Zadra, se consideraron las siguientes variables operacionales: tiempo de electrólisis, intensidad de corriente, temperatura y la adición de cianuro de sodio e hidróxido de sodio. Alcanzando recuperaciones del 98% oro y 99% plata en condiciones de I = 1,5 Amp, T = 30 a 40oC, t = 3hr. Y Qf = 25,71 l/hr., siendo las mejores condiciones de trabajo para la electrolisis en celda tipo Zadra.

El efecto en exceso de cianuro de sodio e hidróxido de sodio, mejora la recuperación de oro y plata, llegándose, en las mejores condiciones de trabajo a obtener recuperaciones de 98% oro en una hora de operación. Cuando se trabaja sin la adición de los anteriores reactivos solo se llega a obtener recuperaciones del 79% de oro. El comportamiento de la recuperación electrolítica de la plata es similar al caso del oro.

El efecto de los contaminantes, como iones de calcio, hierro y azufre, en la electrolisis en celda Zadra, no han mostrado una incidencia significativa, aunque en el proceso tanto en celda convencional como en celda tipo Zadra se ha observado una deposición de coloración azul que probablemente se deba a la presencia de complejos cianurados de hierro, aunque no se han determinado el efecto y las cantidades mínimas o máximas de estos constituyentes. Debe ser una condición necesaria controlar el contenido de hierro y azufre para trabajar en los procesos de cianuración y electrolisis, este aspecto está fundamentada en los diagramas Eh-pH. El proceso de electrolisis en celda tipo Zadra para recuperar oro y plata, es técnicamente factible a partir de soluciones procedentes de la etapa de cianuración. El proceso de electrolisis en celda tipo Zadra, también puede ser aplicado en pequeña escala debido a su funcionalidad, ya sea para refinar metales preciosos o para recuperar valores a partir de soluciones con altos contenidos de oro. 6. BIBLIOGRAFIA [1] Cámara Nacional de Minería [2] O.Barbosa,A.J.Monhemius. Thermovhemistry of

Thiocyanate systems for leaching Gold and Silver ores. Precious Metals ’89. Edited by M.C.Jha and S.D.Hill. The Mineral, Metals & Materials Society 1988. pp 307-339

[3] Fathi Habashi. Principles of Extractive Metallurgy, Hydrometallurgy. Volume 2, Laval University, Quebec City, Canada. Copyright 1970 by Gordon and Breach, Science Publishers, Inc. Second Printing November 1980. pp 24-42.

[4] Anti Roine, Jarkko Mansikka-aho. HSC 6.0 Outokumpu Technology Research Oy, 1974-2006

[5] F. VALDA M. Electroobtención de oro a partir de soluciones cianuradas. Tesis de Grado UMSA 1987.

[6] J.A.GARCIA,E.A.NUÑEZ. Desarrollo de un sistema de electrorecuperación de oro y plata desde soluciones diluidas de cianuración de minerales. VII Congreso Nacional de Metalurgia. Universidad de Concepción-Chile-1992. pp 261-265.

[7] H.ALARCON B. Caracterización mineralógica y grado de liberación de oro. Informe de resultados, Abril 2003 IGEMA, Facultad de Geología UMSA.

[8] Y. Guan, K.N.Han. An Electrochemical Study on the Dissolution of Gold and Copper from Gold/Copper Alloys. pp.817–827. TMS-B Volume 25B.

[9] N.P.FINKELSTEIN. The Chemistry of the Extraction of Gold from its Ores. Gold Metallurgy in South Africa, Chapter 10 pp 284-347.


Y LA REFINERIA DEL ZINC?

JORGE LEMA PATIÑO Dip. Ing. Metalúrgico

El proyecto para la instalación de una refinería de zinc en Bolivia tiene una larga historia. Desde principios de la década de los sesenta diversas misiones técnicas del exterior llevaron a cabo los estudios preliminares, determinando su pre factibilidad. Entre estos estudios podemos recordar los realizados por RUDIS (1968) de Yugoslavia y SIGNMASTER and BREYER (1969) de los Estados Unidos.

La Empresa Nacional de Fundiciones (ENAF) responsable de la planificación y ejecución de proyectos metalúrgicos de metales no ferrosos en Bolivia, inicio en 1972 el trabajo compilación y revisión de la información de estudios previos, y decidió confiar a la empresa MACHINOEXPORT (USSR) Y CENTROZAP (1973) (Polonia) el estudio de factibilidad para la instalación de una fundición de zinc en la parte norte del altiplano y evaluar los tipos de Mineral complejo para la construcción futura de una segunda fundición en el sur de Bolivia. En 1975 una misión Japonesa (JICA) realizo un estudio de pre factibilidad, que indicaba insuficientes reservas mineras.

Debido a la inadecuada infraestructura en el sur y a las insuficientes reservas de los depósitos objeto del estudio, se determinó la necesidad de planificar únicamente la instalación de una refinería de zinc (64.000 TMF/año) y encontrar un mercado adecuado para la gran cantidad de ácido sulfúrico a ser producido; asimismo, por el alto consumo de energía requerido por la Refinería, el proyecto debería tomar en consideración la disponibilidad de energía eléctrica y en consecuencia, se requirió de un estudio complementario. De esta manera se inició un proyecto de gran importancia denominado “PLAN INDUSTRIAL INTEGRADO”.

En 1974, la ENAF preparó un documento demostrando la necesidad de extender una invitación a firmas internacionales especializadas, (Káiser Engineery, Sybetra, Outokumpu) y se seleccionó a la empresa KHD de Alemania asociada con Davy Power Gas (Inglaterra) (estudio de fosfatos en Capinota) para realizar el estudio de factibilidad que confirmó la rentabilidad de la Refinería, considerando el incremento de la capacidad de la refinería, en base a otras fuentes de minerales de zinc complejos y

determino la factibilidad de su construcción de acuerdo a lineamientos básicos elaborados por la ENAF y aceptados por el Gobierno Boliviano, el cual emitió el correspondiente Decreto Supremo No. 12087, en fecha 27 de Diciembre de 1974. La posterior decisión del Gobierno de conformar una sociedad entre ENAF (parte técnica) y Comibol (suministro de concentrados) para realizar primero la fundición de plomo plata en Karachipampa hizo postergar el proyecto de zinc.

Después de un largo proceso de indecisiones, siguiendo las recomendaciones de la Comisión Ministerial (2002), Karachipampa vía licitación fue adjudicada (2004) en joint venture con Comibol a una empresa americana Aitco que debería ya haber integrado esta planta con una refinería de zinc que provea al horno Kivcet de subproductos de plomo resultantes, dando viabilidad a esta anhelada fundición de plomo plata en Potosí, que dispone además de la producción de los complejos de San Cristóbal para su operación.

A la fecha han emergido nuevas tecnologías para procesar concentrados de zinc complejos, que no producen acido (Sherritt Gordon, Intec) y hoy en día es viable la instalación de la refinería de zinc en Bolivia con un valor agregado (75%) muy superior a la que se origina con la fundición del Estaño (25%), incluyendo la recuperación de sub productos como el Indio.

La tecnología de biolixiviación desarrollada por Técnicas Reunidas de España, a nivel de Planta Piloto solamente se aplicaría a minerales con bajos contenidos de plata, y no ha sido comercialmente demostrada, como se ha pretendido afirmar en una reciente licitación, para justificar únicamente elevados pagos a esta empresa que ya realizó pruebas previas. Esta licitación debería, ser conducida con responsabilidad y criterio técnico por su importancia para el país y la política minera del gobierno.

Las pasadas manifestaciones públicas del Ministerio de Minería sobre la presencia del metal Indio en los concentrados de zinc – plata que se exportan sin declarar y que colocan a Bolivia como el principal productor de Indio del mundo, han causado sorpresa


y han impactado a la opinión pública. Este tema, aunque no era desconocido por los expertos nacionales y en los proyectos de producción de zinc metálico realizados en la década de los años sesenta, se incluyó el circuito de recuperación del indio. Los precios actuales de este metal que están sobre $us. 800 el kilogramo hacen necesario que el Ministerio de Minería otorgue la máxima prioridad a la instalación de una Refinería de Zinc, con una tecnología moderna seleccionada en base a estudios comparativos y no por capricho. Se tiene conocimiento que inclusive Comsur (2003) realizó un estudio y concluyó exitosamente con las pruebas de investigación, las cuales se mantienen en reserva, habiendo seleccionado un proceso moderno que recupera el Indio y que no produce ácido sulfúrico.

La instalación de la Refinería de zinc, podría realizarse en los predios del Complejo Metalúrgico de Vinto, haciendo uso parcial de la infraestructura existente en base a los concentrados complejos de Mina Bolivar y Porco. Solo por el valor del Indio, el país obtendría un ingreso suficiente para cancelar el costo de instalación de esta Refinería en base a reservas probadas. Hemos sugerido desde la década de los 70 que la Planta de volatilización de estaño La Palca, sea convertida en una Planta de volatilización de zinc; mediante tecnologías complementarias existentes, que harían viable este proceso para los minerales complejos de zinc con plomo, plata e indio.


PROYECTO BOLIVIANO DE INDUSTRIALIZACION DEL LITIO EN EL SALAR DE UYUNI

Oscar Vargas Villazón* COMIBOL – Dirección Nacional de Recursos Evaporíticos de Bolivia

*Especialista en el tema litio y catedrático de Economía (UCB).

El salar de Uyuni es la reserva más grande de litio del planeta y Bolivia tiene el deber de garantizar el abastecimiento de este mineral al mundo, en condiciones de mercado claras y transparentes. El Gobierno ha decidido el desarrollo de un polo químico-industrial de alto valor agregado, que produzca en sus plantas industriales cloruro de potasio, sulfato de potasio, carbonato de litio y ácido bórico. Bolivia podrá asegurar al mundo, a partir del 2014, la producción de 800.000 toneladas/año cloruro de potasio con un ingreso promedio de 350 millones de dólares por año a un precio inferencial de $us 437,5/TM, puesto en barco, lo que es un precio muy conservador dada la alta demanda de potasio para su uso como fertilizantes en el mundo, frente a una producción de carbonato de litio de 30.000 toneladas por año (tpa) a un precio de a aproximadamente $us 5.000/TM para el 2014. Otro motivo por el cual se considera que el salar de Uyuni es estratégico, es el desarrollo importante del mercado del litio en todas sus fases, no solamente en el de la implementación de la industria de baterías de litio, sino también en las etapas de industrialización básica, donde se pretende producir aparte del carbonato de litio: cloruro de litio, hidróxido de litio y litio metálico.

Ahora bien, ¿por qué también industrializar potasio?, porque el mayor porcentaje de los ingresos para el proyecto serán obtenidos de las ventas de sus derivados. Las razones son, en primer lugar, que el precio del cloruro de potasio tuvo un incremento espectacular, entre junio del 2007 y junio del 2009, del 450%, debido al aumento de la demanda de fertilizantes (hoy el precio es de $us 550/TM) y en segundo lugar porque el proceso de obtención de cloruro de potasio es mucho más sencillo y tecnológicamente hablando no se requieren grandes desarrollos. Esto hace que los costos de producción del cloruro de potasio sean menores que los del carbonato de litio, los tiempos del ciclo de inversión son más cortos (las sales se obtienen entre seis meses antes que el litio y el proceso de flotación de sales no requiere de insumos onerosos). El salar tiene 20 veces más potasio que litio; la estimación más general señala que el salar alberga 100 millones de toneladas de litio, por lo que las reservas de potasio ascenderían a 2.000 millones de toneladas. Por otro lado no debe descartarse la industrialización de los demás elementos presentes en la salmuera, como ser el boro y el magnesio, de donde se podría producir ácido bórico y sales de magnesio, puesto los procesos son también bastante conocidos en la industria química. Actualmente el precio del ácido bórico de 99,8% está alrededor de los 550 $us/TM, y el bórax decahidratado se vende en 350 $us/TM, (el bórax anhidro puede llegar a sobrepasar el doble de precio del bórax convencional). Al mismo tiempo la tecnología actual permite también la producción de carbonato de sodio, a través de procesos químicos industriales conocidos (SOLVAY ®) donde los principales insumos son la sal común (halita) y evaporitas como el carbonato de calcio (calcita), este insumo representaría el 30% de los costos de operación, siendo su precio actual de $us 420/TM.


Proceso de concentración de KCl (cloruro de potasio) 1

Proceso de obtención de ácido bórico (U.S. Borax)

1 Tomado de EAST EXPLORER www.east-explorer.com


LA ESTRATEGIA NACIONAL PARA LA INDUSTRIALIZACION DEL LITIO Y OTROS RECURSOS EVAPORITICOS DE BOLIVIA

Ing. Juan Carlos Montenegro Bravo

Docente Investigador – IIMETMAT Miembro del CCII-REB

[email protected]

1. NECESIDAD DEL CAMBIO DE MATRIZ ENERGETICA EN EL MUNDO

El litio es un producto químico-industrial que rápidamente viene cobrando importancia estratégica para el futuro energético del planeta y con mayor fuerza estará vinculado al crecimiento económico e industrial sostenible de la economía mundial en los próximos años. Su protagonismo se desenvuelve en el marco de la necesidad de la adopción de energías alternativas ante la descontrolada emisión y acumulación de dióxido de carbono en la atmósfera, provocada principalmente por los combustibles fósiles de los países industrializados, que incide y vislumbra un cambio climático catastrófico que va generando una creciente alarma mundial por las consecuencias que ya soporta nuestro planeta. El calentamiento global ya experimentado ha puesto a la Tierra al límite de los 2°C. De acuerdo a especialistas del tema, cruzado este umbral, los impactos económicos, sociales, políticos, culturales y ambientales serían catastróficamente indescriptibles. El combustible más usado y más barato para la generación de la energía eléctrica en el mundo siguen siendo los combustibles fósiles, a pesar del Protocolo de Kyoto y de la fracasada Cumbre de Copenhague de diciembre del 2009. El 95% del trasporte en el mundo es todavía dependiente de los combustibles fósiles y es el responsable en un casi 40% de las emisiones totales de CO2(1). Por otro lado, el agotamiento del petróleo crudo como principal fuente energética impulsa la búsqueda de nuevas fuentes alternativas de energía. Algunas estimaciones incluso proyectan que, siendo las actuales reservas mundiales probadas de petróleo y líquidos del gas natural de 1,2 billones de barriles, ésta sería consumida tan sólo en los próximos 30 años(2). Por todo ello se hace cada vez más imperiosa la necesidad del cambio de la matriz energética en la industria automotor. Una de las alternativas de mayores avances y perspectivas y que va cobrando fuerza para sustituir el uso de combustibles fósiles, es el empleo de baterías eléctricas de alto rendimiento a base de litio, en reemplazo de los motores a combustión en el

transporte automotor. Algunos países proyectan introducir algo más de un millón de vehículos híbridos y eléctricos hasta el 2015, lo que también representa en la actualidad una oportuna válvula de escape a la crisis financiera que todavía atraviesa la industria automotriz. Sin embargo, también existen opiniones más conservadoras(3) que, basadas en el concepto de que saltar a tecnologías nuevas es un gran riesgo, dicen que en los próximos 10 a 20 años, el motor de combustión interna impulsado por gasolina seguirá dominando el mundo de la industria automovilística, pues se prevé que en el 2020 los vehículos con motores híbridos y eléctricos captarán sólo el 14% del mercado mundial de automóviles. Es en este contexto de emergencia global que se viene investigando y desarrollando varias alternativas energéticas renovables a ser utilizadas a gran escala y con cero emisiones de CO2 como son, por ejemplo, la energía eólica, la energía solar fotovoltaica, colectores de energía solar térmica, nuevos materiales y nuevos sistemas de generación y acumulación de energía, microbaterías de alta duración, baterías eléctricas de alto rendimiento y otros. 2. EL LITIO: ESTRATEGICO PARA BOLIVIA Y EL

MUNDO El litio se comercializa principalmente bajo la forma de carbonato de litio y tiene en la actualidad un precio que fluctúa entre 5 a 7 dólares por kilogramo. Sus aplicaciones en la industria farmacéutica y en la industria de materiales es muy variada y en los últimos años ha tenido una evolución que le brindan un carácter muy particular convirtiéndose en el símbolo estratégico de alternativas energéticas a los combustibles fósiles en dos grandes campos. Por un lado, en la fabricación de baterías eléctricas. La batería a base de litio es la más liviana y de mayor potencia específica desarrollada hasta la fecha. En vista del agotamiento de las reservas mundiales de petróleo y la necesidad global de reducir las emisiones de dióxido de carbono, se prevé que en los próximos años los vehículos HV (híbridos), PHV (híbridos plug-in) y EV (eléctricos) desplazarán al


automóvil a base de combustión fósil, para lo que se requerirá ingentes cantidades de litio destinado a la construcción masiva de baterías recargables. En la actualidad su empleo es masivo sólo en la fabricación de pequeñas baterías para sin número de artefactos electrónicos como celulares, relojes, computadoras, etc. Por otro lado, el litio adquiere también importancia en la fusión nuclear, actualmente en pleno desarrollo tecnológico. La fusión nuclear es otra alternativa para producir energía eléctrica con alto grado de seguridad y bajo impacto ambiental, proceso en el cual el litio actúa como catalizador del mismo. Es en

este nuevo rubro energético que también se espera un crecimiento de la demanda de litio. Algunas proyecciones indican que esta tecnología tendrá aplicación masiva para después del año 2020(4). En los últimos 25 años, la evolución de las aplicaciones del litio ha tenido significativos cambios, desde su principal empleo en la industria del aluminio (para la obtención de aleaciones ligeras), en la industria de cerámicas y vidrio, hasta su actual tendencia y firme posicionamiento de la mayor demanda para la fabricación de baterías, como puede observarse en el cuadro siguiente, lo que a su vez impulsa una mayor producción mundial.

EVOLUCION DE LAS APLICACIONES EN EL MERCADO MUNDIAL DEL LITIO

APLICACIONES 1985

% 2005

% 2008

% 2009

% 2010e

% 2011e

% 2012e

% 2013e

%

Baterías 0.5 20 25 25.7 31 31.6 34.2 36

Cerámica y vidrio 29.1 21 17 18 18.5 19 18.7 18.75

Industria del aluminio 38.5 4 2 1.9 1.6 1.5 1.4 1.3

Grasas y Lubricantes 16.1 16 10 10.3 9.5 9.5 9.3 8.74

Polímeros y farmacéutica 0.9 4 11 10.2 8.8 8.5 7.9 7.5

Productos y sustancias químicas 6.7 - 6.5 6.7 6 5.9 5.6 5.3

Sistemas de aire acondicionado 2.1 8 6 5.7 5.2 5.2 5 5.2

Otros 6.1 23 22 21 19 18.7 17.8 17.5

e estimado Fuente: Elaboración propia con datos de Industrial Minerals and Metal Bulletin Research – Executive summary. Pese a todos estos indicadores positivos, aún existen algunos problemas y limitaciones que están en proceso de superación. Uno de los más serios obstáculos para la comercialización masiva de baterías de litio recargables y que de algún modo fue superado, ha constituido la alta reactividad del litio metálico, que podría generar problemas de funcionamiento y seguridad. Este problema fue resuelto con la introducción de la tecnología del "ion-litio" y el desarrollo de electrolitos poliméricos menos reactivos. En este tipo de baterías de ion-litio, el ánodo no está formado por litio metálico sino por otro material, capaz de intercalar (o almacenar) iones de litio en una forma menos reactiva que la del litio metálico y sin detrimento de su densidad energética. Otro desafío a superar es todavía el fabricar baterías más baratas, más ligeras, de mayor densidad energética, de mayor potencia específica (kW/kg), de mayor kilometraje sin recarga y con una vida útil similar a la del automóvil. En la actualidad la batería de ión litio incrementa entre 8 a 10 mil dólares al costo total de un automóvil eléctrico, lo que constituye una de sus principales limitaciones.

Sin embargo, el desarrollo tecnológico de las baterías avanza incesantemente y, como se muestra a continuación, la búsqueda por abaratar los costos va teniendo buenos resultados. La mejora en el incremento de la potencia específica (kW/kg), también ha tenido importantes avances, desde 0,5 hasta más de 3 kW/kg. Por todo ello, el litio es un elemento altamente estratégico para el futuro energético del planeta y doblemente estratégico para Bolivia, pues el mayor reservorio del mundo de este recurso se encuentra en el salar de Uyuni.


En esta perspectiva, se puede afirmar sin lugar a dudas que quien controle y explote el salar de Uyuni, controlará el mercado mundial del litio. Es por ello que varias transnacionales gestionan y presionan por todos los medios ante el gobierno boliviano, instituciones, medios de comunicación y “analistas” de toda índole, para poder tener presencia y control sobre el litio boliviano.

3. EL SALAR DE UYUNI: LA RESERVA DE LITIO

MAS GRANDE DEL MUNDO Han sido varios los estudios de exploración parcial realizados en el salar de Uyuni y son también varias las estimaciones sobre las reservas de sus recursos

evaporíticos. Sin embargo, todas ellas coinciden en que contiene las mayores reservas de litio en el mundo. Las primeras estimaciones de estas reservas fueron realizadas en 1988 por la ORSTOM, hoy IRD (L'Institut de Recherche pour le Développement) de Francia, las que fueron establecidas en 9 millones de TM de litio. En 1990 la USGS (United States Geological Survey), establece una reserva estimada en 5,5 millones de TM de Li, correspondiente a la primera capa de sal, que representa en promedio en todo el salar una profundidad de 43,7 m. Año tras año la USGS vino publicando esta cantidad de reservas, sin embargo en su publicación de enero 2010, reporta la cifra de 9 millones de toneladas de litio en Bolivia y 7,5 millones de toneladas en Chile. Estudios recientes que viene desarrollando en la actualidad la Dirección Nacional de Recursos Evaporíticos de Bolivia (DNREB) de la COMIBOL, estiman que las reservas del Salar de Uyuni superan las 100 millones de TM de litio, lo que sumado a las reservas mundiales, equivale a decir que más del 90% del litio del mundo se encontraría en el salar de Uyuni.

Reservas Mundiales de Lítio (TM)

RESERVAS BASE Li (TM)

PAIS USGS ORSTOM DNERB

Estados Unidos 410.000 3.7%

Australia 220.000 2.0%

Bolivia 5.400.000 49.1% 9.000.000 66.2% 100.000.000 94.5%

Brasil 910.000 8.3%

Canadá 360.000 3.3%

Chile 3.000.000 27.3%

China 1.100.000 10.0%

Zimbabue 27.000 0.2%

Total Mundial 11.000.000 13.600.000 105.600.000

Fuente: Elaboración propia con datos de la US Geological Survey, Mineral Commodity Summaries, 2009 y DNREB, COMIBOL Es entonces por demás evidente que con su aporte, el salar de Uyuni jugará un rol protagónico de primerísima importancia en la transformación de la matriz energética global, por lo que representa para el estado boliviano un recurso altamente estratégico y, naturalmente, muy codiciado por las transnacionales. Al constituirse en la reserva más grande de litio del planeta, Bolivia deberá garantizar el abastecimiento de este producto al mundo, en condiciones de mercado

claras y transparentes, sin monopolios ni especulación. Pero además no sólo es el litio que representa una oportunidad económica excepcional para Bolivia, son también los otros elementos presentes en las salmueras de los salares bolivianos (Uyuni, Coipasa, Empexa y otros), como son el potasio, el boro y el magnesio, que tienen precios expectables y una demanda en volúmenes mucho mayores.


Ello plantea la necesidad de su explotación e industrialización integral, bajo la definición y orientación de una estrategia nacional de industrialización de los recursos evaporíticos, que contemple un programa de desarrollo e implementación de plantas industriales para la producción de carbonato de litio, cloruro de potasio, sulfato de potasio, ácido bórico y magnesio en una primera e inicial fase de industrialización. Proceso que deberá ser acompañado de manera paralela con el desarrollo de la química básica nacional, para continuar con pasos posteriores de industrialización para la producción de hidróxido de litio, litio metálico, butilitio, magnesio metálico, aleaciones ligeras y baterías.

Reservas estimada de los principales elementos químicos del Salar de Uyuni

ELEMENTO RESERVAS (MILLONES DE TM)

ORSTOM DNREB

Litio 9 100

Potasio (K2O) 200 2.000

Boro 3,2 a 6 65

Magnesio 180 2.000

Fuente: ORSTOM y DNREB de COMIBOL 4. EL MERCADO MUNDIAL DEL LITIO En los últimos cinco años la demanda de litio en el mercado mundial ha tenido en promedio un crecimiento anual de aproximadamente 9%(5). Con excepción del año 2009 (crisis económica mundial), la tendencia de la demanda ha sido ascendente y continúa creciendo. De acuerdo a proyecciones del mercado del litio de la TRU Group Inc Industry Consultants(6), para el año 2020 la demanda sería de aproximadamente 55.000 tpa de litio equivalente, lo que representa unas 290.000 tpa de carbonato de litio. Es decir, en los próximos 10 años esta demanda habrá crecido en más del 120%. De acuerdo a esta proyección, para el año 2014, año en que se tiene previsto el ingreso de Bolivia al mercado mundial como productor de carbonato de litio, la demanda sería de aproximadamente 170.000 tpa. En el periodo más crítico de la reciente crisis económica mundial (2008-2009), los precios de la mayoría de los minerales tuvieron una baja considerable y el precio del litio en alguna medida también siguió esa tendencia. A inicios del 2009 la tonelada de carbonato de litio estuvo a $US 6.600 y tuvo una caída hasta $US 5.500 que lentamente se recupera en la actualidad. Es importante destacar

que el precio internacional del litio no ha mostrado la inestabilidad de otros commodities, como por ejemplo del petróleo, debido principalmente al crecimiento de su demanda.

En la actualidad (2010) se puede decir que existe casi un equilibrio entre la oferta y la demanda en el mercado mundial del litio. Sin embargo, de acuerdo a proyecciones de la Industrial Minerals and Metal Bulletin Research, por lo menos hasta el año 2013, como se muestra a continuación la oferta será algo mayor, lo que consecuentemente incidiría en la disminución o estabilización de su precio. En los cuadros siguientes se observa la demanda y oferta prevista hasta el año 2013 y se prevé cierta sobreoferta. Ello es concordante al hecho de que en Argentina, Bolivia, Chile, China y EE.UU se viene ejecutando varios proyectos ya sea para iniciar o incrementar la producción de carbonato de litio, fenómeno que se explica por el expectante crecimiento futuro de la demanda. Es el caso por ejemplo de Bolivia, que inicialmente mediante una Planta Piloto empezará a producir aproximadamente 500 tpa de Li2CO3 y se tiene previsto ingresar al mercado mundial el 2014, con una producción industrial de 30.000 a 40.000 tpa de carbonato de litio a partir de la salmuera del salar de Uyuni. Por su parte, China tiene previsto ampliar su capacidad de producción de carbonato de litio a partir de salmueras a más de 50.000 tpa en los próximos tres años. Del mismo modo Argentina (FMC) pretende contar con una capacidad de producción de 17.500 tpa y en Chile, la SQM y Chemetal en el salar de Atacama buscan incrementar su producción actual de 69.000 tpa a aproximadamente 87.000 tpa de carbonato de litio para el 2014.


Ello significa que para el 2014 se tendría una producción mundial de aproximadamente 180.000 tpa, frente a una demanda mundial de 170.000 tpa, según las proyecciones mencionadas. Otras proyecciones indican que por lo menos hasta el 2020 la demanda mundial crecerá más rápidamente que la oferta, presentándose un déficit de esta última. La actual oferta mundial de carbonato de litio está concentrada y controlada por una cantidad muy reducida de sus principales productores: SQM (Chile), Chemetal (Chile), China y la FMC (Argentina). Se podría decir que en la actualidad se tiene un escenario de mercado oligopólico que debe ser tomado muy en cuenta por los nuevos actores que pretenden incorporarse al mercado mundial del litio, como es el caso de Bolivia. Ello obliga a tener los menores costos de producción posibles para enfrentarse a probables casos de dumping y poder posicionarse en el mercado. Con relación al litio proveniente de mineral de roca (espodumeno, petalita, ambligonita o lepidolita), éste representa un 25% de la oferta mundial pero tienen la

enorme desventaja de que sus costos de producción son cada vez menos competitivos al ser doblemente mayores con relación al proveniente de salmueras.

5. EL MERCADO MUNDIAL DEL POTASIO La demanda mundial de potasio es descomunal frente a la demanda del litio. El año 2008 la producción mundial de potasio llegó a 35 millones de TM, y aunque su precio es menor que del litio, es también una oportunidad económica excepcional para los planes de industrialización de los recursos evaporíticos de Bolivia. Incluso podría generar mayores ingresos que los provenientes por el litio, debido a la posibilidad de explotarlo en grandes volúmenes. Una producción anual de un millón de


toneladas de KCl, podría generar un ingreso bruto por ventas de aproximadamente 600 millones de dólares/año, frente a los 150 a 200 millones de dólares que generará la producción de 30.000 tpa de carbonato de litio. Es por ello que el potasio es también altamente estratégico para el desarrollo industrial y económico de Bolivia, pues el salar de Uyuni, junto al salar de Coipasa, constituyen la segunda mayor reserva mundial de este recurso. Casi un 95% del potasio producido en el mundo es utilizado por la industria de fertilizantes destinados a la agricultura, ya sea directamente como potasio o mezclado con otros nutrientes esenciales, como el nitrógeno y el fósforo. El precio del potasio se encuentra entre los 600 a 700 dólares la TM y se

mantiene relativamente estable. El potasio se explota y comercializa como: Cloruro de potasio (KCl), también denominado muriato de potasio o MOP Picromerita o sulfato de potasio y magnesio (K2SO4·MgSO4), denominado SOPM Sulfato de potasio (K2SO4) o SOP Nitrato de potasio (KNO3) o salitre De todos estos productos, el cloruro de potasio es el principal fertilizante y contiene un promedio de 61% de K2O equivalente. Un panorama de los países productores del mercado de potasio de los últimos años puede observarse en los siguientes cuadros publicados por la USGS.

MARKETABLE POTASH WORLD PRODUCTION, BY COUNTRY

Thousand metric tons of K2O equivalent Country 2004 2005 2006 2007 2008Belarus Brazil Canada Chile China Germany Israel Jordan Russia Spain Ukraine United Kingdom United States

4.600 403

10.100 559 770

3.627 2.138 1.180 6.405

590 10

547 1.200

4.844405

10.140547

1.5003.6642.2241.1157.131

57513

4391.200

4.605403

8.518496

1.8003.6252.1871.0366.610

4358

4201.100

4.972 471

11.085 515

2.600 3.637 2.182 1.096 7.275

435 12

427 1.100

4.968471

10.455559

2.7503.2802.3001.2236.730

43511

4271.100

Total 32.200 33.800 31.200 35.800 34.800 Fuente: USGS, 2008

Mine Production Reserves 2008 2009 United Status Belarus Brazil Canada Chile China Germany Israel Jordan Russia Spain Ukraine United Kingdom Other countries

1.1004.970

47110.500

5592.7503.2802.3001.2206.730

43511

427-

8403.850

5006.500

6002.7502.3002.0001.1003.600

40010

400-

90.000 750.000 300.000

4.400.000 10.000

200.000 710.000 40.000 40.000

1.800.000 20.000 25.000 22.000 50.000

Word total (rounded) 35.000 25.000 8.500.000 Fuente: USGS, 2010


En los últimos 50 años el consumo de potasio ha crecido en un 400%, debido principalmente a una mayor y creciente producción mundial de alimentos. Entre 1960 y 2000, el uso mundial de fertilizantes potásicos aumentó desde 9 a 22 millones de t de K2O equivalente y en el 2007 la producción mundial alcanzó a casi 36 millones de toneladas de K2O equivalente. Como efecto de la reciente crisis mundial capitalista, el año 2009 bajó a 25 millones de toneladas, sin embargo la tendencia general de la demanda es ascendente. En cuanto a las reservas mundiales de potasio cabe destacar que el salar de Uyuni posee alrededor de 2.000 millones de TM, ubicándose como la segunda reserva del mundo después de Canadá y algo por encima de Rusia, los dos más grandes productores mundiales de potasio.

Fuente: Rio Tinto, Proyecto Rio Colorado Son siete las principales empresas que producen el 95 % del mercado mundial del potasio y controlan la producción y el precio. Estas son la Agrium de Canadá (con el 33% de la producción mundial); la International Potash Company, IPC y Uralkali de Rusia (16%); la JSK Silvinit de Bielorrusia (14 %); la Kali Und Salz de Alemania (13 %), la ICL de Israel y

otros países (11 %); la Arab Potash Company, APC de Jordania (4 %) y la Mosaic y otras de EEUU (3%). En Latinoamérica Brasil se destaca como el gran consumidor de fertilizantes potásicos. Es el tercer mercado mundial de consumo de potasio después de China y EEUU. En la actualidad (2010), Brasil tiene una demanda anual de potasio de aproximadamente 6 millones de TM y su producción interna satisface alrededor de sólo el 10 % de sus necesidades. Este es un mercado cercano y estratégico para los planes de producir potasio en Bolivia en volúmenes significativos. Chile, es un importante productor latinoamericano de potasio, sin embargo apenas representa un 2% de la producción mundial y no satisface en lo más mínimo a la demanda brasileña. Los principales productores mundiales son Canadá, Rusia y Bielorrusia, que generan más del 65% de la producción mundial. Debe destacarse que la demanda latinoamericana de fertilizantes es satisfecha mediante importaciones desde Rusia, Bielorrusia, Canadá e Israel principalmente. Es por tanto más que evidente la necesidad de que surjan productores masivos de potasio en esta región y Bolivia está llamada a jugar ese rol a partir de la producción del potasio de los salares de Uyuni y Coipasa. 6. NECESIDAD DE FORTALECER LA

ESTRATEGIA NACIONAL DE INDUSTRIALIZACION DEL LITIO, POTASIO Y OTROS RECURSOS EVAPORITICOS

Frente a la constatación de que Bolivia cuenta con la mayor reserva de litio en el mundo y la oportunidad económica que ello representa para el país, naturalmente exige la necesidad de contar con una estrategia clara de industrialización. Articulistas de prensa han cuestionado y puesto en duda la existencia de una estrategia nacional y gubernamental al respecto, reflejando una mezcla de desconocimiento pleno sobre el tema, desinformación y una airada reacción de “opinadores” y especialistas representantes de intereses y corrientes proclives a la privatización y licitación del salar de Uyuni. Acertadamente el año 2008, el Gobierno boliviano adoptó la decisión de iniciar el proceso de industrialización del litio del salar de Uyuni y otros recursos evaporíticos, como parte de los proyectos estratégicos de un Estado que pretende asumir un nuevo rol productivo y planificador de la economía. Es la primera vez que este desafío es encarado mediante un proyecto(7) de industrialización integral, completo, estratégico y 100 % nacional, que busca


generar las condiciones para el ingreso de Bolivia al mercado mundial del litio, del potasio y de otros productos industriales en condiciones competitivas y en el menor tiempo posible. Los productos identificados como de valor comercial importante y que deben ser parte de un proceso integral de industrialización son el Li2CO3, LiCl, Li metálico, KCl, K2SO4, K2SO4·MgSO4, H3BO3, MgCl2, MgO y Mg metálico. Puede afirmarse categóricamente que el Gobierno boliviano efectivamente cuenta con una estrategia específica al respecto, que se la describe a continuación. La estrategia nacional para la industrialización de los recursos evaporíticos del Gobierno boliviano, delineada por el Ministerio de Minería y Metalurgia y la Dirección Nacional de Recursos Evaporíticos de Bolivia (DNREB) de COMIBOL, parte del análisis de las consideraciones ya mencionadas y está concebida de la siguiente manera: Una primera fase de industrialización destinada a

la producción de carbonato de litio, potasio y otros derivados, que por su carácter estratégico no está abierta a la participación de las transnacionales y deberá ser controlada, administrada y operada 100% por el Estado. A esta fase responden la implementación de la Planta Piloto y posterior Planta Industrial de litio, potasio y boro en el salar de Uyuni, así como la implementación de la Estación Experimental y Planta Industrial de Potasio del salar de Coipasa.

Una segunda o fases posteriores de industrialización, constituyen la fabricación de baterías de litio, litio metálico, butilitio, hidróxido de litio y otras aplicaciones industriales. Esta fase estaría abierta a la posibilidad de establecer sociedad con empresas privadas interesadas, preservando la participación estatal mayoritaria.

Los ejes del plan diseñado para la materialización de esta estrategia de industrialización integral de los recursos evaporíticos son, en primer lugar, la investigación para el desarrollo de la tecnología más adecuada para el procesamiento de las salmueras de los salares de Uyuni y Coipasa principalmente; la implementación paulatina de un complejo industrial de química básica en torno a los recursos evaporíticos; la dotación de la infraestructura necesaria para la provisión de energía, agua y transporte; la consolidación de una estrategia financiera que garantice el presupuesto requerido por el programa de industrialización y la creación de una empresa nacional estratégica, autárquica, que estará a cargo de su ejecución.

6.1. DESARROLLO DE LA TECNOLOGÍA MÁS ADECUADA

Se debe recalcar que ningún país ni empresa por más poderosa o especializada que sea, tienen una tecnología lista para ser aplicada inmediatamente a la salmuera del salar de Uyuni ni de Coipasa, pues cada salmuera tiene distintas características físico químicas y requiere de procesos específicos para su tratamiento también distintos. Es necesario, para quien sea, desarrollar la tecnología más adecuada. Esta es una de las primeras condiciones para encarar el procesamiento industrial de la salmuera de los salares de Uyuni, Coipasa y otros, con la finalidad de poder producir industrial y competitivamente carbonato de litio, cloruro de potasio, sulfato de potasio, ácido bórico y otros. Este aspecto es crucial y se viene encarando desde fines del año 2008 mediante un intenso trabajo de investigación de profesionales nacionales de la DNREB y que cuenta con el apoyo del Comité Científico de Investigación para la Industrialización de los Recursos Evaporíticos de Bolivia (CCII-REB), creado para el efecto. Desde los inicios de esta actividad, el Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales (IIMETMAT) de la UMSA continúa prestando una significativa y desinteresada contribución, que abarca desde el apoyo logístico con parte de sus instalaciones, apoyo de laboratorios, pasantías y trabajo conjunto de investigación. Del mismo modo, investigadores de la Carrera de Metalurgia de la UTO, brindan un aporte fundamental y activo en esta fase investigativa. A la fecha se han alcanzado importantes resultados, entre los que se destacan los siguientes: Consolidación de un especializado grupo de

investigadores (científicos, ingenieros y técnicos) de la DNREB y el CCII-REB.

Consolidación de un completo y moderno laboratorio especializado en sales y salmueras.

Investigación avanzada de varios procesos posibles de ser aplicados (clásico, intercambio iónico, precipitación de sulfatos, electro diálisis, extracción con solventes y otros).

Desarrollo exitoso de un proceso tecnológico innovador que ya ha permitido obtener carbonato de litio y KCl con buenos rendimientos y listo para ser puesto a prueba en la Planta Piloto.

Registro de varias patentes a nombre del Estado boliviano.

Desarrollo de un extenso plan de perforaciones y bombeo.


Cualquier proceso industrial a implementar deberá emplear metodologías y tecnología compatible con la preservación del medio ambiente. 6.2. IMPLEMENTACION DE LA INDUSTRIALIZACION

DE LAS SALMUERAS DEL SALAR DE UYUNI Y DEL SALAR DE COIPASA

El ingreso a la fase de producción industrial de carbonato de litio en el salar de Uyuni, requiere necesariamente de una fase previa de prueba, investigación y ajuste a escala piloto. Por ello fue concebida, como parte fundamental del plan operacional, la Planta Piloto en Río Grande cuyas obras civiles están en fase de conclusión. La Planta Piloto del salar de Uyuni ha sido concebida para:

Estudiar, experimentar, controlar y optimizar todas las variables del o los procesos puestos a prueba para la obtención de derivados de litio, potasio, boro y magnesio a costos competitivos, en condiciones reales de operación y que puedan inferir en la operación de una planta industrial.

Producir a escala piloto y comercializar los subproductos de salmuera: carbonato de litio, cloruro de potasio, sulfato de potasio, cloruro de magnesio, ácido bórico.

Estudiar los impactos ambientales y elaborar medidas preventivas y mitigatorias para la fase industrial.

Cuantificar plenamente las reservas de los recursos evaporíticos del salar de Uyuni y ser base de operaciones y apoyo para la cuantificación de reservas de otros salares.

Elaborar el estudio de ingeniería a diseño final de la Planta Industrial de carbonato de litio y sus derivados, que deberá entrar en operación el 2014, así como de las otras plantas del complejo industrial de química básica.

Formar personal calificado y especializado en procesamiento de salmueras.

Apoyar iniciativas regionales y comunitarias en la industrialización de otros recursos evaporíticos como la ulexita, bórax decahidratado, carbonato de sodio y otros.

En la actualidad las obras civiles de construcción de la Planta Piloto se encuentran en fase de conclusión y se espera su puesta en operación hasta septiembre del 2010. La Planta Piloto del salar de Uyuni está ubicada a orillas del sur este, en tierra firme a las faldas del Llipi Loma en Río Grande y tendrá una capacidad de producción de 40 TM/mes de carbonato de litio. Abarca una superficie de

aproximadamente 5.000 m2 de construcción civil y 150.000 m2 (15 hectáreas) de piscinas de evaporación. Cuenta con un campamento con todas las condiciones de habitabilidad, laboratorios, talleres, oficinas, depósitos y la planta principal de procesamiento, además de la planta modular de KCl ubicada sobre el mismo salar.

Planta Piloto en construcción Una vez concluido el trabajo de la Planta Piloto, el 2012 se ingresará al diseño final de construcción de la Planta Industrial de Carbonato de Litio, que deberá entrar en operación a partir del 2014 y tendría una producción de 30.000 a 40.000 toneladas/año, además de otros volúmenes mayores de cloruro de potasio, sulfato de potasio y ácido bórico. Paralelamente se tiene previsto desarrollar otras plantas industriales (carbonato de sodio, óxido de calcio, cloruro de calcio, hidróxido de sodio, ácido clorhídrico y otros) que inicialmente abastecerán de los insumos necesarios para la Planta Industrial de Carbonato de Litio y sus derivados. Todo este conjunto de emprendimientos conformarán y serán la base de un Complejo Industrial de Química Básica. Del mismo modo, se han iniciado desde algunos meses atrás, las tareas de implementación de la Estación Experimental del Salar de Coipasa (EESC) en el Departamento de Oruro. A partir de una revisión completa de todos los anteriores estudios geoquímicos, geofísicos y propuestas referidas al Salar de Coipasa, ha sido diseñado y puesto en ejecución un proyecto de primera fase que establece la necesidad de que todavía se debe conceptualizar de manera muy precisa el o los procesos de industrialización de la salmuera del Salar de Coipasa, mediante la instalación y trabajo de investigación de una Estación Experimental en el mismo salar, que permita realizar pruebas de evaporación in situ, perforaciones, estudios y otras actividades correspondientes a esta finalidad. Se trata de establecer el mejor camino tecnológico para producir competitivamente sales comerciables de potasio (picromerita, sulfato de potasio, cloruro de potasio).


COMPLEJO INDUSTRIAL DE QUIMICA BASICA INORGANICA

PROYECTO PRODUCTOS CAPACIDAD APROX. (TON/AÑO)

PLANTA INDUSTRIAL DE CARBONATO DE LITIO Y DERIVADOS

Carbonato de litio 30.000

Cloruro de potasio 800.000

Sulfato de potasio 200.000

Acido Bórico 15.000

PLANTA DE BORAX DECAHIDRATADO Bórax 10 4.200

PLANTA DE CARBONATO DE SODIO - COLLPA Carbonato de sodio 6.000

PLANTA DE SOLVAY + CAL

Carbonato de sodio 90.000

Cloruro de calcio 25.000

Oxido de calcio 50.000

PLANTA DE CLORO SODA Hidróxido de sodio 7.000

Acido clorhídrico 5.000

PLANTA DE ACIDO SULFURICO Azufre refinado 25.000

Acido sulfúrico 50.000

PLANTA INDUSTRIAL DE POTASIO - COIPASA Sales de potasio 100.000

Fuente: DNRE – COMIBOL La ejecución de este proyecto también está cargo de la Dirección Nacional de Recursos Evaporíticos de COMIBOL. El presupuesto asignado para este propósito es de $us 456.434 que se viene ejecutando en la presente gestión y que además incluye la realización del estudio técnico, económico, social y ambiental (TESA) para la Planta Industrial de Potasio del Salar de Coipasa, que corresponde a la segunda fase de ejecución del proyecto. En esta fase industrial se pretende producir al menos 100.000 TM de potasio anualmente, lo que podría representar un ingreso bruto por ventas del orden de 60 millones de dólares año. Se han realizado hasta la fecha más de treinta pozos de muestreo complementarios y de confirmación a los análisis ya conocidos, a objeto de evaluar y establecer la óptima ubicación del lugar para la construcción e implementación de la Estación Experimental del Salar de Coipasa, en la perspectiva de que idealmente también sea el lugar para la construcción de la futura Planta Industrial de Potasio. 6.3. EJECUCION DE INFRAESTRUCTURA PARA

LA PROVISION DE ENERGIA, AGUA E INFRAESTRUCTURA DE TRANSPORTE

Mejorar y construir la infraestructura de acceso, transporte, telecomunicación y abastecimiento de energía eléctrica, gas natural, agua potable y salobre en las áreas de explotación y producción, es otra de las prioridades y condiciones, para favorecer la

ejecución de los proyectos productivos iniciales y del futuro complejo industrial. Se han dado los primeros pasos con la provisión de agua potable a la población de Río Grande y a la Planta Piloto, así como en la habilitación y construcción de caminos y terraplenes en la zona de operaciones de la fase piloto. También se ha mejorado en telecomunicaciones para la zona. 6.4. FINANCIAMIENTO El monto aproximado requerido para la Planta Industrial de carbonato de litio y los derivados de potasio y boro del salar de Uyuni, está en el orden de 350 millones de dólares americanos. Para el caso de la Planta Industrial de Potasio del salar de Coipasa es de aproximadamente 80 millones de dólares. La búsqueda de capital para financiar estos proyectos está orientada a la modalidad de ventas anticipadas respaldadas con producción futura y también mediante préstamos de entidades crediticias. La fuente de financiamiento de parte de los recursos iniciales es COMIBOL y el TGN. Las ventas a futuro, mecanismo ampliamente utilizado en operaciones comerciales, toma en cuenta el compromiso del productor, en este caso del Estado boliviano, de vender por adelantado una determinada cantidad de productos, a precios de mercado y a contratos de mediano plazo. Al respecto están abiertas varias alternativas posibles a concretarse en condiciones muy


favorables, lo que demuestra que el tan pregonado argumento de abrir irremediablemente las puertas a socios inversionistas extranjeros no es el único camino, si queremos lograr los mayores beneficios al interés nacional a partir de estos recursos estratégicos y no repetir la historia del permanente saqueo a favor de intereses privados y transnacionales. 6.5. NECESIDAD DE UNA EMPRESA

ESTRATEGICA DE LOS RECURSOS EVAPORITICOS.

A partir de la constatación del carácter altamente estratégico del litio y el potasio y la magnitud de las reservas de estos recursos que posee nuestro país, posibilita el planteamiento de una estrategia de desarrollo nacional, permitiendo que Bolivia se posicione en el corto y mediano plazo en una nación con influencia mundial en este rubro y que los beneficios económicos a alcanzar se reinvierta y distribuyan en el país. Por ello, la necesidad de que el Estado ejerza la dirección y el control de los sectores estratégicos de la economía, en este caso de los recursos evaporíticos, exige la creación de una empresa nacional específica para la industrialización de estos recursos. Por otra parte, el mandato constitucional determina que los recursos naturales no metálicos existentes en los salares, salmueras, evaporíticos, azufres y otros, son de carácter estratégico y de interés público para el desarrollo del país, por lo que se requiere de una empresa pública estratégica para que, en representación del Estado, asuma el control y la dirección sobre la exploración, investigación, explotación, industrialización, transporte y comercialización de los recursos evaporíticos de Bolivia. Se requiere de una empresa ágil, moderna, de dedicación y aplicación de conocimiento específico para asumir adecuadamente la responsabilidad de conducir un proyecto estratégico como el de la industrialización de los recursos evaporiticos, que tiene plazos cortos por el rápido desarrollo del mercado internacional del litio y la tendencia creciente mundial de reemplazar los combustibles fósiles con nuevas alternativas energéticas.

La Dirección Nacional de Recursos Evaporíticos de COMIBOL debe constituirse en la base para la creación de una nueva empresa nacional pública estratégica, de derecho público, con autonomía de gestión administrativa, técnica, legal y económica, con personalidad jurídica, patrimonio propio y duración indefinida para hacerse cargo de la ejecución de las actividades medulares de la industrialización de los recursos evaporiticos de Bolivia. Es por tanto una necesidad nacional retomar y consolidar la esencia del D.S. 444 que en marzo del 2010 creaba la Empresa Boliviana de Recursos Evaporíticos, aspiración que hasta la fecha ha sido postergada por estrechas visiones regionalistas y un deficiente tratamiento gubernamental que condujo a su derogación. A modo de comentario final, resulta entonces inadmisible, por un mínimo de honestidad intelectual, pretender señalar que no existiría una estrategia nacional para la industrialización de estos recursos. Desde luego que existe y se la debe fortalecer desde todos los ámbitos, incluido el académico. Naturalmente es una estrategia que se contrapone al entreguismo al que fueron sometidos nuestros recursos naturales. Se contrapone a aquellos que apuntalaron al neoliberalismo de las últimas décadas y siguen pregonando y abogando por abrir las puertas a aquellos “inversionistas” que sólo les interesa el saqueo para su beneficio, dejando migajas y deshechos para las regiones y el país. Son muchos los peligros y las presiones para ceder ante esos intereses. Se debe defender esta estrategia, impulsarla y evitar a toda costa la privatización o licitación del reservorio de litio más grande del planeta. Notas: (1) www.waste.ideal.es (2) Energy Information Administration, 2009. (3) The Globe and Mail, “Pumped up: Why gasoline

engines are here to stay”. 2008. (4) Pacheco, Hernán F. Análisis sobre el Mercado

Energético Mundial, Ener-Dossier, 2009. (5) Industrial Minerals and Metal Bulletin Research, a

five year strategic Outlook for the lithium industry, 2009.

(6) (6)TRU Group Inc Industry Manufacturing Resource Consultant, 2009.

(7) Desarrollo Integral de la Salmuera del salar de Uyuni. Dirección Nacional de Recursos Evaporíticos, COMIBOL. 2008.


BRONCES AL ALUMINIO CON PLOMO UNA ALTERNATIVA DE MATERIAL ANTIFRICCION Tito Zegarra Verástegui

Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales UMSA [email protected]

RESUMEN Basados en resultados obtenidos en pruebas de laboratorio que demuestran la factibilidad de introducir cantidades adecuadas de plomo en los bronces al aluminio y que la influencia del plomo en el coeficiente de fricción es favorable, se diseña una aleación Cu-Al-Pb para una aplicación específica como son los cojinetes de locomotoras de ferrocarril, constituyéndose esta nueva aleación en una alternativa frente al bronce al estaño plomo. 1. DETERMINACION DE LA ALEACION

ADECUADA Para la determinación del material adecuado, inicialmente se debe identificar la pieza para la aplicación industrial, en este trabajo se identificó a los cojinetes de locomotora de ferrocarril coma la pieza para la aplicación industrial. Los planos de dicha pieza se la presente en la figura 1.

Figura 1 Plano de cojinete para locomotora 1.1. Curva de Stribeck La curva de Stribeck relaciona la el coeficiente de

fricción con el primer parámetro presentado .

Esta curva se la presenta en la figura 7. En la curva se puede observar 3 zonas como son: Zona 1, de lubricación en régimen límite, Zona 2, definida entre los punto A y B conocida

como de régimen semilímite Zona 3, de lubricación en régimen hidrodinámico.

Figura 2 Curva de Stribeck La mejor condición de trabajo de los cojinetes se encuentra en el B de la curva de Stribeck debido a que delimita la zona estable de la inestable, puesto que proporciona un rozamiento mínimo con prácticamente desgaste nulo. En la práctica se prefiere trabajar ligeramente a la derecha del punto B para tener un margen de seguridad. Ahora bien, para avanzar en nuestro propósito de elegir el material adecuado para la fabricación de cojinetes de locomotora, se debe analizar las características del deterioro de este tipo de pieza. 1.2. Deterioro en cojinetes de deslizamiento Los cojinetes de deslizamiento pueden sufrir varios tipos de deterioros como ser: ralladuras, desgaste acelerado, deposición del metal antifricción en el muñón, producto de las siguientes causas: Fatiga Corrosión Partículas en el lubricante Falta de lubricante o viscosidad insuficiente Desalineamientos Altas presiones Combinación inadmisibles de cargas y velocidades Si se quiere evitar el deterioro prematuro del cojinete, este debe ser diseñado cuidadosamente. En la figura 3 se presenta un Diagrama de orientación de los criterios de cálculo de los cojinetes de deslizamiento en dependencia del régimen de lubricación3.


Figura 3 Criterios de cálculo para cojinetes de deslizamiento En las condiciones de trabajo de los cojinetes de deslizamiento existe básicamente posibilidades de desgaste adhesivo (contacto entre superficies por tener una delgada capa de lubricante que no impide el contacto de las salientes) y desgaste abrasivo producto de partículas en el lubricante proveniente del exterior o de las limaduras que se producen en el desgaste adhesivo y en consecuencia las características del material juegan un rol importante en el control del desgaste. 1.3. Control de desgaste abrasivo Para el control del desgaste abrasivo de los cojinetes de deslizamiento, se recomienda el regular los parámetros presentados en la Figura 4. Figura 4 Control del desgaste abrasivo Entonces debe elegirse un material que tenga una relación determinada de dureza con el muñón, que de manera simple puede ser expresado de la siguiente manera. La relación de dureza del material del muñón y el

cojinete debe ser menor a 1,3.

La dureza del muñón debe ser mayor que la dureza del cojinete en una magnitud menor que 150 unidades brinell.

En la Figura 5, se presenta una relación de durezas para diferentes niveles de cumplimiento de la primera condición.

Figura 5 Relación de durezas eje cojinete para el cumplimiento de las condiciones recomendadas de trabajo Como se puede notar con todas las durezas obtenidas para las diferentes relaciones de durezas del muñón y el cojinete, se cumple el segundo requisito referente a la magnitud de la diferencia de durezas. Se puede también notar que a medida que la dureza del eje se hace mayor, la relación de durezas juega una influencia más significativa. En consecuencia dejarse guiar por la relación de durezas es adecuado. Para nuestro caso se decide seguir una relación de dureza de 1.2, para determinar la dureza del material con el que debe fabricarse el cojinete.

0

50

100

150

200

250

300

350

400

450

500

0 100 200 300 400 500

Dureza del cojinete H2

Dureza del muñón o eje H1

Relación de dureza para diferentes niveles de cumplimiento de condiciones

Relación dedureza 1.1Relación dedurezas 1.2Relación dedurezas 1.3H1 = H2 + 150

TIPO DE ROZAMIENTO

SEMILIMITE O LIMITE HIDRODINAMICO

CRITERIO DE CALCULO RESISTENCIA AL DESGASTE DEL MATERIAL

CRITERIO DE CALCULO RESISTENCIA DE LA ROTURA DE LA PELICULA DEL LUBRICANTE

DESGASTE ABRASIVO ENTRE DOS CUERPOS

1.3

150

SE CUMPLE SI

NO HAY DESGASTE ABRASIVO


De acuerdo a información verbal de técnicos de la Empresa de Ferrocarriles, para la fabricación de los ejes (muñón) que trabajan en contactos con los cojinetes, regularmente se utiliza acero al carbono SAE 1045, lo que es coincidente con las recomendaciones que aparecen en bibliografía para este tipo de partes. Este tipo de acero según datos bibliográficos en su condición de estirado en frio tiene una dureza de 179 HB. Ahora bien, si se considera las diferentes alternativas basadas en la relación de dureza, el material del cojinete debe tener una dureza que oscila entre 137 y 162 HB. Asumiremos una media de 150 HB. Según la norma unificada el bronce C95400 desarrolla una dureza de 160 HB2. A este bronce se le debe añadir 10% de plomo que es el nivel en el que se presentan las mejores condiciones de trabajo frente al desgaste. Se espera que la introducción de plomo baje la dureza al nivel preestablecido. En consecuencia la aleación a fabricarse para la aplicación en cojinetes de locomotoras de ferrocarril debe tener la siguiente composición: Al : 10 – 11,5%; Fe : 3 – 5 %; Ni : 1,5 %; Mn : 0,5%;

Pb : 10%; Cu : resto 2. APLICACION INDUSTRIAL Para la fabricación de los cojinetes, se debe tener en cuenta las características metalúrgicas de este tipo de los bronces al aluminio que inciden en la fabricación de piezas fundidas, estas son: la susceptibilidad a la oxidación y su contracción durante la solidificación. Un análisis de la condiciones para realizar la colada de esta pieza en el material propuesto arroja el resultado presentado en la Fig. 6.

Figura 6 Esquema de colada para la fabricación del cojinete

2 Metalcaster´s Reference Guide AFS

Las dimensiones de cada uno de los componentes fueron determinadas con ayuda de software desarrollado en el Instituto de Investigaciones Metalúrgicas de la Universidad Mayor de San Andrés de La Paz Bolivia 3. CONCLUSIONES Antes de presentar las conclusiones, se debe hacer notar que este trabajo debe considerarse como inicial, debido a que se trata de un nuevo material del que no se tienen referencias. Con esa aclaración, se puede concluir en lo siguiente. El bronce al aluminio con plomo (Al : 10 – 11,5%, Fe : 3 – 5 %, Ni : 1,5 %, Mn : 0,5%, Pb : 10%, Cu : resto) presenta todas las características necesarias para que pueda ser utilizado en la fabricación de cojinetes de locomotora de ferrocarril. 4. AGRADECIMIENTOS El autor desea hacer llegar sus agradecimientos al IIMETMAT de la UMSA, por su cooperación fundamental para el desarrollo y el financiamiento del trabajo. De igual manera a la Empresa SIIF que en breve pondrá en aplicación los resultados obtenidos. 5. BIBLIOGRAFIA 1) AFS Metalcaster´s Reference Guide 2) CALIXTO RODRIGUEZ MARTINEA, Notas de

tribología, universidad de oriente cuba 3) G. GONZALES REY, A. GARCÍA TOLL, T.

ORTIZ CARDENAS. Elemento de Maquinas. Cojinetes de deslizamiento. Transmisiones Mecánicas

4) OMAR LINARES O. Tribología y Mantenimiento Proactivo, Widman, International S.R.L., Santa Cruz, Bolivia

5) ZEGARRA TITO (2005), ¿Por qué seleccionar los bronces para su aplicación industrial? Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales, Universidad Mayor de San Andrés, La Paz Bolivia

6) ZEGARRA TITO – RODNY BALANZA UMSA. Informe final Proyecto: Desarrollo de una aleación antifricción alternativa (Cu-Al-Pb) para la fabricación de cojinetes de la maquinaria que utiliza la industria de la región y el país


ACTIVIDADES DEL INSTITUTO DE INVESTIGACIONES EN METALURGIA Y MATERIALES

Noticias Institucionales Nuevo Director: En aplicación al “Reglamento de Selección y Elección de Directores de Institutos de Investigación de la UMSA”, el Dr. Ing. Rodny Balanza Erquicia fue designado nuevamente como Director Titular del Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales por la gestión diciembre 2009 a diciembre 2012. Plan Estratégico de Desarrollo del IIMETMAT Como resultado del II Congreso Interno de la Carrera de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales, el Instituto de su dependencia ha elaborado su segundo Plan Estratégico de Desarrollo para el periodo de 2009 – 2013. Este contiene nuevas declaraciones de misión, visión y objetivos Institucionales, ´nuevas políticas de investigación y el diseño de ocho líneas estratégicas que contienen la programación de acciones con plazos, indicadores, medios de verificación y responsables.

Líneas de Investigación Proyectos y estudios vinculados a la industria

metalúrgica nacional orientados a la obtención de metales y productos de alto valor agregado

Metalurgia del oro Tratamiento y disposición de pasivos ambientales Siderurgia Extractiva Siderurgia de Transformación Industrialización del Acero Diseño de productos en base a los materiales de

ingeniería (metales, cerámicos, polímeros y compósitos) para el desarrollo de bienes de capital y bienes de uso final que apoye la industrialización de los recursos naturales.

Actividades de Investigación Durante las gestiones 2008 y 2009, el IIMETMAT desarrolló, hasta conclusión los siguientes proyectos de investigación:

Proyecto de Investigación Autores Financiado

Por: Beneficiarios

Desarrollo de una aleación antifricción alternativa (Cu-Al-Pb) para la fabricación de piezas de sacrificio (Cojinetes) de la maquinaria que utiliza la región del País.

Tito Zegarra V. Rodny Balanza E.

IDH IIMETMAT

Industrias de Fundición de La Paz Usuarios Repuestos

Desarrollo de la tecnología del proceso de obtención de concentrados de Hierro del Mutún con alto contenido de Hierro y bajo contenido de Fósforo.

Eduardo Solís Hugo Alarcón

IDH IIMETMAT

Empresa Siderúrgica del Mutún

Evaluación de recubrimientos protectores en las ciudades de La Paz, Cochabamba y Santa Cruz-caracterización de corrosividad de atmósferas. (Primera etapa).

Jaime Rocha V.

IDH IIMETMAT

Monopol Industria de Galvanización

Recuperación de Oro a partir de Materiales Refractarios.

Armando Álvarez Q. Luis Chambi V. German Nuñez

PIEB IIMETMAT

Cooperativas Auríferas de La Paz

Abertura Nominal (Pulg.)

T Y L E R

Malla: ; Serie

Abertura Malla: Serie

Diámetro Alambre (Pulg.) Pulg. mm.

3 ...... 2.97 …… …… 0.207

2 …… 2.10 …… …… .0192

1 ½ …… 1.48 …… …… 0.165

1 …… 1.050 26.67 …… 0.148

7/8 …… 0.883 22.43 …… 0.135

3/4 …… 0.742 18.85 …… 0.135

5/8 …… 0.624 15.85 …… 0.120

1/2 …… 0.525 13.33 …… 0.105

7/16 …… 0.441 11.20 …… 0.105

3/8 …… 0.371 9.423 …… 0.092

5/16 …… 0.312 7.925 2 ½ 0.088

1/4 3 0.263 6.680 3 0.070

Micrón

5,660 …… 0.021 5.613 3 ½ 0.065

4,760 4 0.185 4.699 4 0.065

4,000 …… 0.156 3.962 5 0.044

3,360 6 0.131 3.327 6 0.036

2,830 …… 0.110 2.794 7 0.0378

2,380 8 0.093 2.362 8 0.032

2,000 …… 0.078 1.981 9 0.033

1,680 10 0.065 1.651 10 0.035

1,410 …… 0.055 1.397 12 0.028

1,190 14 0.046 1.168 14 0.025

1,000 …… 0.039 0.991 16 0.0235

840 20 0.0328 0.833 20 0.0172

710 …… 0.0276 0.701 24 0.0141

590 28 0.0232 0.589 28 0.0125

500 …… 0.0195 0.495 32 0.0118

420 35 0.0164 0.417 35 0.0122

350 …… 0.0138 0.351 42 0.0100

297 48 0.0116 0.295 48 0.0092

250 …… 0.0097 0.246 60 0.0070

210 65 0.0082 0.208 65 0.0072

177 …… 0.0069 0.175 80 0.0056

149 100 0.0058 0.147 100 0.0042

125 …… 0.0049 0.124 115 0.0038

105 150 0.0041 0.104 150 0.0026

88 …… 0.0035 0.088 170 0.0024

74 200 0.0029 0.074 200 0.0021

62 …… 0.0024 0.063 250 0.0016

53 270 0.0021 0.053 270 0.0016

44 …… 0.0017 0.044 325 0.0014

37 400 0.0015 0.037 400 0.001

Base = 200 M. = 0,074 mm.; ; 1 mm. = 1000 μm. A.A.Q.

A.S.T.M. ESTÁNDAR

MALLA A B E R T U R A Diámetro

Alambre (Pulg.)

% Toleran.

(± a) Pulg. mm.

…… 3.00 76.2 0.19 a 0.32 2

…… 2.00 50.8 0.16 a 0.245 2

…… 1.50 38.1 0.145 a 0.210 2

…… 1.00 25.4 0.135 a 0.177 3

…… 0.875 22.2 0.127 a 0.166 3

…… 0.750 19.1 0.122 a 0.154 3

…… 0.625 15.9 0.108 a 0.135 3

…… 0.500 12.7 0.094 a 0.122 3

…… 0.438 11.1 0.088 a 0.112 3

…… 0.375 9.52 0.083 a 0.102 3

…… 0.312 7.93 0.073 a 0.093 3

3 0.250 6.35 0.063 a 0.083 3

3 ½ 0.223 5.66 0.050 a 0.075 3

4 0.187 4.76 0.045 a 0.066 3

5 0.157 4.00 0.039 a 0.058 3

6 0.132 3.36 0.034 a 0.052 3

7 0.111 2.83 0.031 a 0.047 3

8 0.0937 2.38 0.0291 a 0.0433 3

10 0.0787 2.00 0.0268 a 0.0394 3

12 0.0661 1.68 0.0244 a 0.0354 3

14 0.0555 1.41 0.0220 a 0.0315 3

16 0.0469 1.19 0.0197 a 0.0276 3

18 0.0394 1.00 0.0169 a 0.0244 5

20 0.0331 0.84 0.015 a 0.0217 5

25 0.0280 0.71 0.013 a 0.0189 5

30 0.0232 0.59 0.0114 a 0.0165 5

35 0.0197 0.50 0.0102 a 0.0146 5

40 0.0165 0.42 0.0091 a 0.0130 5

45 0.0138 0.35 0.0079 a 0.0114 5

50 0.0117 0.297 0.0067 a 0.0100 5

60 0.0098 0.25 0.0059 a 0.0087 5

70 0.0083 0.21 0.0051 a 0.0074 5

80 0.0070 0.177 0.0045 a 0.0061 6

100 0.0059 0.149 0.0038 a 0.0049 6

120 0.0049 0.125 0.0031 a 0.0041 6

140 0.0041 0.105 0.0025 a 0.0034 6

170 0.0035 0.088 0.0021 a 0.0029 6

200 0.0029 0.074 0.0018 a 0.0024 7

230 0.0024 0.062 0.0015 a 0.0020 7

270 0.0021 0.053 0.0014 a 0.0018 7

325 0.0017 0.044 0.0012 a 0.0016 7

400 0.0015 0.037 0.0009 a 0.0014 7

Base = 18 M. = 1.00 mm ; ; 1mm = 1000μm.

UNIVERISIDAD MAYOR DE SAN ANDRES INSTITUTO DE INVESTIGACIONES METALURGICAS Y DE

MATERIALES

AREA DE METALURGIA

AREA DE MATERIALES

AREA DE SIDERURGIA

- CONCENTRACION DE MINERALES - HIDROMETALURGIA - ELECTROMETALURGIA - PIROMETALURGIA - MEDIO AMBIENTE - ANALISIS QUIMICO - ASESORAMIENTO

- FUNDICION - MATERIALES METALICOS - MATERIALES CERAMICOS - MATERIALES POLIMERICOS - CORROSION - DESGASTE - ANALISIS DE FALLO - ANALISIS QUIMICO - ASESORAMIENTO

AL SERVICIO DE LA INDUSTRIA METALURGICA Y DE MATERIALES

Teléfono: 2210402 Fax: 2260106 e-mail: [email protected] Calle Santa Rosa Nº 100, esq. Av. Las Américas, Villa Fátima

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