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Imidazolium-based ionic liquids, 1,3-dibenzylimidazolium trifluoroacetate, 1-benzyl-3-ethylimidazolium trifluoroacetate and 1-benzyl-3-propylimidazolium trifluoroacetate were prepared by simple methods, when compared with those in literature sources, and characterized by IR, NMR and GC-MS and LC-MS. These ILs (Ionic Liquids) were employed as leaching agents in the treatment of industrial copper and zinc bearing slag for the recovery of metals. Results showed that synthesized all novel ionic liquids meet the standard specifications of an ionic liquid. Metal recovery rates decrease with time except for zinc dissolution in 1,3-dibenzylimidazolium trifluoroacetate. 1,3-dibenzylimidazolium trifluoroacetate, when compared with others, is a more effective leaching agent for the treatment of copper and zinc bearing brass slag. Metal recovery rates achieved with this IL are 62.58% for zinc and 24.95% for copper. Los líquidos iónicos a base de imidazolio, trifluoroacetato de 1,3-dibencilimidazolio, trifluoroacetato de 1-bencil-3-etilimidazolio y trifluoroacetato de 1-bencil-3-propilimidazolio se prepararon mediante métodos sencillos, comparados con los de fuentes bibliográficas. Se caracterizaron mediante IR, NMR, GC-MS y LC-MS. Los líquidos iónicos se emplearon como agentes de lixiviación en el tratamiento de una escoria industrial de cobre y cinc para la recuperación de dichos metales. Los resultados mostraron que todos los nuevos líquidos iónicos sintetizados cumplen con las especificaciones estándar de un líquido iónico. Las tasas de recuperación de metales disminuyen con el tiempo, excepto para la disolución de zinc en trifluoroacetato de 1,3-dibencilimidazolio. El trifluoroacetato de 1,3-dibencilimidazolio, cuando se compara con otros, es un agente de lixiviación más eficaz para el tratamiento de escorias de latón. Las tasas de recuperación de metales logradas con este líquido iónico son 62,58% para el zinc y 24,95% para el cobre.

European Directives consider mercury a priority hazardous substance due to its adverse effects on human health and the environment. In response to environmental concerns, a microencapsulation process has been developed within the European LIFE program as a long-term storage option for mercury. This process leads to the obtainment of a stable concrete-like sulfur matrix that allows the immobilization of mercury. The final product, in the form of a solid block containing up to 30 % Hg, exhibits excellent mechanical properties (compressive strength 53-61MPa and flexural strength 7-10 MPa), low porosity (0.57 % PHe), very low total pore volume (0.63x10-2 cm3 g-1), and extremely low permeability (coefficient of water absorption by capillarity 0.07 g cm-2). Toxicity characteristic leaching tests reveal a mercury concentration in leachates well below the 0.2 mg L-1 set out in US EPA Land Disposal Restrictions (LDRs). The values of mercury vapor emissions of final products were lower than those of cinnabar and metacinnabar.Resumen Las Directivas Europeas consideran al mercurio una sustancia de peligrosidad prioritaria debido a sus efectos adversos sobre la salud humana y sobre el medio ambiente. En respuesta a estas preocupaciones ambientales, y dentro del Programa Europeo LIFE, se ha desarrollado un proceso de microencapsulación como una opción al almacenamiento a largo plazo del mercurio. Con este proceso se obtiene un material estable, tipo concreto, de matriz de azufre que permite la inmovilización del mercurio. El producto final, en forma de un bloque sólido, contiene hasta un 30 % de Hg, presenta excelentes propiedades mecánicas (resistencia a la compresión 53-61 MPa, y a la flexión 7-10 MPa), baja porosidad (0,57 % PHe), muy bajo volumen total de poro (0,63 x 10-2 cm3 g-1) y una permeabilidad extremadamente baja (coeficiente de absorción de agua por capilaridad 0,07 g cm-2). Las características de toxicidad determinadas mediante los ensayos de lixiviación indican una concentración de mercurio en los lixiviados muy por debajo de los límites (< 0,2 mg L-1) establecidos por la Normativa de Restricción de Disposición de Residuos en el Suelo de EE.UU (US EPA Land Disposal Restrictions, LDRs). También se han determinado las emisiones de vapor de mercurio en los productos finales obteniéndose valores más bajos que en muestras de cinabrio y metacinabrio.

In the following work the possibility of the nickel recovery by hydrometallurgy extraction for nickeliferous laterites is studied. The work looks for to study the technical viability of the extraction of nickel and cobalt by means of the application of heap leaching. The ore is chemically and physically characterized with the purpose of analyzes its composition and mineral phase, by means of x-rays diffraction, quantitative chemical analysis and elementary chemical analysis by electronic microscopy. Once the ore is characterized, it is mixed with sulfuric acid to relations 0.05; 0.1 and 0.2 g acid/g to agglomerated pellets and paste, with the aim to improve the percolation in column, due to the argillaceous nature of the ore leaching rate ranged from 0.305 to 1.06 x10 l/h*m2 and in the agglomerate condition of the percolation l/h*m2 improves at interval 3.05 to 6.11 x10 l/h*m2. Additionally the agglomerate ones are roasted with the purpose of consolidating them and chemically preparing the ore so that it is susceptible to the leaching, by means of oxides sulphation of the ore to high temperatures. This ore preparation is subject under diverse leaching tests like: dynamic tests and columns tests. The dynamic tests were made for different relations solid-liquid from 0.05 from 0.5 x103 g/l, different concentrations of the leaching solution and different reaction times from 24 to 168 h. As far as the columns tests showed, the variables studied were acid/ore mixture ratio, continuity of the leaching irrigation, reusability of the liquor of leaching and roasted temperature which was done from 673, 873 and 1023 K. With these tests times selectivity for nickel and cobalt versus iron were found, obtaining recovery 17 more times nickel than iron and up to 26 more times cobalt than iron and with an high process speed, where most of the recovery is made in the first 24 h.En el siguiente trabajo se plantea la posibilidad de la extracción de níquel por vía hidrometalúrgica en lateritas niquelíferas. El mineral se caracteriza con el fin de conocer su composición y estructura, por medio de difracción de rayos X, análisis químico elemental por microscopia electrónica y análisis químico cuantitativo. El trabajo busca estudiar la viabilidad técnica de la extracción de níquel y cobalto por medio de la aplicación de la lixiviación en pila. Una vez caracterizado el mineral, se mezcla con ácido sulfúrico a relaciones 0,05, 0,1 y 0,2 g ácido/g mineral y se procede a aglomerar en pellas y en pasta con el fin mejorar la percolación en el lecho de la columna que, debido a la naturaleza arcillosa del mineral, es de 0,305 a 1,06 x10 l/h×m2 y, en la condición de aglomerado, la percolabilidad mejora al intervalo 3,05 a 6,11 x10 l/h×m2. Los aglomerados son tostados con el fin de consolidarlos y adecuar químicamente el mineral, mediante la sulfatación de los óxidos del mineral a altas temperaturas, para que sea susceptible a la lixiviación. Este preparado del mineral es sometido a diversos ensayos de lixiviación como ensayos batch y ensayos en columnas. Los ensayos batch fueron realizados para distintas relaciones sólido–líquido de 0,05 a 0,5×103 g/l, distintas concentraciones de la solución lixiviante y distintos tiempos de reacción de 24 a 168 h. En cuanto a los ensayos en columnas, las variables estudiadas fueron la relación de mezcla ácido/mineral, la continuidad del riego de lixiviación, la reutilización del licor de lixiviación y la temperatura de tostación, la cual se realizo 673, 873 y 1.023 K. Con estas pruebas, se encontraron condiciones de selectividad para las cuales el níquel y el cobalto se hacen solubles con respecto al hierro, recuperando 17 veces más níquel que hierro y hasta 26 veces más cobalto que hierro y con una excelente velocidad del proceso, en donde la mayoría de la recuperación se realiza en las primeras 24 h.

4 páginas, 6 figuras., [ES] Se estudió la lixiviación acida, en medio clorhídrico, de un concentrado de wolframio (scheelita, CaW04). De lo anterior, se obtuvo un sólido insoluble (H2WO4), que se trató con una solución alcalina de hidróxido de sodio, lográndose la completa solubilización del wolframio como ion wolframato (WO4 ). La fracción transformada de wolframio aumenta con la temperatura, como también con una granulometría más fina. Se logró una disolución máxima de 88,5 % (400 g/1 HCl, 363 K y 20 j^lm de tamaño de partícula) para 3 h de proceso, disolución que se interpretó a través del modelo de núcleo recesivo con formación de capa de producto sólido para todo el rango de variación de los parámetros en estudio. El valor de energía de activación encontrado fue de 28,0 k]/mol., [EN] The acid leaching in hydrochloric media of a tungsten concentrate (scheelite, CaWO^) was studied. Of the above-mentioned, an insoluble solid (H2WO4) was obtained which were treated with an alkaline solution of sodium hydroxide, achieving the complete solubilization of the tungsten as wolframate ion (WO4 ). The transformed fraction of tungsten increases with the temperature, as well as with a finer grain. A maximum dissolution of 88.5 % (400 g/1 HCl, 363 K and 20 jLim of particle size) was achieved for a 3 h process, of the disolution process was interpreted by the recessive core model with formation of a layer of solid product for the whole range of variation of the parameters in study. The activation energy value was found to be 28.0 kj/mol., Los autores agradecen a la Universidad de Santiago de Chile y al CSIC (España) por la ayuda prestada para la realización de este estudio.

This work reports the results of copper concentrates leaching, which have high arsenic contents (up to 2.5 %). The treatments were carried out using chlorine that forms from sodium hypochlorite and sulphuric acid. The aim of this work is to obtain a solution having high copper content 4 to 6 g/1 and 5 to 7 g/1 free acid in order to submit it directly to a solvent extraction stage. In addition, this solution should have minimum content of arsenic and chloride ions. To carry out this investigation, an acrylic reactor was constructed where the leaching tests were made at constant temperature in a thermostatic bath under atmospheric pressure. The concentrate samples were obtained from mineral processing plants from Antofagasta, Chile. Typical variables were studied, such as leaching agent concentration, leaching time, pulp density and temperature among others. Some of the residues were analyzed by XRD and EPS. On the other hand, the solutions were analyzed by Atomic Absorption Spectroscopy. The results indicate solutions having the contents stated above can be obtained.Se ha estudiado la lixiviación de concentrados de cobre con alto contenido de arsénico (hasta 2,5 %), mediante un proceso de oxidación con cloro formado "in situ", por la reacción entre hipoclorito de sodio y ácido sulfúrico. El objetivo de estas experiencias es producir una solución de lixiviación, de características adecuadas para entrar a la etapa posterior de extracción por solventes (SX), es decir, entre 4 a 6 g/1 de cobre y 5 a 7 g/1 de ácido residual. Esta disolución, además, deberá contener cantidades mínimas de arsénico y cloruro. Las lixiviaciones se realizaron por agitación en un reactor de acrílico diseñado para tal efecto, a temperatura ambiente y a presión atmosférica. Se utilizaron concentrados de cobre de explotaciones mineras de Antofagasta (Chile). Se estudiaron algunas variables típicas de la lixiviación, como son: la concentración de agente lixiviante, el tiempo de lixiviación, el porcentaje de sólidos y la temperatura. La caracterización de algunos residuos sólidos, producto de las lixiviaciones, se realizó por DRX (Difracción de Rayos X) y EDS (Barrido de Energía Dispersiva de Rayos X). El cobre y arsénico en las disoluciones se analizaron mediante Espectroscopia de Absorción Atómica. Los resultados experimentales indican que es posible obtener soluciones de las características deseadas con este procedimiento, que utiliza reactivos comunes y de relativo bajo costo.

Los líquidos iónicos a base de imidazolio, trifluoroacetato de 1,3-dibencilimidazolio, trifluoroacetato de 1-bencil-3-etilimidazolio y trifluoroacetato de 1-bencil-3-propilimidazolio se prepararon mediante métodos sencillos, comparados con los de fuentes bibliográficas. Se caracterizaron mediante IR, NMR, GC-MS y LC-MS. Los líquidos iónicos se emplearon como agentes de lixiviación en el tratamiento de una escoria industrial de cobre y cinc para la recuperación de dichos metales. Los resultados mostraron que todos los nuevos líquidos iónicos sintetizados cumplen con las especificaciones estándar de un líquido iónico. Las tasas de recuperación de metales disminuyen con el tiempo, excepto para la disolución de zinc en trifluoroacetato de 1,3-dibencilimidazolio. El trifluoroacetato de 1,3-dibencilimidazolio, cuando se compara con otros, es un agente de lixiviación más eficaz para el tratamiento de escorias de latón. Las tasas de recuperación de metales logradas con este líquido iónico son 62,58% para el zinc y 24,95% para el cobre.

The obtaining of copper from primary resources by solvent extraction has been developed continuously over the past 25-30 years, entailing a continuous effort both of research and development and being one of the biggest successes in the industrial development of a given metal. The success of this operation was not possible without the corresponding developments, at the same time, of the two accompanying operations (leaching and electrowinning), which perfectly coupled in the operational sequence. The recovery of copper by means of these hydrometallurgical processes is firmly established and being reflecting in the growing number of operational plants under construction and/or commisioned until the beginning of the XXI century. This work presents data on the succesfully application of the sequence of operations on the recovery of a metal: copper.La obtención de cobre de recursos primarios mediante extracción con disolventes se ha venido desarrollando de forma continua durante los últimos 25-30 años, lo que ha supuesto un esfuerzo continuado, tanto de investigación como de puesta en práctica de los resultados obtenidos de esta investigación básica, y siendo uno de los mayores éxitos en el desarrollo de la industria de un metal. El éxito de esta operación no hubiera sido posible sin que a su vez las dos operaciones que la acompañan (lixiviación y electrólisis), con sus propias innovaciones, permitiesen su perfecto acoplamiento en la secuencia operacional. La recuperación de cobre mediante estos procesos hidrometalúrgicos está firmemente establecida y el hecho de su importancia es el número creciente de plantas construidas o que se van a construir hasta el comienzo del siglo XXI. En el presente trabajo se presentan datos sobre la aplicación de esta secuencia de operaciones en la recuperación de un metal: el cobre.

A method to carry out the treatment of the Waelz oxides is proposed, and the principal stages implicated are studied laboratory-scale. The process consists of the oxides leaching with an ammonium carbonate/ammonia solution, followed the recovery of the zinc leached by means of its precipitation as zinc basic carbonate. The process stages that have been studied are: Waelz oxides leaching, loaded leach purification, zinc precipitation, zinc basic carbonate washing and zinc basic carbonate transformation. The designed treatment presents a null environmental impact, and more than 90 % of the zinc contained in the Waelz oxides, as well as 80 % of the copper and cadmium contents could be recovered. Also, the process presents great flexibility as soon as zinc could be recovered in the most convenient form (zinc metal, oxide or salt).Se propone un método para el tratamiento de los óxidos Waelz, y se estudian, a nivel de laboratorio, las principales etapas implicadas en el mismo. El proceso consiste básicamente en la lixiviación de los óxidos con una disolución de carbonato amónico/amoniaco, y posterior recuperación del cinc lixiviado mediante su precipitación como carbonato básico de cinc. Las etapas que constituyen el proceso y que han sido objeto de estudio son: lixiviación de los óxidos Waelz, purificación de la lejía concentrada de lixiviación, precipitación del cinc, lavado del carbonato básico de cinc precipitado y transformación del carbonato básico de cinc. El tratamiento diseñado presenta un impacto ambiental prácticamente nulo, y con el mismo se puede recuperar más del 90 % del cinc contenido en los óxidos Waelz, así como el 80 % del cobre y del cadmio. Además, el proceso presenta gran versatilidad en cuanto que el cinc se puede recuperar en el estado más conveniente (cinc metal, óxido o sal).

In the following work the possibility of the nickel recovery by hydrometallurgy extraction for nickeliferous laterites is studied. The work looks for to study the technical viability of the extraction of nickel and cobalt by means of the application of heap leaching. The ore is chemically and physically characterized with the purpose of analyzes its composition and mineral phase, by means of x-rays diffraction, quantitative chemical analysis and elementary chemical analysis by electronic microscopy. Once the ore is characterized, it is mixed with sulfuric acid to relations 0.05; 0.1 and 0.2 g acid/g to agglomerated pellets and paste, with the aim to improve the percolation in column, due to the argillaceous nature of the ore leaching rate ranged from 0.305 to 1.06 x10 l/h*m2 and in the agglomerate condition of the percolation l/h*m2 improves at interval 3.05 to 6.11 x10 l/h*m2. Additionally the agglomerate ones are roasted with the purpose of consolidating them and chemically preparing the ore so that it is susceptible to the leaching, by means of oxides sulphation of the ore to high temperatures. This ore preparation is subject under diverse leaching tests like: dynamic tests and columns tests. The dynamic tests were made for different relations solid-liquid from 0.05 from 0.5 x103 g/l, different concentrations of the leaching solution and different reaction times from 24 to 168 h. As far as the columns tests showed, the variables studied were acid/ore mixture ratio, continuity of the leaching irrigation, reusability of the liquor of leaching and roasted temperature which was done from 673, 873 and 1023 K. With these tests times selectivity for nickel and cobalt versus iron were found, obtaining recovery 17 more times nickel than iron and up to 26 more times cobalt than iron and with an high process speed, where most of the recovery is made in the first 24 h. En el siguiente trabajo se plantea la posibilidad de la extracción de níquel por vía hidrometalúrgica en lateritas niquelíferas. El mineral se caracteriza con el fin de conocer su composición y estructura, por medio de difracción de rayos X, análisis químico elemental por microscopia electrónica y análisis químico cuantitativo. El trabajo busca estudiar la viabilidad técnica de la extracción de níquel y cobalto por medio de la aplicación de la lixiviación en pila. Una vez caracterizado el mineral, se mezcla con ácido sulfúrico a relaciones 0,05, 0,1 y 0,2 g ácido/g mineral y se procede a aglomerar en pellas y en pasta con el fin mejorar la percolación en el lecho de la columna que, debido a la naturaleza arcillosa del mineral, es de 0,305 a 1,06 x10 l/h×m2 y, en la condición de aglomerado, la percolabilidad mejora al intervalo 3,05 a 6,11 x10 l/h×m2. Los aglomerados son tostados con el fin de consolidarlos y adecuar químicamente el mineral, mediante la sulfatación de los óxidos del mineral a altas temperaturas, para que sea susceptible a la lixiviación. Este preparado del mineral es sometido a diversos ensayos de lixiviación como ensayos batch y ensayos en columnas. Los ensayos batch fueron realizados para distintas relaciones sólido–líquido de 0,05 a 0,5×103 g/l, distintas concentraciones de la solución lixiviante y distintos tiempos de reacción de 24 a 168 h. En cuanto a los ensayos en columnas, las variables estudiadas fueron la relación de mezcla ácido/mineral, la continuidad del riego de lixiviación, la reutilización del licor de lixiviación y la temperatura de tostación, la cual se realizo 673, 873 y 1.023 K. Con estas pruebas, se encontraron condiciones de selectividad para las cuales el níquel y el cobalto se hacen solubles con respecto al hierro, recuperando 17 veces más níquel que hierro y hasta 26 veces más cobalto que hierro y con una excelente velocidad del proceso, en donde la mayoría de la recuperación se realiza en las primeras 24 h.