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 Se obtiene principalmente de la 
casiterita. 
 
 Se presenta como óxido. 
 
 También puede encontrarse en el 
cobre. 
 Color blanco plateado. 
 Dureza: menor que el 
cinc, mayor que el plomo. 
 A 100ºC es muy dúctil y 
maleable. 
 Resistente a la corrosión. 
 No se oxida con facilidad 
con el aire. 
 En presencia de calor se 
oxida. 
 Se oxida en presencia de 
ácido nítrico y ácido 
sulfúrico. 
 
 El estaño metálico posee 
dos estructuras cristalinas 
diferentes, α-Sn y β-Sn. 
La forma β es la más 
común puesto que es 
estable entre 13.2 y 232 
ºC y se conoce como 
estaño blanco; la forma α 
es estable por debajo de 
los 13.2 ºC y es más frágil 
que la anterior, de 
manera que se suele 
encontrar pulverizada, 
esta estructura se 
denomina estaño gris. 
 El estaño se explota en vetas de casiterita y wolframita 
asociadas con los batolitos graníticos de las cordilleras Real y de 
Tres Cruces. 
 En el sur del país se explota en vetas de estaño-plata y estaño-
zinc, asociado con stocks porfiríticos. 
 El número de los afloramientos estañíferos alcanza a varios 
centenares. En todo el mundo no existe otra provincia estañífera 
comparable a la boliviana por la extensión e intensidad de su 
mineralización. 
 Mina Viloco 
Provincia Loayza, a 70 Km al sudeste de la ciudad de La Paz. La 
mina se encuentra en la cordillera Tres Cruces a una altitud de 4250 
m y pertenece a la Corporación Minera de Bolivia. 
 Mina Caracoles 
La Empresa Minera Caracoles, dependiente de la Corporación 
Minera de Bolivia, se encuentra en la provincia Inquisivi del 
departamento de La Paz, a unos 13 Km al NO de Quime. Esta 
empresa cuenta con las minas Argentina, Pacuni y Carmen Rosa. 
 Mina Colquiri 
Provincia Inquisivi del departamento de La Paz, 70 Km al norte de la 
ciudad de Oruro. Las vetas tienen una longitud de 400 a 1500 m y 
alcanzan profundidades de 120 a 460 m El ancho varía entre 0,20 y 
3,0 m generalmente es de 1,50 m. 
 Provincia Polimetálica de Colquiri - La Serena 
Situada en la provincia Inquisivi del departamento de La Paz. Varios 
yacimientos filonianos de estaño-zinc-plomo-plata (distrito de 
Colquiri, La Serena, Caxata y otros) de tipo hipo a mesotermal 
predominan al sur y están relacionados al fallamiento transversal de 
los estratos del Paleozoico Inferior. Estos filones tienen hasta 1500 
m de longitud, casi 500 m de profundidad y, en forma individual de 
1,5 m a 3 m de potencia Se puede observar en lugares estructuras en 
rosario. 
 
 Mina San José de Oruro 
San José esta situada en la misma ciudad de Oruro. Es una de las 
minas más antiguas de Bolivia. Fue cerrada en 1994. 
 Mina Llallagua Siglo XX 
Provincia Bustillos del departamento de Potosí. Constituye uno de 
los depósitos primarios de estaño más grandes del mundo. La mina 
está a 80 Km al sudeste de la ciudad de Oruro y pertenece a la 
Corporación Minera de Bolivia. La mina recibe indistintamente el 
nombre de Llallagua o Siglo XX. En 1986 dejó de operar por el 
descenso del precio del estaño. 
 Mina Huanuni 
Provincia Dalence del departamento de Oruro, a 50 Km al sudeste 
de la ciudad. Pertenece a la Corporación Minera de Bolivia. 
 Huanuni es una de las minas más grandes y productivas del país. 
Geológicamente, en el área del yacimiento, afloran rocas de la 
formación Llallagua, consistentes en cuarcitas areniscas y pizarras 
luego la formación Uncía con pizarras y la formación Morococala 
con rocas dacíticas. 
 
 
 Minas Avicaya Totoral 
Se hallan ubicadas en la provincia Poopó del departamento de Oruro 
aproximadamente 60 Km hacia el SE de la ciudad. 
 Estas dos minas, presentan rocas silúricas que conforman un 
anticlinal regional, en cuyo flanco occidental se alojan las 
estructuras mineralizadas. Por otra parte, se observan los stocks de 
Chualla Grande, China Chualla y algunos diques. 
 
 
 En estado puro se usa como revestimiento del acero formando la hojalata. 
 
 
 Se usa en numerosas aleaciones: 
 
 -Bronce. 
 -Metal de soldar (soldaduras blandas). 
 -Metal de imprenta. 
 -Aleaciones de antifricción (para cojinetes). 
 -Aleaciones de bajo punto de fusión (fusibles eléctricos). 
 -En la industria aeroespacial. 
 -Ingrediente de algunos insecticidas. 
 -Para disminuir la fragilidad del vidrio. 
 -Para fungicidas, dentífricos (SnF2) y pigmentos. 
 
 Reducción pirometalúrgica de la casiterita: el mineral ya tratado para 
separarlo de impurezas se conduce a un horno de reverbero donde se reduce 
mediante carbón a coque de estaño bruto: 
 SnO2 + 2 C 2 CO + Sn 
 Después se refina para separarlo de impurezas obteniéndose un metal con 
una pureza del 99,8%. 
 
 Recuperación electrolítica de la hojalata: la hojalata es acero recubierto de 
estaño y debido a su gran uso en la empresa conservera se han ideado 
distintos métodos para recuperar el estaño que contiene. El más económico 
consiste en meter la hojalata en una disolución de hidróxido de sodio, así se 
disuelve el estaño y después se obtiene el metal por electrólisis de dicha 
disolución. 
FUNDICIÓN TRADICIONAL DE Sn DE 
BAJA LEY 
 En un baño convencional y en operaciones de 
fundición de suspensión, tradicionalmente 
usadas en la fusión de estaño (hornos 
Reverberos), el problema principal es la 
correducción del hierro con el estaño. 
 Limitando el nivel final del estaño en la escoria la 
cual puede ser lograda sin reducción excesiva de 
hierro. 
 El reciclaje de la aleación estaño / hierro limita la 
recuperación de estaño. 
 El horno Ausmelt puede disminuir 
substancialmente este problema al controlar 
las reacciones de equilibrio y al tomar ventaja 
de la cinética de las reacciones de 
reducción/oxidación. 
 La sílice en el concentrado, permite la 
producción de escorias de hierrosilicato que 
contienen óxidos de estaño (SnO) y exhibe 
temperatura líquida baja. 
 Una mezcla de concentrados gravimétricos de jig, son 
fundidos junto con polvo de reciclaje, espuma de hierro de 
la refinería, fundentes (caliza, mineral de hierro) y carbón 
reductor, a una temperatura de 1150 ºC. 
 
 La cantidad de carbón a ser alimentada es calculada para 
lograr un nivel de estaño en la escoria de 
aproximadamente 15 %. 
 
 El metal es vaciado del horno a intervalos de una hora o 
cuando la máxima capacidad de la escoria del horno se ha 
alcanzado, luego de fundir unas 4.5 horas se detiene la 
alimentación de concentrado antes de continuar con la 
siguiente etapa del proceso. 
 Donde n, a y b son dependientes del tipo de carbón. 
 
 El metal producido en esta etapa de fundición contendrá menos 
del 1% de hierro y es adecuado como alimentación directa al 
circuito de piro refinación convencional de estaño. 
 Al término de cada etapa de fusión, el baño de escoria es reducido 
con carbón en trozos por 40 minutos para bajar el nivel de estaño en 
la escoria a aproximadamente entre 4 y 3 %. 
 Esta reducción es realizada con la lanza en posición alta pero aún 
sumergida en el baño de escoria. La posición de la lanza alta 
minimiza el mezclar los baños de metal y escoria, y por consiguiente 
los previene de alcanzar el equilibrio. Esto resulta en un menor nivel 
de hierro en el metal de estaño del esperado en los cálculos en 
condiciones de equilibrio. 
 El metal producido en esta etapa, cuando es diluido con el metal 
remanente de la etapa de fusión de concentrado (metal que se 
encuentra en el reactor), producirá una aleación conteniendo no 
más de 2 % de hierro. 
 El metal es vaciado del horno y combinado con el metal de la etapa 
de fundición como alimentación para la refinería. El contenido 
promedio de hierro en el metal de estaño crudo de alimentación a la 
refinería es de 1 %. 
 Durante el curso de la primera reducción, la temperatura de la 
escoria se eleva a 1100 ºC. Todos los polvos generados son apilados 
para su reciclaje en los siguientesciclos de fundición de 
concentrados. 
 Se alimenta carbón reductor y el nivel de estaño en la 
escoria se reduce en a menos de 1 % a la media hora 
de la segunda reducción. 
 Durante esta etapa la temperatura se eleva a 1250 ºC. 
 Al término de esta etapa , se detiene la alimentación 
del carbón y la lanza es levantada por encima del 
baño. La escoria es vaciada por un período de 40 
minutos como máximo que incluye 20 minutos para la 
separación de la escoria/ metal o sedimentación y la 
preparación del horno para el siguiente lote o batch 
de fundición de concentrado. 
 Se deja una cama de 600 mm. en el horno para que 
actúe como un baño de arranque del siguiente batch 
de fundición de concentrado. La aleación de estaño / 
hierro producida durante esta etapa, es dejada dentro 
del horno donde su contenido de hierro será bajado 
por la reacción con la escoria oxidada producida en la 
siguiente etapa de fusión. 
 El promedio de carbón reductor, puede ser disminuido 
en la primera hora, de la fundición del concentrado, 
del siguiente batch ya que el hierro en el metal 
remanente actuará como reductor 
 Se ha encontrado promedios de reducción más rápidos y eficientes con 
carbón en trozos medianos, que con el carbón en trozos pequeños. 
 
 La efectividad del carbón en trozos sugiere que la reacción en el sitio está 
en la zona de los límites de la interfase sólido - escoria. 
 
 El carbón en trozos muy gruesos ( mayor a 50 mm) ha demostrado ofrecer 
una área específica muy pequeña para reacción. 
 
 Los promedios de reducción son bajos y el carbón que no reacciona tiende 
a quedarse en el horno flotando generalmente en la superficie de la 
escoria lo cual afecta la operación. El carbón más fino que 5 mm. o es 
succionado por la salida de los gases o no es capaz de penetrar lo 
suficiente en el baño de escoria y se ha encontrado que tal carbón tiene 
una eficiencia de reducción limitada. 
 El carbón de tamaño entre 5 y 15 mm. parece ser del tamaño óptimo 
para las reacciones de reducción. 
 
 El carbón en trozos del tamaño correcto tiende a permanecer en la 
superficie de la escoria, proporcionando una región de reacción 
significante donde la escoria es mezclada y puede re-arrastrar el 
carbón en el baño. Este sistema de reducción de la superficie, 
asegura que el baño menos próximo a la lanza sea bien reducido, y 
debido al intenso mezclado del baño, el potencial de oxígeno del 
baño total es bajo. 
 El Sistema Ausmelt usa mezclas suaves de 
combustible / aire estiquiométrico reductor inyectado 
dentro del baño por la lanza para provocar las 
condiciones de combustión óptimas durante las tres 
etapas del proceso. El fuego de combustión está 
disponible directamente al proceso y la eficiencia de 
combustión es alta. La flama sale por la boquilla de la 
lanza sumergida e irradia calor directamente al baño 
de escoria. Esto proporciona una transferencia de 
calor muy eficiente. 
 La ignición del combustible y el aire inyectado en el 
baño ocurre en la boquilla de la lanza. 
 Donde n, a y b son funciones del análisis del 
combustible, lo que produce el calor requerido 
para : 
 Mantener las temperaturas de operación. 
 Reemplazar el calor perdido por el horno. 
 Proporcionar calor para las reacciones. 
 Este fenómeno se conoce como la interacción de la lanza / aire. 
Esto sugiere alguna pérdida de eficiencia del combustible. Sin 
embargo, su efecto en la eficiencia de combustión es visto como 
muy bajo en operaciones normales. 
 
 La mayor cantidad de óxido de hierro disuelto en la escoria (óxido 
férrico), es reducido de vuelta a óxido ferroso, cuando tal porción 
de la escoria, es mezclada dentro de la zona de reducción. La 
formación de óxido férrico es controlada de esta manera. 
 La Empresa Metalúrgica Vinto busca integrar las prácticas de gestión ambiental ejemplares 
a través de sus planeamientos y operaciones de su actividad. Cuenta con Declaratoria de 
Adecuación Ambiental (Licencia Ambiental) con el número de registro 040101-02-DAA-
003-07, obtenida a través del cambio de titularidad de licencia. 
 La implementación del Sistema de Gestión Ambiental (SGA) está sujeto a la ISO 14001. 
 
 Control de contaminantes : 
 Los gases y polvos producidos son estrictamente controlados. 
 La escoria, material inerte y no generador de acidez, está siendo utilizado como ripio 
en caminos de tierra y estudiado en alternativas como agregado de construcción, para 
asfalto, losetas, cemento y otros. 
 Los efluentes pluviales, sanitarios e industriales son colectados, según su procedencia 
por un sistema de alcantarillado independiente que los transporta a lagunas de 
tratamiento para iniciar los procesos de evaporación, oxidación, precipitación y 
neutralización química. 
 El agua resultante de estos procesos es de clase C y se reutiliza en las zonas forestadas 
de la Planta. 
 El manejo de la chatarra y los desechos generales, responde a prácticas operacionales 
continuas según lineamientos ambientales. 
Se procura reducir el Sn que sea posible sin que 
lo hagan a la vez los acompañantes. 
Las escorias ricas en Sn, se funden de nuevo, 
con exceso de C, obteniéndose aleaciones Sn – 
Fe. Cabezas duras. 
 Escoria pobre 1 a 3 % Sn 
En vez de entrar a una nueva fusión, pasan al 
horno fuming: 
 Metal 
 Escorias desechables con contenidos 10 
veces menores Sn. 
 Consiste en la “reducción selectiva de los 
minerales de estaño (casiterita) que contiene 
óxidos de hierro por una corriente de 
hidrógeno y vapor de agua. 
 A temperaturas optimas, es posible realizar la 
reducción del óxido de estaño, sin reducir 
simultáneamente el óxido de hierro. 
 700 ‐ 850° C con una presión atmosférica de 
agua e hidrógeno de 0.8 a 1.3 atmósferas. 
 En el proceso descrito se recupera el 80 al 90% 
del Sn en un metálico con 85% de pureza. 
 El residuo, (con el 10% al 20% del Sn en peso) es 
recuperado por lixiviación, mediante una 
solución cáustica, electrolizando la solución 
resultante para obtener el estaño metálico 
refinado de alta pureza. 
 Es necesario adicionar vapor de agua al sistema 
de reducción con hidrógeno para favorecer la 
reducción selectiva de la casiterita evitando la 
reducción del hierro. 
 Para la producción de hidrógeno es a partir del 
gas natural mediante el proceso “steam 
reforming”, donde el gas natural es alimentado 
dentro del sistema de reforma para producir 
CO2 ‐ que se utiliza como subproducto (hielo 
seco, etc.) y el hidrógeno en forma de gas. El 
otro elemento adicionado en el sistema de 
reforma es vapor de agua. 
 El CO2 puede asimismo ser utilizado para la 
producción de carbonato de sodio ‐ previo 
tratamiento con sal (NaCl). 
 CH4(g) + H2O(g) = 3H2(g) + CO(g) o 52583 59.26TΔG= − ×T (1) 
 Energía libre, reacción de descomposición del metano 
 SnO2 + 2H2(g) = Sn + 2H2O(g) o 20267 24.01TΔG= − ×T (2) 
 SnO2 + H2(g) = SnO + H2O(g) o 12422 13.88TΔG= − ×T (3) 
 SnOSlag + H2(g) = Snmet + H2O(g) o 7845.5 10.13TΔG= − ×T (4) 
 FeOSlag + H2(g) = Femet + H2O(g) o 4453.9 2.82TΔG= − ×T (5) 
Energía libre de la 
reducción de SnO y FeO 
con hidrogeno 
 SnO2 + 2CO(g) = Snmet + 2CO2(g) o 2753.9 8.27TΔG= − ×T (6) 
 SnO2 + CO(g) = SnOSlags + CO2(g) o 3665.3 6.01TΔG= − ×T (7) 
 SnOSlag + CO(g) = Snmet + CO2(g) o 911.4 2.26TΔG= − − ×T (8) 
 FeOSlag + CO(g) = Femet + CO2(g) o 4302.9 5.05TΔG= − + ×T (9) 
Diagrama: Energía 
libre, Reducción con 
CO(g)