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UNIVERSIDAD CATÓLICA DEL NORTEFACULTAD DE INGENIERÍA Y CIENCIAS GEOLÓGICAS
DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y MINAS
APLICACIONES EN EL BENEFICIO DE LOS MINERALES1er avance
Alumnos:Diego Contreras Araya
Sebastian Riveros
Profesor:Victor Conejeros
Evelyn Melo Hugo Carcamo G.
Antofagasta, Abril 2016
RESUMEN
En el presente informe se dará a conocer la propuesta preliminar a
desarrollar según el mineral en estudio, considerando el estudio de los distintos
reactivos potenciales a aplicar al proceso con sus respectivas dosificaciones, el
tiempo de molienda óptimo para obtener una granulometría apta para el proceso
de flotación, además el tiempo óptimo de flotación. Por otra parte se realizó una
prueba de agitación para observar el comportamiento y la recuperación de Cu del
mineral en estudio en un medio lixiviante convencional (ácido sulfúrico).
De las pruebas realizadas para caracterización del mineral se obtuvo que el
CuT es 2.66%, el CuS es 0.56%, el FeT es 18.04%, el consumo de ácido es 29.8
kg/t. A demás mediante las pruebas de tiempo de molienda se obtuvo que se
necesita 10,71min para obtener un 50% - #200 Ty, por otra parte se obtuvo que la
densidad del mineral corresponde 3.16g/cm3 y la humedad corresponde a 0.67%,
finalmente la prueba de agitación se obtuvo que para un concentración de ácido
de 60 g/L la recuperación de cobre es de 28,19%.
Nomenclatura
C : Masa de concentrado
c : Ley del concentrado
cm3 : Centimetros cubicos
ES : Eficiencia de separación
F : Masa de mineral alimentado al proceso
f : Ley de cabeza
F(x) : Porcentaje acumulado pasante
F80 : Tamaño(80%) de la alimentación
g : Gramos
g/t : Gramos por tonelada
K : Razón de concetración
k1 : Constante de velocidad de mineral que flota debilmente
k2 : Constante de velocidad de alta capacidad de flotación
Kg : Kilogramos
Mx : Mineral
m : Metro
min : Minutos
ml : Mililitros
Wpicn : Masa del picnometro
Wpicn+Mx : Masa del picnometro con mineral
Wpicn+agua: : Masa de picnometro con agua
Wpicn+Mx+agua : Masa de picnometro con mineral y agua
μm : Micrometro
Nª : Numero
P80 : Tamaño (80%) del producto
R : Recuperación
Rexp : Recuperación experimental
Rajustada: Recuperación ajustada
R∞ : Recuperación de equilibrio a tiempo prolongado
RE : Razón de enriquecimiento
RP : Recuperación en peso
R(x) : Porcentaje acumulado retenido
t : Toneladas
tr : Ley de relave
Ty : Tyler
Vol : Volumen
% : Porciento
# : Malla
ρ : Densidad
ÍNDICE1 INTRODUCCIÓN................................................................................................7
1.1 Objetivos......................................................................................................8
1.1.1 Objetivo General....................................................................................8
1.1.2 Objetivos Específicos............................................................................9
2 FUNDAMENTOS TEORICOS............................................................................9
2.1 Muestreo......................................................................................................9
2.1.1 Importancia del muestreo a minerales.................................................10
2.1.2 Factores que afectan al muestreo.......................................................10
Gran variedad de constituyentes minerales en la mena............................10
2.2 Técnicas de muestreo................................................................................11
2.2.1 Cono y Cuarteo...................................................................................11
2.2.2 Cortador de Rifle.................................................................................12
2.2.3 Divisores rotatorios..............................................................................12
2.3 Reducción de tamaño................................................................................13
2.3.1 Chancado............................................................................................13
2.4 Harneado...................................................................................................15
2.4.1 Harneros Vibratorios (Harnero Gilson)................................................15
2.5 Caracterización granulométrica de un solido.............................................16
2.5.1 Tamizaje..............................................................................................16
2.6 Determinación de la densidad de un solido...............................................17
2.6.1 Método del picnómetro........................................................................17
2.7 Determinación de la humedad...................................................................18
2.8 Molienda.....................................................................................................19
2.8.1 Molino de bolas...................................................................................20
2.9 Descripción general del proceso de flotación.............................................21
2.10 características de las fases......................................................................21
2.10.1 Fase solida........................................................................................21
2.10.2 Fase liquida.......................................................................................22
2.10.3 Fase gaseosa....................................................................................23
2.11 Reactivos de flotación..............................................................................23
5
2.11.1 Colectores.........................................................................................23
2.11.2 Modificadores....................................................................................24
2.12 Variables del proceso de flotación...........................................................25
2.12.1 Granulometría....................................................................................25
2.12.2 Tipo y dosificación de reactivos.........................................................26
2.12.3 Porcentaje de sólido o densidad de pulpa.........................................26
2.12.4 Regulación de pH..............................................................................26
2.13 Evaluación del proceso de flotación.........................................................27
2.13.1 Parametros básicos del proceso de flotación....................................27
2.14 Cinética de flotación (semi-batch)............................................................28
2.14.1 Tiempo de residencia optimo a escala banco (semi – batch)............32
∂ ∆ ∂ tu=∂ ∆ ∂tg.................................................................................................35
2.15 Diseño y análisis de experimentos estadisticos.......................................35
2.15.1 Diseño Factorial 2k.............................................................................36
2.16 Circuitos del proceso................................................................................36
3 DESARROLLO EXPERIMENTAL.....................................................................38
3.1 Preparación de la muestra para análisis químico, calcografía y división de
muestras.............................................................................................................38
3.2 Calculo de humedad..................................................................................40
3.3 Calculo de densidad del mineral................................................................40
3.4 Estimación del tiempo de molienda............................................................40
3.5 Prueba de lixiviación en agitación..............................................................41
4 RESULTADOS Y DISCUSIONES....................................................................42
4.1 Análisis químico de la alimentación...........................................................42
4.2 Análisis mineralógico de la alimentación....................................................43
4.3 Caracterización física.................................................................................44
4.3.1 Densidad del sólido.............................................................................44
4.3.2 Humedad del mineral...........................................................................44
4.4 Análisis granulométrico de la muestra de cabeza......................................45
4.5 Prueba de molienda...................................................................................46
4.5.1 Tipo de collar utilizado.........................................................................46
6
4.5.2 Tiempos de molienda..........................................................................46
4.6 Prueba de lixiviación en agitación..............................................................48
5 PROPUESTA DE TRABAJO............................................................................49
5.1 Prueba de selección de colector primario..................................................49
5.2 Prueba de Selección de colecto Secundario..............................................50
5.3 Prueba de consumo de cal.........................................................................50
5.4 Prueba de adición de activador..................................................................51
5.5 Optimización de dosificación de reactivos y granulometría........................52
5.6 Cinética de flotación...................................................................................53
5.7 Factores de distribución.............................................................................54
6 CONCLUSIONES.............................................................................................55
7 BIBLIOGRÁFIA.................................................................................................56
8 Anexos..............................................................................................................57
8.1 Análisis mineralógico.................................................................................57
8.2 Determinación densidad del sólido............................................................58
8.3 Determinación de la humedad del sólido...................................................58
8.4 Calculo del tiempo de molienda.................................................................59
8.5 Carta Gantt.................................................................................................60
ÍNDICE DE TABLAS Tabla 1: Resultados de análisis químico................................................................42
Tabla 2: Mineralogía...............................................................................................43
Tabla 3: Analisis granulométrico de la muestra de cabeza....................................45
Tabla 4: Collarín de Collahuasi..............................................................................46
Tabla 5: Pruebas colector primario.........................................................................49
Tabla 6: determinación del colector secundario.....................................................50
Tabla 7: Pruebas de consumo de cal.....................................................................51
Tabla 8: Dosificación del activador NASH..............................................................52
Tabla 9: Diseño factorial.........................................................................................53
Tabla 10: Pruebas de densidad del sólido.............................................................58
Tabla 11: Carta Gantt.............................................................................................60
7
1 INTRODUCCIÓN La caracterización e identificación de un mineral es de suma importancia para
el rubro minero, esto debido a que hoy en día las mineras presentan una
disminución en las leyes de alimentación, por ello es de importancia la
caracterización y además que conociendo la naturaleza del mineral se puede
proponer una vía de extracción eficiente del mineral valioso, que para este caso es
el cobre.
El cobre se presenta en la naturaleza de dos distintas maneras, una de ellas es
el mineral oxidado, del cual el proceso productivo implica someter el material a
una solución de lixiviación, luego a un proceso de extracción con solventes y
posteriormente a un sistema de electro obtención. Y por otro lado existe el mineral
sulfurado, del cual es sometida a una conminución (chancado y molienda) y una
vía de flotación.El procesamiento de minerales, o mineralurgia, es la etapa posterior a la
extracción de la mena mineral desde la mina, y prepara el material para la
extracción de los metales valiosos. Las operaciones de preparación de los
materiales a trata en la planta tiene como objetivo general dejar a dichos
materiales en condiciones adecuadas para que continúen su tratamiento en la
etapa siguiente.
Dichas operaciones se aplican en algunos casos a la mena mineral y en
otros a los productos intermedios obtenidos; las mas usuales y tradicionales son:
conminución (reducción de tamaño); Clasificación (separación de partículas por
tamaño); Desaguado (reducción de la cantidad de agua que acompaña a un
sólido).
La flotación es la técnica más utilizada en el procesamiento de minerales.
Patentada originalmente en 1906, es aplicable a casi la mayoría de los minerales
de metales preciosos (Shelley J. 1989).
8
1.1 Objetivos
1.1.1 Objetivo General
Determinar una propuesta técnica realizando un adecuado tratamiento a un
determinado mineral, integrando los conocimiento tanto teóricos como prácticos
adquiridos.
1.1.2 Objetivos Específicos
Realizar una adecuada caracterización para conocer las
características químicas, físicas, mineralógicas y granulométricas del
mineral.
Analizar las posibles vías de tratamiento del mineral propuesto.
Determinar la densidad del mineral, junto con el porcentaje que
presenta.
Calcular el tiempo de molienda necesario para obtener una
adecuada granulometría para el proceso de flotación.
9
2 FUNDAMENTOS TEORICOS
2.1 Muestreo
Es la operación estadística mediante la cual se elige un numero determinado
de individuos y con ellos se pretende caracterizar una población mayor. Es decir,
se trata de inferir las características de las variables en el estudio de la totalidad
de la oblación.]
Esta técnica es usada en los depósitos minerales, ya que rara vez es
posible someter toda la zona estudiada a pruebas en donde se distribuye el objeto
de estudio y/o que requieran elevados costos o mucho esfuerzo.
2.1.1 Importancia
del muestreo a minerales
la evaluación de un yacimiento incluye diferentes tipos de análisis que, en su
conjunto, nos van a definir la posible vialidad del proyecto [misma anterior]. si bien
todas las fases involucradas en el proceso evaluador de un yacimiento son de
gran importancia, el muestreo, por ser la primera y la que va a condicionar, en
gran parte, la viabilidad económica de la explotación, presenta una gran
importancia y una serie de características que le confieren un carácter critico.
10
Figura 1: Muestra representativa
2.1.2 Factores que afectan al muestreo
Gran variedad de constituyentes minerales en la mena
Distribución desigual de minerales en la mena
Presencia de distribución de tamaño de partícula (diferentes
tamaños de partícula)
Distribución de dureza de los minerales
distribución de densidad de los minerales (diferentes pesos
específicos.
Aspectos tales como el método a seguir en la toma de muestra, el análisis de las
leyes o contenido del mineral util, la cubicación del cuerpo mineralizado, inciden
notablemente en la calidad del proceso evaluador.
2.2 Técnicas de muestreo
La preparación de muestras se lleva a cabo por dos métodos generales: a
mano y por procedimiento mecánicos o automáticos [libro ca]. El primero, como
indica su nombre, implica la toma de la muestra por una persona utilizando una
herramienta sencilla para tal fin. Este método es lento y costoso cuando se trata
de grandes cantidades de material y en todo los casos carga una gran
responsabilidad sobre la persona que toma la muestra
Por el procedimiento mecánico se toma continuamente a intervalos
regulares una cantidad, previamente fijada, del material.
Existen diferentes métodos para obtener una muestra representativa del
mineral, estos son:
Cono y cuarteo
Cortador de rifles
11
2.2.1 Cono y Cuarteo
Consiste en mezclar el material para posteriormente apilarlo a la forma de
un cono. Este se aplasta y se divide con una pala o espátula en forma de cruz (4
partes iguales). Se retiran 2 cuartos opuestos y los otros 2 restantes, que forman
la nueva muestra, se vuelven a mezclar y el proceso se repite varias veces hasta
obtener el tamaño apropiado de muestra.
2.2.2 Cortador de Rifle
Este método es uno de los mas comunes y eficiente [Cárcamo H. 2003].
Consiste después de terminada la homogenización, por cono y cuarteo sucesivos,
el material es vertido en un recipiente en forma de V que tiene en sus costados
una serie de canales o chutes que descargan alternativamente en 2 bandejas
ubicadas en ambos lados del cortador. El material es vaciado en la parte superior
y al pasar por el equipo se divide en 2 fracciones de aproximadamente igual
tamaño
12
Figura 2: Cono y cuarteo
Figura 3: Cortador de rifle
2.2.3 Divisores rotatorios
El cual consiste en un alimentador vibratorio y una mesa rotatoria con
subdivisiones, las cuales se consideran como sub-muestras.
2.3 Reducción de tamaño
Debido a que los minerales se encuentran finamente diseminados e
íntimamente asociados con la ganga, deben ser liberados antes de realizar un
proceso de separación [Cárcamo H. 2003]
2.3.1 Chancado
Es la primera etapa mecánica en el proceso de conminución, en el cual el
principal objetivo es la liberación de los minerales valioso.
Generalmente el chancado es una operación en seco y normalmente se realiza
en dos o tres etapas. Los trozos de mena extraídos de la mina pueden ser tan
13
Figura 4: Divisor giratorio
grandes como 1,5 m y éstos son reducidos en la etapa de chancado primaria
hasta 10-20 cm en máquinas chancadoras de trabajo pesado. Existen tres tipos de
chancadores de acuerdo al tamaño de roca los cuales son:
Chancado primario (chancador de mandíbula figura?): fractura la mena de
alimentación proveniente de la mina, desde 60” hasta bajo #8” a #6” de
producto.
Chancado secundario: toma el producto del Chancador primario y lo
reduce, en una pasada hasta #3” a #2” de producto.
Chancado terciario: toma el producto del Chancador secundario o
Chancadores intermedios rediciendo el material bajo #1/2” o #3/8”.
14
Figura 5: Chancador de mandíbula
Figura 6: Chancador giratorio
2.4 Harneado
Es una operación de amplio uso industrial, presentado una gran variedad de
equipos. Se realiza normalmente sobre materiales gruesos, perdiendo eficiencia
rápidamente con la disminución del tamaño de partícula [Cárcamo, H. 2003]
2.4.1 Harneros Vibratorios (Harnero Gilson)
Es el equipo mas utilizado en el procesamiento de minerales. Su mayor
aplicación esta en los circuitos de chancado. Esta constituido por una malla de
acero o plancha de forma de goma perforada montada en un marco, al cual se le
induce una vibración vertical en forma mecánica o eléctrica. Esto es, mediante
solenoide unidos al marco, o mediante una polea excéntrica o descompensada.
Todo este sistema esta montado sobre resorte o soportes de goma
15
Figura 7: Harnero Gibson
2.5 Caracterización granulométrica de un solido
Una adecuada caracterización de las partículas, es un requisito para
cuantificar el comportamiento de un sistema particulados. , como lo es una mena
proveniente de la mina, en que los tamaños pueden variar desde un metro hasta
un micrón de diámetro.[Carcamo , H. 2003)]
En una etapa de separación, el análisis del tamaño de los productos se usa
para determinar el tamaño optimo de alimentación al proceso para alcanzar la
máxima eficiencia, y así, minimizar cualquier posible perdida que ocurra en una
planta.
2.5.1 Tamizaje
Para ejecutar el análisis es de gran importancia que los tamaños de granos
de la muestra sean lo mas representativo posibles del total del material.
Para el tamizado de tamaño medio se requiere aproximadamente 500 gr de
muestra, la que se tamiza por 10 a 15 minutos en aparatos mecánicos llamados
RO-TAP que imprimen a las partículas un movimiento rotativo excéntrico
horizontal y un movimiento brusco vertical.
16
Figura 8: RO-TAP
2.6 Determinación de la densidad de un solido
Se define densidad de una sustancia como:
ρ=mV
Donde:
m = masa de la sustancia
V = volumen de la sustancia; y el peso de una sustancia se define
como la fuerza con que la aceleración de gravedad atrae las
sustancias hacia la Tierra.
Ahora el peso específico de una sustancia, corresponde al peso de una sustancia
por unidad de volumen:
γ=m∗gV
=ρ∗g(N /m3)
La forma de determinar experimentalmente el peso específico de una sustancia es
por:
método del picnómetro
método del desplazamiento de volumen en probeta
2.6.1 Método del picnómetro
El picnómetro es un instrumento sencillo utilizado para determinar con
precisión la densidad de líquidos. Su característica principal es la de mantener un
volumen fijo al colocar diferentes líquidos en su interior.
17
Esto nos sirve para comparar las densidades de dos líquidos pesando el
picnómetro con cada líquido por separado y comparando sus masas.
Es usual comparar la densidad de un líquido respecto a la densidad del
agua pura a una temperatura determinada, por lo que al dividir la masa de un
líquido dentro del picnómetro respecto de la masa correspondiente de agua,
obtendremos la densidad relativa del líquido respecto a la del agua a la
temperatura de medición.
El picnómetro es muy sensible a los cambios de concentración de sales en
el agua, por lo que se usa para determinar la salinidad del agua, la densidad de
líquidos biológicos en laboratorios de análisis clínicos, entre otras aplicaciones.
2.7 Determinación de la humedad
Casi todas las materias metalúrgicas tienen un cierto contenido de humedad;
por ejemplo: los minerales y concentrados procedentes de los procesos contienen
cantidades variables de humedad. Los lodos de lixiviación y de electrólisis
contienen cantidades muy variables de agua y de ácido sulfúrico, los cuales
pueden variar.
18
Figura 9: Picnómetro
La humedad se refiere al agua y a veces a los ácidos libres, excluyendo el
agua combinada que contienen muchos materiales. La fracción húmeda del
material se resta del peso del producto original y la diferencia es el peso de la
sustancia seca.
Es absolutamente necesario tomar una muestra de la que pueda obtenerse la
humedad real en el momento en que se efectúa la pesada. Esta muestra debe
corresponder a la calidad de la partida total en el proceso de pesada.
C (% )=W hmdo−W seco
W hmdo∗100
Donde:
C(%): porcentaje de humedad.
Whmdo: peso inicial de la muestra (antes de entrar al horno).
Wseco: peso de la muestra inmediatamente después de retirada del horno.
2.8 Molienda
La molienda es la ultima etapa en el proceso de conminución, se realiza en
cilindros rotatorios que contienen diferentes medios moledores en su interior, los
que actúan por la rotación del cilindro, fracturando las partículas de minerales por
medio de la combinación de diferentes mecanismos de fractura; como son impacto
abrasión principalmente. los medios de molienda pueden ser el mismo mineral
(molinos autogenos) o medios metálicos como barras o bolas (molinos semi
atugenos) [schulz, 2003]
Por lo general, la molienda está precedida de una sección de trituración y por
lo tanto, la granulometría de los minerales que entran a la sección molienda es
casi uniforme. Los tamaños pueden variar de un F80 de 20 mm. (20000 micrones)
a unos 5 mm (5000 micrones), hasta obtener un producto de P80, variando
19
normalmente entre unas 200 mallas por pulgada lineal (74 micrones) hasta 100
mallas (147 micrones).
2.8.1 Molino de bolas
Operan con bolas de hierro (o aleaciones antiabrasivas especiales) fundido o
acero forjado,. El diámetro de bolas usadas varía entre 4” para molienda gruesa y
3/4” para molienda fina y remolienda de concentrados u otros productos
intermedios.
Estos pueden ser utilizados como molinos de molienda primaria, secundaria y
remolienda. Los molinos de bolas para molienda primaria son de forma cilíndrica y
de gran tamaño y en su interior la carga moledora o bolas también son de gran
diámetro (3-4 1/2"), ocupan el 45% del volumen del molino y trabajan en circuito
abierto. En el caso de molinos de bolas de molienda secundaria y de remolienda
por lo general son de forma tubular, es decir, su diámetro es ligeramente menos
que su largo y trabajan en circuito cerrado con clasificadores mecánicos (rastrillos,
espirales) o hidrociclones para maximizar su rendimiento y para evitar sobre
molienda que es perjudicial para la concentración.
2.8.1.1 Tiempo de molienda
La permanencia del mineral dentro del molino determina el grado de finura de
las partículas liberadas. El grado de finura esta en relación directa con el tiempo
20
Figura 10: Molino de bolas
de permanencia en el interior del molino, pero el tonelaje de mineral tratado
disminuirá si es demasiado prolongado. El tiempo de permanencia se regula por
medio de la cantidad de agua añadida al molino; el tiempo será mayor cuando
ingresa al molino menor cantidad de agua y será menor cuando ingresa al molino
mayor cantidad de agua.
2.9 Descripción general del proceso de flotación
La flotación es un proceso usado para separar minerales suspendidos en
líquidos, por adhesión a burbujas de gas para promover una levitación selectiva de
las partículas solidas [Croizer, 1998].
Este es un proceso fisicoquímico complejo y al igual que otras técnicas de
concentración requiere que las especies útiles tengan un grado de liberación
adecuado[Castro,1983]
si se tiene una pulpa que contiene partículas hidrofilicas e hidrofobicas y se
introduce en ella burbujas de una fase gaseosa, estas burbujas colisionaran con
las partículas dando origen a fenómenos diferentes. las partículas hidrófobas
chocaran y se unirán a las burbujas conformándose pares partícula-burbuja, los
cuales tendrán una densidad aparente menor que a del agua y por la acción de las
fuerzas de empuje estos agregados flotarán, Por otra parte, las partículas
hidrofilias colisionaran con las burbujas, pero al tener una alta afinidad por el agua
no se adherirán a ella y permanecerán en suspensión [Quiroz, R.2004]
2.10 características de las fases
La flotación es si contempla un contacto intimo entre tres fases, liquida,
gaseosa y solida. (conejeros)
21
2.10.1 Fase solida
Los minerales tienen una estructura cristalina, que es una consecuencia de
la composición química de las moléculas, iones y átomos componentes, que son,
cada uno, un cuerpo complejo. de acuerdo a la física, las fuerzas que unen las
partículas elementales en unidades mas complejas debilitan aun mas con el
aumento de tamaño del conjunto. Toda partica solida que se trata por el proceso
de flotación, previamente debe ser reducida de tamaño, diámetro que
inevitablemente va acompañado por el rompimiento de de los enlaces físicos y
químicos(iónico, covalente y metálico). (conejeros)
por lo general, las especies mineralógicas no son sustancias puras ni de
estructura cristalina perfectas.
para la flotación, es de interés con reacción a los solidos, los siguientes
aspectos:
carácter de la superficie creada en la ruptura del solido(tipo de
superficie, fuerzas residuales de enlaces)
imperfacciones en la red cristalina natural
contaminación provenientes de los solidos, líquidos y gases
2.10.2 Fase liquida
Es el elemento mas abundante en el cual se efectúa la flotación debido a su
abundancia y bajo precio.
Es necesario prestar atención a la impurezas y contaminación que tiene
toda agua natural o industrial, siendo la principal, la dureza del agua o sea por
contaminación natural causadas por sales como el calcio, magnesio y sodio; ya
que pueden causar contaminación en la flotación, sino que también en el consumo
de reactivos.
22
También existe la contaminación orgánica, en particular aguas servidas, ya
que llevan coloides que se adhieren a los solidos y cambian su superficie y la
característica de los reactivos de flotación . (conejeros).
2.10.3 Fase gaseosa
Principalmente es el aire, por cuanto en ciertos casos se puede emplear un gas
inerte como el nitrógeno, y cuya función en la flotación tiene varios
papeles(conejeros). siendo los mas importantes:
influye químicamente en el proceso de flotación.
es el medio de transporte de las partículas de minerales hasta la superficie
de la pulpa.
se ha comprobado que las especies puras de ciertos minerales no flotan si no hay
una pequeña oxidación, es por ello que los metales nativos adquieren flotabilidad
solamente después de la acción de oxigeno sobre su superficie
2.11 Reactivos de flotación
son compuestos químicos tenso activos que modifican el valor de las
tensiones interfaciales y logran inducir inducir hidrofobicidad. Los colectores se
absorben en la superficie del solido y los espumantes sobre el liquido. (Quiroz, R.
2004)
2.11.1 Colectores
Compuestos orgánicos, cuyo paprl es hidrofobizar las partículas de mineral
útil; estos se adsorben en la superficie de la partícula mineral en forma selectiva
(Martinez,N.2003).
23
El colector es el mas decisivo de los reactores de flotación. Tienen la
finalidad de convertir en hidrofobia la superficie del mineral, para que allá
adherencia partícula burbuja. la mayoría de de los colectores son del tipo ácidos
débiles, bases o sales.
2.11.1.1 Espumantes
Reactivos tenso activos de carácter heteropolar que se adsorben
selectivamente en la interface gas-liquido para dormar una burbuja estable.
(Martinez,N.2003)
El espumante actúa principalmente de la siguiente forma:
Previene la fusión de las burbujas, las mantiene deseosas por
periodos relativamente largos.
la capa de adsorción del espumante en la carcaza de la burbuja, que
consiste en moléculas de reactivos hidratados iónicos con los grupos
no polares orientados al aire, incrementa la resistencia de las
burbujas a fuerzas externas
2.11.2 Modificadores
Bajo el nombre de modificadores de agrupan una serie de reactivos que
tienen diferentes funciones. (Quiroz, R. 2004)
2.11.2.1 Activantes
Tienen como función preparar la superficie del mineral para que el colector
pueda adsorberse sobre ella. se utilizan para volver la superficie de un mineral
oxidado a un mineral sulfurado.
24
2.11.2.2 Depresores
la función es inhibir la flotabilidad de alguna determinada especie
mineralógica.
2.11.2.3 Modificadores de pH
Una de las variables de operación de mayor utilidad, en un gran numero de
sistemas, es el pH de la pulpa. este suele controlarse por la adición de cal y acido
sulfúrico o acido clorhidrico.
2.12 Variables del proceso de flotación
Un circuito de flotación se diseña de acuerdo a un conjunto de criterios, en
base a características previamente determinadas en pruebas de laboratorio y
planta piloto.
Obviamente, el sistema esta siendo sometido a continuas variaciones de las
propiedades iniciales que alejan al sistema de su condición inicial. (Martínez, N.
2003)
Las variables que mayor efecto tienen en el proceso de flotación son:
2.12.1 Granulometría
En general se tiende a moler lo menos posible debido al alto costo de la
operación, esto esta limitado por el tamaño de la partícula y el grado de liberación
de la especie útil..
Generalmente para un proceso de flotación primaria de minerales tipo cobre
porfídico, se debe tener como producto de molienda, una granulometría de 40 a
55% -200 Ty. (Conejeros, V.1998).
25
En la mayoría de los casos, la flotación primaria tiene como objetivo
metalúrgico la recuperación y no la ley, por lo que la liberación necesaria ara la
etapa de limpieza se consigue con una remolienda.
2.12.2 Tipo y dosificación de reactivos
La acción de los colectores, activadores y depres antes afectan el medio
químico de la pulpa favoreciendo o reduciendo la probabilidad de formación de los
agregados partícula-burbuja.
En cuanto a la dosificación de reactivos, se debe considerar que interviene
en la factibilidad técnica- económica del proceso.
2.12.3 Porcentaje de sólido o densidad de pulpa
Existe un porcentaje de solido optimo del proceso, por cuanto incide en el
tiempo de residencia del mineral en el circuito. (Conejeros,V.1998)
Para minerales de cobre porfídico se consideran los siguientes porcentajes de
solido:
Etapa primaria: 30 a 45%
Etapa secundaria: 15 a 20%
2.12.4 Regulación de pH
La flotación es muy sensible a los cambios de pH, en especial los circuitos de
flotación selectiva.
Generalmente, en el caso de cobre porfídico, los circuitos son alcalinos. Así,
para la etapa primaria el rango de operación es de 8 a11, y en las etapas de
limpieza puede alcanzar hasta 12,5.
Para ver este efecto se pueden construir curvas de pH versus consumo,
para un mineral determinado y distintos tipos de cal, en la figura… se muestra el
efecto depresor de la cal sobre la parirte (Conejeros, V.1998).
26
2.13
Evaluación del proceso de flotación
2.13.1 Parametros básicos del proceso de flotación
En los procesos de flotación es de gran importancia evaluar las
operaciones. para ello es necesario determinar la eficiencia de la concentración,
como así también la razón de concentración y la selectividad.
2.13.1.1 Recuperación (R)
se define como el porcentaje de materia útil del mineral que es transferido, por las
operaciones de concentración desde la alimentación del proceso al concentrado.
Se expresa como:
%R=CcFf
∗100
%R=c (f −t r)f (c−t r)
27
Figura 11: Variación del pH para la depreciación de la pirita
2.13.1.2 Razón de concentración (K)
Se refiere a las toneladas de mineral necesarias para obtener una tonelada
de concentrado final.
K= FC
K= c−tf −t
2.13.1.3 Recuperación en peso (RP)
Se define como el porcentaje de la razón del concentrado y el peso de la
alimentación.
%RP=CF
∗100
2.14 Cinética de flotación (semi-batch)
La flotación es un proceso que se caracteriza por el cambio. En las celdas, a
medida que transcurre el tiempo disminuye la cantidad de material flotable y se
modifica las variables físico químicas que caracterizan la pulpa. De alli que la
forma mas correcta para modelar este proceso sea mediante una aproximación de
tipo cinética. (Conejeros, V.1998).
En experiencia a escala laboratorio (semi-batch) al estudiar la evolución en el
tiempo de las variables de recuperación y ley de encentrado se obtienen curvas
típicas como las siguientes figuras:
28
La forma de estas curvas sugiere que el cambio de la variable respuesta
con el tiempo siga una ley de tipo exponencial y para describirla se han utilizado
modelos analógicos, empíricos y probabilísticos.
29
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16
Ley
conc
. par
cial
(%C
u)
Tiempo (min)
Ley parcial vs tiempo
Ley conc. Parcial (% Cu)
Ley alim. (% Cu)
0,0
10,0
20,0
30,0
40,0
50,0
60,0
70,0
80,0
90,0
100,0
0 2 4 6 8 10 12 14 16
TIEMPO (min)
% RECUPERACIÓN
t2t1
R2
R1
A
BC D
Figura 12: Ley de cobre a través del tiempo
Figura 13: Recuperación de cobre a trevés del tiempo
2.14.1.1 Modelo analógico de flotación discontinua
El modelo más utilizado es el que establece analogías con la ecuación
fundamental de la cinética química, este, en su forma mas general.(Quiroz,
R.2004). Puede escribirse mediante la siguiente ecuación:
dCd t 0
=−k∏i=1
n
Cini
Donde:
Kn: es la constante cinética de la velocidad de flotación. C: representa la concentración del material flotable n: es el orden del proceso, (n = 1, para la cinética de primer orden) dC/dt: representa la velocidad de recuperación instantánea desde un
recipiente o estanque semi - batch. t: tiempo de flotación en minutos
Si se considera, como un caso particular, que la velocidad de flotación depende
solo de la concentración de especies flotable en la celda, la ecuación se simplifica
a:
dCdt
=−Kn∗C n
2.14.1.2 Modelo de Garcia Zuñiga
Este modelo corresponde a un caso particular de la ecuación de primer orden
cuando n=1, y recibe ese nombre en honor al Ingeniero chileno Dr. Hector Gracia
Zuñiga quien la propuso en el año 1935 [Quiroz, R. 2004]. Al integrar la ecuación
de primer orden para las condiciones de: t=0, R=0, y t=t, R=R, se obtiene:
R=R∞[1−exp (−kG. z .∗t 0 )]
30
2.14.1.3 Modelo segundo orden
En el caso que se considere cinética de segundo orden, con n=2, el resultado que
se obtiene al integrar la ecuación es:
R=R∞2∗k∗t0
1+R∞∗k∗t 0
Donde K2 es una constante de segundo orden. Esta ecuación es de uso mas
restringido que la de Garcia Zuñiga, pero en algunos casos puede correlacionar
adecuadamente los datos experimentales.
2.14.1.4 Modelos kelsall
La constante de velocidad que se obtiene del modelo de Garcia Zúñiga
asume que todas las partículas tienen idénticas propiedades de flotación, sin
embargo, se ha demostrado que esto no siempre es así y que la constante de
velocidad depende del tamaño de partícula, condiciones hidrodinámicas de la
celda, mineralogía de la mena, oxidación superficial, etc. Por lo cual, una
aproximación cinética mas exacta debiera de considerar la constante de velocidad
como un parámetro distribuido.[Quiroz, R.2004]
Al respecto, Kelsall hizo la aproximación de considerar que las especies
flotables pueden dividirse en dos grupos, uno de baja y otro de alta velocidad de
flotación, lo cual es equivalente a considerar que en la mena existen tres
categorías de materiales útiles: mineral útil que no flota; mineral útil que flota
débilmente cuya constante de velocidad es k1 y mineral con alta velocidad de
flotación cuya constante de velocidad es de k2. De acuerdo a lo anterior la
expresión cinética de primer orden puede ser expresada como:
C=C0 (φ e−k s t+ (1−φ )e−k f t )Donde φ es la fracción de material de baja velocidad existente en la pulpa.
En términos de la recuperación este modelo queda descrito por la siguiente
expresión:
31
R=R∞ [φ (1−e−k1t )+(1−φ ) (1−e−k2 t ) ](11)
2.14.1.5 Modelo de Klimpell
Este modelo fue desarrollado por r. Klimpelll para comprar resultados de
laboratorio al evaluar diferentes colectores. Este modelo puede desarrollarse
asumiendo cinética de primer orden y que el parámetro distribuido sigue una
distribución rectangular. La ecuación final que se obtiene es la siguiente:
R(t )=R∞ {1−1k [1−e(−kt ) ]}
2.14.1 Tiempo de residencia optimo a escala banco (semi – batch)
Es fundamental poder relacionar pruebas de laboratorio (batch) con la
conducta de una operación continua. Una aplicación directa es obtener datos a
partir de pruebas de laboratorio que sirvan de base para el diseño de una planta.
De los diversos factores involucrados en el diseño y operación de un circuito de
flotación, el tiempo de residencia es probablemente el más crítico.[Conejeros,
V.1998]
Al respecto, Agar y colaboradores, han planteado y analizado la aplicación de los
siguientes criterios para determinar el tiempo de residencia óptimo:
1. No agregar al concentrado material de ley menor a la alimentación de la etapa de separación
2. Maximizar la diferencia en recuperación entre el mineral deseado (útil) y la ganga
3. Maximizar la eficiencia de separación
2.14.1.1 No agregar al concentrado material de ley menor a la alimentación
de la etapa de separación.
32
Es claro que la flotación es fundamentalmente una etapa de concentración.
Para el caso de alimentaciones muy altas, al aplicar este criterio a un circuito
Rougher se obtendrán leyes de relaves también altas. Por esta razón, a menudo
se emplea una o mas etapas Scavenger a continuación del Rougher. Por lo tanto,
la aplicación de este criterio se refiere a cada etapa en particular.
2.14.1.2
2.14.1.2
Maximizar la diferencia en recuperación entre el mineral deseado (útil) y la
ganga
Suponiendo que la ecuación de velocidad que describe el proceso de flotación es
de primer orden, según el modelo propuesto por García - Zúñiga:
R=R∞∗{1−e [−k (t+θ) ] }
Debido a que la recuperación es función del tiempo de flotación, es posible definir
un valor que corresponderá a la diferencia de recuperación entre el mineral útil y la
ganga. Se define a Δ como la diferencia en recuperaciones, según:
33
∆=Ru−Rg(11)
Donde:
Ru: recuperación de la especie útil Rg: recuperación de la ganga
La máxima diferencia en recuperación de las dos especies que se pretende
separar corresponde al tiempo al cual las dos velocidades de flotación se hacen
iguales.
2.14.1.3 Maximizar la eficiencia de separación
Definición de eficiencia de separación, ES, dada por Schulz:
ES=Ru−Rg(13)
La eficiencia de separación será máxima cuando:
La diferencia en recuperación entre la especie útil y la ganga sea máxima. Las velocidades de flotación de la especie útil y la ganga sean iguales.
Definiendo eficiencia de separación como:
ES=CmFf
∗( c−fm−f )(14)
Donde:
m: contenido metálico del mineral valioso c : ley del concentrado acumulativo F: masa de alimentación f: ley de alimentación C: masa del concentrado
34
Realizando remplazos en las ecuaciones, integrando y dividiendo se pude obtener
que:
G=f
Esto quiere decir que la eficiencia de separación es máxima cuando la ley
instantánea del concentrado es igual a la ley de alimentación
( ∂ ∆∂t )
u=( ∂ ∆
∂ t )g
2.15 Diseño y análisis de experimentos estadísticos.
Los experimentos son una parte natural de la ingeniería y de los procesos de toma
de decisiones científicas.
Las técnicas de diseño experimental basadas en la estadística son particularmente
útiles en el mundo de la ingeniería, en lo que toca a la mejora del rendimiento de
los procesos productivos. Mediante el empleo de experimentos diseñados, los
ingenieros pueden determinar el subconjunto de variables del proceso que tienen
la mayor influencia sobre el rendimiento de este. [Montgomery, D.1996]
Los resultados de estos experimentos pueden conducir a:
Mejorar el rendimiento del proceso
Reducir la variabilidad del proceso y acercarlo a los requerimientos
nominales
Disminución del tiempo de diseño y desarrollo.
Disminución del costo de operación
Un experimento es solo una prueba o una serie de pruebas. La validez de las
conclusiones que se obtienen de un experimento depende en gran medida de la
manera en que este se efectué.
35
2.15.1 Diseño Factorial 2k
Los diseños factoriales se emplean con frecuencia en experimentos en los
que intervienen varios factores y donde es necesario estudiar el efecto conjunto de
estos sobre la respuesta. sin embargo, con importantes varios casos especiales
del diseño factorial general debido a que se emplean de manera extensa en el
trabajo de investigación de interés prácticos considerables. [Montgomery, D.1996]
El mas importante de estos casos especiales es el de K factores donde
cada uno tienen solo dos niveles. Estos niveles pueden ser cuantitativos o
cualitativos. La replica completa de un diseño de este tipo requice de
2x2x2x2…..x2 = 2k observaciones y recibe el nombre de diseño factorial 2k.
El diseño factorial 2k es particularmente útil en las primeras etapas de
trabajado experimental, cuando es muy probable que se investiguen muchos
factores. Esto proporciona el numero mas pequeño de corridas para las que
pueden estudiarse k factores de un diseño factorial completo.
2.16 Circuitos del proceso
Los objetivos de la etapa de flotación son contratar y recuperar, objetivos
que se logran ordenando los bancos de celdas en circuitos recuperadores y
concentradores.
Los circuitos recuperadores se denominan primarios, en los cuales se elimina gran
parte de la ganga, y se logran altas recuperaciones. Debido a que se opera con la
mayor granulometría posible compatible con el proceso, el concentrado primario
esta constituido por minerales de la ganga, por lo tanto, son de bajas leyes y
deben continuar a otras etapas de enriquecimiento. A este circuito llega el rebalse
de los hidrociclones y, a menudo, concentrado de barrido o colas de limpieza. Las
colas primarias pueden ser colas finales o bien, alimentadas a circuitos de barrido
36
En los circuitos de barrido el objetivo es aumentar la recuperación desde as
colas o relaves primarios o de los circuitos de limpieza con columna. Producen
colas finales del proceso y un concentrado que puede juntarse con la alimentación
de flotación, o a una etapa de remolienda y posterior tratamiento. Este circuito
trabaja con los mas pequeños espesores de espuma.
Los circuitos de limpieza pretenden aumentar la ley de los concentrados
priamrios o de barrido, a fin de alcanzar un producto con las características que
requiere el mercado, o la etapa del proceso siguiente (en el caso de los
concentrados de cobre, los requerimiento de fundición). Normalmente, se requiere
de un mayor grado de liberación que el circuito primario.
Los circuitos barrido-limpieza reciben las colas de limpieza como
alimentación. Sus colas, dependiendo de la ley que posean, pueden juntarse con
las colas finales. Los concentrados pueden unirse a los concentrados primarios o
concentrados de limpieza, dependiendo de la ley y características mineralógicas
este [Carcamo, 1991].
37
3 DESARROLLO EXPERIMENTAL
3.1 Preparación de la muestra para análisis químico, calcografía y división
de muestras.
En la figura (numero de figura) se presenta un diagrama del proceso de
preparación de la muestra para las posteriores pruebas y análisis a realizar, cuyo
procedimiento se detalla a continuación:
La muestra del mineral de (masa total) se reduce de tamaño hasta 100% -
#100 mediante le chancador primerio, chancador secundario y terciario.
Mediante el método de cortador por Cortador de Rifle (ver figura ),
obteniendo 3 muestras de 20 kg aproximadamente.
Las 3 muestras de 20 kg son homogeneizadas mediante el cortador
giratorio para dividir las muestras en 60 muestras de 1 kg. Para luego tomar
una muestra de 1 Kg y dividirla mediante el método de cortador por riffle
hasta llegar a 2 muestras de 100g, luego una de las muestras de 100g es
pulverizada y enviada a análisis químico (ver tabla ), y la otra muestra es
enviada a calcografía (ver tabla).
38
39
Cortador por riffle (2 divisiones)
60 muestras de 1kg (100% -#10)
Cortador Cortador Cortador
Muestra 20,94 kg
Muestra 20,94 kg
Muestra 20,94 kg
Muestra de 67kg (100% -#10)
Chancador Terciario
Chancador Secundario
Chancador Primario
Muestra de 67kg
Figura 14:Caracterización del mieral
3.2 Calculo de humedad
Para poder realizar el cálculo de humedad, se realizó el siguiente
procedimiento:
Se tomó una muestra de 1kg y se tomó el peso de la muestra (masa húmeda).
Se vertió en una bandeja metálica, luego se dejó en el horno mufla a 105°C durante 24 hr.
Fue pesada la muestra (masa seca) y se procedió a calcular la diferencia de peso (humedad).
3.3 Calculo de densidad del mineral
Para calcular la densidad de mineral, se realizó el siguiente procedimiento:
El mineral secado para el calculo de la humedad es enfriado. Se toma un picnómetro con su respectiva tapa Se pesa el picnómetro solo (C1) Se pesa el picnómetro con mineral (C2) Se pesa el picnómetro con mineral y agua ( C3) Se pesa el picnómetro con solo agua (C4) Se procede a calcular la densidad del mineral, debe repartirse la cantidad
de veces suficientes para que dé el mismo valor con 4 cifras significativas.
3.4 Estimación del tiempo de molienda
Para Realizar la estimación del tiempo de molienda primero se debe construir
una curva de tiempo de molienda, para ello se debió realizar el siguiente
procedimiento:
Se calculó la densidad de pulpa necesaria en la molienda y flotación (cp), luego se calculó la masa de mineral y agua necesarios para realizar cuatro procesos de molienda.
Se realizó cuarto proceso de molienda a tiempos de 5, 10, 15 y 20 min.
40
Luego el mineral de cada proceso se filtró e ingreso en el horno mufla para su secado durante 24hr.
Se realizó un análisis granulométrico para cada muestra del proceso de molienda.
Se generó la curva de tiempo de molienda. Se estimó el tiempo de molienda para un 50% -#200.
3.5 Prueba de lixiviación en agitación
Para realizar la prueba de agitación se realizó el siguiente procedimiento:
Se prepararon cuatro muestras de 200g y cuarto solución lixiviante a 30, 40, 50 y 60 g/L
Se procedió a colocar en matraces las cuartas muestras de mineral con su respectiva solución lixiviante y se agitaron a 500 rpm cada prueba, tomando el tiempo.
Se tomaron pruebas a los tiempos 5, 10, 15, 30, 60, 120 min. Se tituló el cobre contenido en cada muestra. Se generó la curvas de recuperación de cada prueba
41
4 RESULTADOS Y DISCUSIONES
4.1 Análisis químico de la alimentación
Los resultados del análisis químico de la alimentación se muestra en la tabla :::
Tabla 1: Resultados de análisis químico
Nº Identificación de
la muestra
%CuT %CuS %Fe Consumo de
acido(kg H2SO4/t)
1 SD8Q1 2,66 0,56 18,04 29,8
El análisis químico de la alimentación señala que el mineral posee una ley
de 2,66% de cobre total, este valor es mayor a otras gran faenas de minería de
cobre (Osandón, W.2007). En algunos casos, cuando la ley de alimentación es
mayor al mencionado, la recuperación se ve afectada en forma negativa, sin
embargo, trabajando con las condiciones adecuadas, se puede realizar y obtener
buenos resultados.
apoyándose en la literatura (Conejeros, V. 1998), los minerales de oxido no
flotan por si solo, debido a la superficie hidrofilias que presentan, mas bien si lo
hacen es por arrastre, por lo tanto, ya que la ley de cobre soluble es de 0,56, esto
quiere decir que el 21% del mineral corresponde a oxido de cobre, para este caso
se deben usar reactivos específicos de flotación, los cuales permiten formar una
superficie hidrofobia para la adsorción del colector y asi mejorar las
recuperaciones.
42
4.2 Análisis mineralógico de la alimentación
Los resultados del análisis químico de la alimentación se muestra en la tabla 2:::
Tabla 2: Mineralogía
Mineral% Volumen Tamaño grano
% liberado(base total metálicos) Máximo Media
Pirita (FeS2) 50 1.600 m 500 m 70Calcopirita (CuFeS2) 25 1.200 m 200 m 60
Magnetita (Fe3O4) 10 1.500 m 300 m 80Hematita (Fe2O3) 10 200 m 50 m 70Covelina (CuS) 5 20 m 5 m 0
Digenita (Cu1,75S) 5 50 m 5 m 0
Los resultados que se muestran en la tabla2 y la figura 15, señalan que los
minerales predominantes son la pirita (FeS2) con un 50%, Calcopirita (CuFeS2)
con un 25%, la magnetita (Fe3O4) y la hematita (Fe2O3) , con un 10% y por ultimo
la covelina (CuS) junto con la digenita (Cu1,75S) con un 5%.
43
50%
25%
10%
10%5% 5%
Mineralogía
Pirita (FeS2)Calcopirita (CuFeS2)Magnetita (Fe3O4)Hematita (Fe2O3)Covelina (CuS)Digenita (Cu1,75S)
Figura 15: Mineralogía
De acuerdo con la tabla… los tamaños de los cristales de pirita en su media
son de 500 um y para casos puntuales tienen un tamaño de 1600 um, la
calcopirita y la magnetita presentan un tamaño de grano algo parecido, sin
embargo, los minerales de covelina y digenita los cristales son muy pequeños,
tanto así que los cristales de covelina se encuentran diseminados en la ganga
silica como se puede observar en la figura 15 .Por otro lado el grado de liberación
de la calcopirita es de un 60%, por lo que no se necesita un gran tiempo de
reducción de tamaño (molienda), sin embargo, es todo lo contrario para el caso de
la covelina y la digenita.
4.3 Caracterización física
4.3.1 Densidad del sólido
El mineral posee una densidad de solido de 3,16 g/cm3, este valor es
relativamente elevado al mineral que presentan otras faenas, esto puede ser
debido a la alta cantidad de minerales de Fe que se presentan en todo el sistema.
Los detalles de este resultado se presentan en los anexos.
4.3.2 Humedad del mineral
El mineral posee una humedad de 0,67%, lo cual es un valor aceptable con
respecto al valor de otras minera. El calculo de la humedad se presentan en el
anexos.
44
4.4 Análisis granulométrico de la muestra de cabeza
La distribución de tamaño de la muestra que se utilizo en la prueba, se
determino a través de un análisis granulométrico, el cual se muestra en la figura
16 y la tabla 3. Tabla 3: Analisis granulométrico de la muestra de cabeza
N° malla (tyler) Abertura (μm) Masa (g) Ret. Acum(%) Pas. (%)10 1700 0 0,00 100,0016 1190 172,7 34,76 65,2420 841 66 48,05 51,9530 595 49,3 57,97 42,0340 400 40,5 66,12 33,8850 297 30,7 72,30 27,7070 210 25,7 77,48 22,52
100 149 21,8 81,86 18,14140 105 16,5 85,19 14,81200 74 17,8 88,77 11,23270 53 16,1 92,01 7,99-270 0 39,7 100,00 0,00
Masa tamizaje 496,8Pas. 180(μm) (%) 20,37
P80 (μm) 1411 Pas. 150(μm) (%) 18,21
Pas. #200 (%) 14,81
45Figura 16: Perfil granulometrico de cabeza
Este análisis granulométrico se realizo después del proceso de
conminución, es decir después del chancador terciario, para así observar la
granulometría que presenta la alimentación antes de realizar las pruebas de
molienda.
Como se observa en la tabla 3 todo el mineral esta bajo malla #10 Ty, lo
que beneficia la molienda, evitando la mala reducción de tamaño y afectando la
etapa de flotación.
4.5 Prueba de molienda
4.5.1 Tipo de collar utilizado
Se utilizo el collarín de bolas de la minera de Collahuasi, las especificaciones se
muestran en la siguiente tabla 4;
46
10 100 1000 100000.00
10.0020.0030.0040.0050.0060.0070.0080.0090.00
100.00Perfil granuometrico de cabeza
Abertura (Um)
% p
asan
ate
Acu
mu
lad
o
Tabla 4: Collarín de Collahuasi
Diámetro Bolas (pulgadas)
Cantidad de Bolas (c/u)
Peso de bolas (g)
% masa total de bolas
1,5 13 2.878 29,421,25 27 3.766 38,5
1 30 1.825 18,65¾ 47 1.314 13,4
Total 117 9.783 100
4.5.2 Tiempos de molienda
Antes de realizar las pruebas de flotación es necesario determinar el tiempo
de molienda necesario que nos permita obtener una granulometría 50% -200# Ty
[Conejeros, V.1998]
47
10 100 1000 10000 -
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
60.00
70.00
80.00
90.00
100.00
Análisis granulometrico molienda
Molienda t:10(min) Molienda t:15(min) Molienda t:20 (min)
Abertura (um)
Pas
ante
Acu
mu
lad
o (%
)
Figura 17: Análisis granulometrico de molienda
La curva del tiempo de molienda se presenta en la figura 18. a través de
esta curva se puede señalar que para alcanzar una granulometría de 50% -200#
Ty se debe moler durante 10,71 minutos.
4.6
Prueba de lixiviación en agitación
En la siguiente figura se presenta la recuperación de cobre, durante la
prueba de lixiviación por agitación.
48
8 10 12 14 16 18 20 220.00
10.0020.0030.0040.0050.0060.0070.0080.0090.00
f(x) = 0.225629791894854 x² − 4.09419496166491 x + 67.9737130339545R² = 1
Curva de molienda (Pas. #200)
Tiempo de molienda (min)
Pas
ante
#2
00
(%
)
Figura 18: Curva de molienda
0 20 40 60 80 100 120 1400
5
10
15
20
25
30
Prueba de lixiviación en agitación
[H+] = 30 g/L [H+]= 40 g/L [H+]= 50 g/L[H+]= 60 g/L
Tiempo (min)
Rec
up
erac
ión
(%
)
Figura 19: Prueba de lixiviación en agitación
Como se observa en la figura 19, la mayor recuperación de cobre se
obtiene alrededor de los 28% de Cu, con una dosificación de 60 g/L de acido, es
por ello que se vuelve difícil tratar el mineral mediante hidrometalurgia, ya que la
recuperación se obtuvo mediante una prueba de agitación con un bajo tamaño y
un alto contenido de acido.
5 PROPUESTA DE TRABAJO
5.1 Prueba de selección de colector primario
49
En el proceso de flotación son ocupados distintos reactivos con el objetivo
de mejorar la recuperación del mineral objetivo y depresar las gangas asociadas al
mineral, por lo tanto se debe seleccionar los reactivos que entreguen mejores
resultados según la tarea de esté. El colector primario tiene el objetivo principal de
maximizar la recuperación del mineral objetivo, por lo tanto es necesario ocupar
colectores fuertes como lo son tiocarbamatos y ditiofosfatos. Para seleccionar el
mejor reactivo a utilizar dentro del proceso, se procede a realizar pruebas de
flotación con los distintos reactivos disponibles de tiocarbamatos y ditiofosfatos
con la misma dosificación. (Ver tabla 5 )
Tabla 5: Pruebas colector primario
Colector primario
Dosificación (g/L)
X-23 30E-703 30LibK 30M90 30
Las pruebas se realizaran con parámetros fijos, como se muestran a
continuación:
Sin presencia de colector secundario
Espumante: Df-250 (20 g/t)
Granulometría: 50% #-200 Ty
Porcentaje de solido: 25%
pH: 10
Agitación: 1200 rpm
Tiempo de flotación: 10 minutos
50
5.2 Prueba de Selección de colecto Secundario
En el procesamiento de minerales de carácter mixto (sulfuros y óxidos
asociados) se común ver el uso de colectores del tipo Xantatos debido a que
tienen la característica de recuperar oxido y sulfuros alterados. Por lo tanto
debemos utilizar un colector del tipo Xantato, para seleccionarlo se debe realizar
pruebas de flotación con el colector primario seleccionado previamente,
adicionando el colector secundario a concentraciones iguales. (Ver tabla 6)
Tabla 6: determinación del colector secundario
Colector Secundario
Dosificación (g/L)
Flomin 3330 30
AX - 317 30
5.3 Prueba de consumo de cal
Uno de los parámetros más importantes dentro del proceso de flotación es
el pH, debido a que existen minerales que tienen flotabilidad natural a distintos
rango de pH, como lo es el sulfuro de hierro (pirita), el cual pierde su flotabilidad
natural a rangos de pH 9.5 y superiores. A demás ocurren problemas
operacionales si no se trabaja a pH adecuado, como la formación de ácido
sulfhídrico a pH menores a 9.5 al adicionar el activador NASH. Se realizara las
pruebas de consumo de cal siguiendo la siguiente tabla del procedimiento
experimental (ver Tabla 7)
51
Tabla 7: Pruebas de consumo de cal
N° Dosificación
Dosificación de Cal (g/t)
1 0,252 0,253 0,254 0,255 0,256 0,257 0,58 0,59 0,5
10 0,511 112 1
El procedimiento de la prueba de consumo de cal consiste en realizar el
llenado de la celda de flotación con la respectiva pulpa en estudio, luego medir el
pH con un picnómetro, previamente calibrado con una curva básica (pH 7-12), y
anotar el pH inicial, posteriormente adicionar la primera medida de dosificación de
CaO y anotar el pH, repetir el proceso hasta llegar a el pH deseado, así generar la
curva de consumo de cal y poder cuantificar el consumo de cal a través de esta.
5.4 Prueba de adición de activador
En el procesamientos de minerales mixto (sulfuros y óxidos asociados)
tienen la complejidad de que los óxidos presentes no tienen hidrofobisidad natural,
por lo que se dificulta la flotación de estos minerales, los cuales en ciertos casos
son una importante fuente de cobre, por lo que es necesario utilizar reactivos que
promuevan la flotación de estos minerales mediante la sulfatación de la superficie
de estos minerales.
52
La prueba consiste en la flotación del mineral en estudio a distintas
dosificaciones del activador seleccionado (NASH). (ver tabla )
Tabla 8: Dosificación del activador NASH
Reactivo Dosificación (g/L)
NASH90
100110
5.5 Optimización de dosificación de reactivos y granulometría
Ya seleccionados los colectores a ocupar en el proceso de flotación
primaria, se debe evaluar las mejores dosificaciones de estos reactivos y la
granulometría óptima, para evitar la sobre molienda y el gasto de reactivos.
Para realizar la optimización de colectores y granulometría se debió
realizar un diseño factorial para la evaluación de cada dosificación y el impacto
que tiene una variable sobre las demás. (ver tabla 9).
Tabla 9: Diseño factorial
N° Colector Colector Granulometría
53
prueba 1° 2°1 10 10 452 30 10 453 10 30 454 30 30 455 10 10 556 30 10 557 10 30 558 30 30 55
5.6 Cinética de flotación
Al momento de tener definido los reactivos utilizados y sus respectivas
dosificación, se debe proceder obtener el tiempo de flotación optimo, el cual se
obtiene mediante el ajuste al mejor modelo cinético, luego aplicar los criterios de
agar para ajustar el tiempo de flotación.
En esta prueba se realiza una flotación con el tamaño granulométrico
resultante obtenido con anterioridad, luego realizar la flotación con todos los
reactivos previamente estudiados hasta los 30 min, cambiando la bandeja de
recepción de concentrado a los 0.5 -1.0 - 2.0 - 3.0 - 4.0 - 6.0 - 8.0 - 10.0 - 15.0 -
20.0 - 30.0; cada fracción de concentrado secarlos en el horno mufla, para
finalmente enviar análisis químico.
5.7 Factores de distribución
54
Finalmente al haber definido los reactivos a utilizar, las respectivas
dosificaciones, la granulometría y el tiempo de flotación; se debe realizar la
simulación del diagrama a proponer, mediante los factores de distribución.
6 CONCLUSIONES
Respecto al análisis químico obtenido, el mineral presenta el 79% de cobre
insoluble, es por ello que la mejor vía de tratamiento es por flotación, sin
55
embargo, se debe recuperar la cantidad de mineral de cobre oxidado, por lo
tanto se debe realizar una propuesta para ello.
Como lo señalado anteriormente, ya que existe un porcentaje insignificante,
se le agregara un activador (NASH) para realizar la recuperación de este
oxido, es por ello que se necesita mantener un pH no menor a los 9,5 en la
celda de flotación, ya que con un menor pH se produce acido sulfhídrico
que es nocivo para la salud. Por lo mencionado anterior se necesita una
prueba de consumo de cal (CaO) para mantener el pH sobre el valor
señalado.
Se debe analizar cuidadosamente los parámetros para la flotación primaria,
ya que estos influenciaran notablemente en el circuito de flotación a nivel
industrial.
Como se vio reflejado en los análisis mineralógicos, el mineral en mayor
abundancia es la pirita, por lo que se debe fijar el pH en un rango para
despresar este mineral , que perjudica los siguientes procesos que
acompañan a la flotación.
Se debe enfocar el estudio principalmente en la recuperación de calcopirita
que es el mineral mas abundante, siguiendo con el mineral de covelina y
digenita que se presentan en menor cantidad. Cabe destacar que estos
últimos minerales mencionados presentan un bajo grado de liberación en
comparación con la calcopirita que presenta una alta liberación,
reflejándose en la recuperación del mineral valioso.
7 BIBLIOGRÁFIA
56
1. CÁRCAMO, H., “Operaciones mecánicas”, Apuntes para Alumnos de
Ingeniería Metalúrgica, Departamento de Ingeniería Metalúrgica,
Universidad Católica del Norte, 2003.
2. CONEJEROS, V.: “Procesamiento de minerales”. Departamento de
Ingeniería Metalúrgica, Universidad católica del Norte, paginas : 24-28, 37-
40, 77-82, 95-99, 1998.
3. MARTINEZ, N.: “Apuntes de concentración de minerales”. Universidad
Arturo Prat, 2003.
4. MONTGOMERY, D; Runger, G.: “Probabilidad y estadística aplicadas a la
ingeniería”, Limusa –Wiley, 1996.
5. SCHULZ, Bernd, “Introducción a la metalurgia”, Universidad de Santiago de
Chile, páginas 131 a 139, Santiago (2003)
57
8 Anexos
8.1 Análisis mineralógico
58
Figura 20: Grano mixto de calcopirita y covelina, además grano de pirita
Figura 21: Grano mixto de calcopirita-digenita, ademas de granos liberados de pirita
8.2 Determinación densidad del sólido
Se puede calcular la densidad del mineral de la siguiente forma:
ρmx=W picn+mx−W picn
W picn+mx−W picn+W picn+agua−W picn+mx+agua
Ejemplo de calculo de densidad
ρmuetra 3=41,16−36,16
47,16−36,16+85,9−93,42=3,16g /cm3
Tabla 10: Pruebas de densidad del sólido
Nº Pruebas
Densidad del solido(g/cm3)Nª1 Nª2 Nª3 Nª4 Nª53,16 3,16 3,16 3,14 3,16
8.3 Determinación de la humedad del sólido
Se calcula la humedad del mineral de acuerdo a la siguiente formula:
C (% )=W hmdo−W seco
W hmdo∗100
%C=0,448−0,4450,448
∗100=0,67%
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8.4 Calculo del tiempo de molienda
Calculo de masa de mineral y masa de agua para una porcentaje de solido en
molienda y flotación de 65% y 25% respectivamente. Con Vp de 3030 ml
Cv=ρl∗Cp
ρmx∗(1−Cp )+ρl∗Cp( Ec .4)
Cv=1 g
ml∗0,25
3,16 gml
∗(1−0,25 )+1 gml
∗0,25
Cv=0,25 g
ml
2,62 gml
=0,096
Cv=VsVp
→Vs=0,096∗3030ml=289,12ml
ms=ρ∗V =289,12ml∗3,16 gml
=913,6g
ml=ms(1−Cp)
Cp
ml=913,6 g (1−0,65 )
0,65=492g
V l=ml
ρl=492g
1 gml
=492ml
60
61
8.5 Carta Gantt
Tabla 11: Carta Gantt
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