evaluacion en la recuperacion del oro y plata a partir
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METALURGIATRANSCRIPT
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERU
FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y
MATERIALES
E. A. P. DE INGENIERÍA METALÚRGICA
Evaluación en la recuperación por diversos métodos de lixiviación del
mineral de cobre a partir de sus minerales oxidados:
Concentradora Huari
TESIS
para optar el título profesional de Ingeniero Metalúrgico
AUTORES
Cristobal Sosa Jesus Alejo Ochoa Jose
Huaynalaya Carrasco RaquelHuaman Brañes Rufo
Quilca de la Cruz TafurYupanqui Cainicela Leandro
ASESOR
Ciro Zenteno
Huancayo – Perú
2015
DEDICATORIA
Con cariño y aprecio a nuestros
queridos padres y hermanos, por su
incondicional y fiel apoyo para lograr
nuestro objetivo.
AGRADECIMIENTO
Nuestro p r o f u n d o agradecimiento al Ing. Roque Salazar Esteban, por
las facilidades brindadas y la orientación oportuna en las pruebas
realizadas.
ÍNDICE
DEDICATORIA
AGRADECIMIENT
O RESUMEN
NOMENCLATURA
CAPÍTULO I: INTRODUCCIÓN 1
CAPÍTULO II: PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 4
2.1) DESCRIPCIÓN DEL PROBLEMA 4
2.1.1) EL PROBLEMA FUNDAMENTAL 4
2.2) JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN 5
2.2.1) JUSTIFICACION TECNOLOGICA 5
2.3) OBJETIVOS: 5
2.3.1) OBJETIVOS GENERALES 5
2.3.2) OBJETIVOS ESPECÍFICOS 6
2.4) HIPÓTESIS 6
CAPÍTULO III: ESTUDIO DE LOS MINERALES DE COBRE 7
3.1) ANTECEDENTES 7
3.2) ESTUDIO GELOGICO DE LA MINA 8
3.3.1)
GELOGIA GENERAL 9
3.3.2)
GELOGIA DEL YACIMIENTO 10
3.3.3)
VETA 10
3.3) TEORÍAS Y CONCEPTOS DEL COBRE 11 3.2.1
)HISTORIA DEL COBRE 1
13.2.2)
PROPIEDADES DEL COBRE 153.2.3
)MINERALES CUPRIFEROS 1
73.2.4)
DEPOSITOS CUPRIFEROS 183.2.5
)PROYECTOS EN EL PERÚ 2
0
CAPÍTULO IV: MERCADO DEL COBRE 28
4.1) PRECIO REAL DEL COBRE 28
4.2) PRODUCCIÓN NACIONAL Y MUNDIAL DE COBRE 30
4.2.1) PRODUCCIÓN MUNDIAL DEL COBRE 30
4.2.2) PRODUCCIÓN NACIONAL DEL COBRE 31
4.3) IMPORTANCIA ECONÓMICA DEL COBRE 33
4.3.1) CAÍDA EN LA PRODUCCIÓN MUNDIAL DEL
COBRE 34
4.3.2) EL COBRE COMO BARÓMETRO DE LA INFLACIÓN 36
4.3.3) EL PAPEL QUE OCUPA LA MINERÍA 36
4.3.4) FACTORES QUE ESTÁN IMPULSANDO
EL PRECIO DEL COBRE 37
CAPÍTULO V: MÉTODOS DE BENEFICIO 39
5.1) PROCESO DE FLOTACIÓN 39
5.1.1) COLECTORES 40
5.1.2) ESPUMANTES 43
5.1.3) REGULADORES 45
5.2) CONCENTRACIÓN POR GRAVEDAD 46
5.2.1) PRINCIPIOS DE LA CONCENTRACIÓN
POR GRAVEDAD 46
5.2.2) CONCENTRADORES CENTRIFUGOS 47
5.2.2.1) CONCENTRADOR CENTRÍFUGO
FALCON 485.3) CIANURACIÓN 55
CAPÍTULO VI: CARACTERIZACIÓN DE LA MUESTRA 596.1) MINERALOGÍA DE LA MUESTRA +200
MALLAS59
6.1.1) DISTRIBUCIÓN VOLUMÉTRICA 62
6.1.2) GRADO DE LIBERACIÓN 63
6.1.3) INTERPRETACIÓN DE LOS GRADOS
DE LIBERACIÓN
63
6.2) MINERALOGÍA DE MUESTRA -200 MALLAS 66
6.2.1) DISTRIBUCIÓN VOLUMETRICA 68
6.2.2) GRADO DE LIBERACIÓN 68
6.2.3) INTERPRETACIÓN D E LOS GRADOS
DE LIBERACIÓN 69
CAPÍTULO VII: PRUEBAS METALÚRGICAS 74
7.1) PRIMERA PRUEBA CONVENCIONAL
DE FLOTACIÓN 74
7.2) PRIMERA PRUEBA DE CONCENTRACIÓN
CENTRÍFUGA FALCON 78
7.2.1) PRUEBA DE FLOTACIÓN DEL RELAVE
FALCON 79
7.3) SEGUNDA PRUEBA CONVENCIONAL DE
FLOTACIÓN 84
7.4) SEGUNDA PRUEBA DE CONCENTRACIÓN
CENTRÍFUGA FALCON 88
7.4.1) PRUEBA DE FLOTACIÓN RELAVE
FALCON 90
7.5) PRUEBAS DE CIANURACIÓN 93
CAPÍTULO VIII: DISCUSIÓN DE RESULTADOS 101
CAPÍTULO IX: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 106
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS 112
ANEXOS 114
NOMENCLATURA
t Tiempo
nm Nanómetros
µ Micras
% Porcentaje
L/S Relación líquido-sólido
ppm partes por millón
Kg. Kilogramos
TM Toneladas métricas
Trz Trazas
gr Gramo
G.E Gravedad Específica
hr Hora
cm3 Centímetros cúbicos
%R Porcentaje de recuperación
mgr Miligramos
moz Mili onzas
lt Litros
gr./TM Gramos por tonelada métrica
Mgr/lt Miligramos por litro
G´s Gravedades
RPM Revoluciones por minuto
SG Diferencia en la gravedad especifica
VFD Drive Variable De Frecuencia
pH Potencial de Hidrogeno
Z - 11 Xantato Isopropílico de sodio
PSI libra por pulgada cuadrada
Hz hertzs
SB Semi Batch
u/f Under flow
RESUMEN
Se realizaran ensayos de lixiviación por agitación en botella, que consiste
en agregar una cierta cantidad de mineral, previamente homogenizado
mediante técnicas de cuarteo, hasta obtener la masa requerida, a un botellón
de laboratorio. Luego se preparan distintas concentraciones de acido
sulfúrico, que vendría a ser la solución lixiviante, la cual es vertida también
en el botellón, para luego ser agitada en unos rodillos que producen un
movimiento circular sobre un eje imaginario en el plano horizontal, se
realizaran mediciones de concentración, tanto del Cu, como del acido
consumido, cada cierto tiempo, para cada fuerza acida y así poder realizar
curvas cinéticas que nos ayudaran a predecir la eficiencia del proceso
mediante el calculo de los valores óptimos de los parámetros a estimar, los
cuales mejoraran el rendimiento de nuestro proceso, todo esto es
consecuencia del modelamiento del proceso
CAPÍTULO I
INTRODUCCIÓN
Es común pensar en lixiviación como una simple disolución selectiva del
metal deseado, por ende si tengo acido y un mineral, los mezclo en proporciones
razonables y espero que el acido haga su trabajo, por ende lo que hasta el
momento me interesa es la masa del mineral, su ley, el volumen del acido, su
concentración y el tiempo necesario para que la disolución sea completa y no
perder mas tiempo. Pero si me interesa saber como ocurre la disolución, como la
masa del Cu y concentración del acido va disminuyendo y como aumenta el catión
Cu+ en la solución, para poder predecir mediante un modelo los valores óptimos y
hacer proyecciones interpolando o extrapolando el modelo, entonces se debe
monitorear el proceso analizando muestras mediante la titulación, para poder
calcular el acido libre, por ende el consumo de acido, así como la concentración
del metal en solución, de acuerdo a estos valores puedo predecir el tiempo optimo
para el proceso, mediante las curvas cinéticas.
El proyecto actual plantea la producción de cobre refinado en forma de
cátodos, mediante la aplicación de la tecnología actual para extracción y
refinación de cobre, a fin de garantizar la producción de cobre cátodo grado A.
La crisis de la minería en América del sur, particularmente en los países
de Bolivia, Perú y Chile, durante el periodo de los años 1984-1987, fue por
efecto de la caída de la cotización de los principales minerales de exportación y
factor determinante para el cierre de muchas minas. La más afectada por estas
determinaciones fue Bolivia, un país tradicionalmente minero y dependiendo su
economía de esta actividad industrial.
Hoy la minería en Bolivia y el mundo, presenta un nuevo panorama,
ante el alza de los minerales en el mercado internacional por la demanda
insatisfecha en el mercado de los países industrializados. Por ello, en la
actualidad la minería se hace importante para la economía del país por ser una
de las actividades generadora de empleos y recursos económicos para el
estado, pese a ser una industria de alto riesgo y estar sujeto a factores internos y
externos.
La dispersión con que aparece el cobre en la naturaleza, hace necesario
someter los minerales extraídos a procesos productivos con la finalidad de
obtener un metal puro.
Se expone los fundamentos para el diseño y construcción de una planta
piloto para lixiviación–extracción por solventes y electrodeposición.
La planta procesará 30 toneladas por mes (tpm) en una primera etapa,
posteriormente se tiene proyectado ampliar a una producción para procesar 40
tpm. El diseño se realizará sobredimensionando.
Para realizar los procesos y operaciones tenemos que instalar las
siguientes secciones:
Área de chancado.
Área Lixiviación por agitación.
Área de extracción por solventes SX
Área de tanques (TF)
Área EW.
CAPÍTULO II
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
2.1) DESCRIPCIÓN DEL PROBLEMA:
En el Perú se encuentran muchos yacimientos mineros polimetálicos
acompañados de minerales de Cobre, donde en algunos casos el
mayor componente es el oxido de cobre, se encuentran
finamente diseminados, y son explotados en diferentes lugares del
Perú. Debido a que a lo largo y ancho del país existe mucha
actividad que se dedica a la pequeña y mediana minería, que en
muchos casos procesa su mineral en plantas convencionales propios
de la zona o realizan procesos no adecuados obteniéndose bajas
recuperaciones en Cobre, no resulta rentable el proceso de
extracción. Por lo cual, varios yacimientos mineros con contenidos
apreciables de Cobre se encuentran abandonados y
desaprovechamos estos recursos minerales solo por no realizar
un proceso metalúrgico apropiado.
Es conveniente desarrollar procesos alternativos de solución como el
uso de la lixiviación por columnas y permita así el apoyo a la
pequeña minería, logrando incrementar su rentabilidad.
2.1.1) EL PROBLEMA FUNDAMENTAL
El problema fundamental consiste básicamente en la baja
recuperación Cobre obtenidos en su proceso convencional, por
la presencia de partículas finas de COBRE en su matriz de del
mineral. Esto incide directamente en la actividad económica de la
pequeña minería.
2.2) JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN
El presente trabajo de investigación se justifica porque aplicando el
proceso de lixiviación, previo al proceso convencional, se extraerá el
Cobre, optimizando de esta manera, la recuperación del mismo y
logrando de esta manera incrementar la rentabilidad en la
explotación de los yacimientos mineros, dentro de la pequeña y
mediana minería peruana.
2.2.1) JUSTIFICACION TECNOLOGICA
Empleando equipos de lixiviación se logra incrementar la
recuperación de COBRE, aplicando de esta manera procesos
tecnológicos apropiados para la pequeña minería dedicada a
la extracción del mineral cuprífero.
2.3) OBJETIVOS
2.3.1) OBJETIVO GENERAL
Optimizar la recuperación del Cobre diseminado de
los yacimientos mineros, que permita el desarrollo de la
explotación de los proyectos en la mediana y pequeña
minería de nuestro país.
2.3.2) OBJETIVOS ESPECÍFICOS
• Determinar el mejor proceso alternativo, en la
recuperación de Cobre para el tipo de minerales
oxidados.
• Mejorar la recuperación de Cobre utilizando un proceso
de lixiviación por agitación.
• Realizar otros tipos de pruebas de lixiviación como proceso de comparación
2.4) HIPÓTESIS:
Empleando el proceso de lixiviación prev io al proceso de electro-
obtención, se mejorará la recuperación de Cobre de los minerales
ox idados y sulfurados.
CAPÍTULO III
ESTUDIO DE LOS MINERALES CUPRÍFEROS
3.1) ANTECEDENTES
El Perú tiene la riqueza más grande del mundo, no solo por cantidad sino
también por la gran variedad de recursos mineros, lo que permite a las empresas
compensar con otro producto cuando exista baja de precio en un determinado
metal. Actualmente la décima parte de estos recursos se encuentran en
proceso de explotación.
El distrito Minero de la localidad de Huari, es un yacimiento conocidos donde se
realizaron tratamientos de minerales sulfurados en mayor escala y en menor
escala de sus minerales oxidados, la UNCP decidió sacar adelante un proyecto
para lo cual realizo un CONVENIO ESPECIFICO DE CONCESION PLANTA
CONCENTRADORA DE MINERALES HUARI DE LA UNCP Y LA COMPAÑÍA
MINERA CUSSAT SAC.
La planta concentradora HUARI gerencia da por contrato en la actualidad
COMPAÑÍA MINERA CUSSAT SAC que trata tanto su propio mineral como de
otras pequeños mineros.
La planta metalúrgica tiene una capacidad de 50 TPD para procesar minerales
polimetálicos (CuFeS2–PbS2–ZnS), para lo cual cuenta con extenso cancha de
mineralen la parte superior para depositar el mineral que es traído de diferentes
partes del Perúque son tratadas por orden de campaña.
El tratamiento de los minerales comienza con el uso de la bocat que extrae de la
cancha el mineral con una ley de cabeza de %Cu 1.20, %Pb 9.80 y %Zn 11.80 y
lo lleva a la tolvade grueso (volumen 12.668 m3), previamente haber hecho un
buen blending, que próximamente es triturado por la chancadora de quijada para
abastecer la tolva de finos(volumen 23.88 m3) con una granulometría menor a ¾”.
En el circuito de molienda que es el verdadero corazón de una planta, la unidad
cuenta con 02 Molino: Molino primario Denver de 4’ x 4’ y un molino secundario
Denverde 3’ x 4’ que trabaja en circuito de remolienda en circuito cerrado con un
hidrociclón D10B con una carga circulante del 249%. Los variables a controlar en
este circuito es quela pulpa del mineral tenga una densidad de 1,600 Gr/Lt, con un
porcentaje de solidos de58% S malla -200 para obtener una buena recuperación
en la flotación.
Comienza con el flotación diferencial es decir comienza flotando el
concentradobulk (Pb–Zn), deprimiendo el zinc y posteriormente la separación de
Pb–Zn.
Flotación Bulk (Pb–Cu) cuenta con 02 celdas serranas WS (rougher I -II) y
unbanco de 5 celdas Denver distribuidos de la siguiente manera: 01 celdas
rougher, 02scavenger, 01 cleaner I y 01 cleaner II.
Flotación de Zinc cuenta con 01 acondicionador, dos celdas serranas WS
(rougher I -II) y un banco de 8 celdas Denver distribuidas de la siguiente manera:
04scavenger, 02 cleaner I, 01 cleaner II y 01 cleaner III, la calidad del concentrado
del Zinccon ley 49.30% obteniendo una recuperación del 74.55%
El circuito de separación Pb - Cu cuenta con un acondicionador y un banco de
6celdas Denver distribuida de la siguiente manera; 01 rougher, 03 scavenger,
01cleanerI, 01cleaner II obteniéndose concentrados cuyas leyes en Cu es 24.54%
conrecuperación del 19.33% y en el de Pb es 52.55%. Con recuperación del
79.93%.
El concentrado ya tratado se deposita por medio de tuberías, a medida que estava
llenándose en las cochas (áreas rectangulares de Volumen 30m) hasta el
llenadototal, donde se deja sedimentar el concentrado por un periodo de 3 días
para serdescochado en sacos de 60 Kg los cuales son volteados cada día hasta
obtener unahumedad del 12 % por sedimentación para ser enviado al callao para
su venta.
El relave procedente del proceso de flotación en la planta de Huari se depositaen
un área adecuado artesanalmente para este fin usando el método de aguas
abajocon leyes en el relave de 0.15 % Cu 1.00% Pb y 1.15 % de Zn, sin la
recirculación delagua para su reutilización en la planta, previo tratamiento.
El consumo de agua es de 3 a 1 es decir que por cada tonelada de mineraltratado
se usa 3 toneladas de agua, para tal fin se tiene 2tanques reservorios(87,34m3)
de agua en la parte superior que satisface esta necesidad.
De igual manera planta concentradora de huari tiene infraestructura dividido
enáreas puntuales como comedor, oficinas, campamento tanto para
trabajadores,ingenieros y practicantes, mecánico y almacén de reactivos, todos
los procesos yahablados se observa en el Flowsheet de la planta concentradora
de Huari
Sin embargo, las condiciones tanto de cotización internacional, como el
abastecimiento irregular de materia prima, insumos como el ácido sulfúrico,
perjudicaron la concertación de los proyectos formulados.
Los sistemas Hidrometalúrgico son las más convenientes, técnica como
económicamente, para la recuperación de metales a diferencia a otros procesos
tradicionales.
En el país de Perú, se tiene empresas que aplican el proceso hidrometalúrgico
de cobre las cuales aplican este método de proceso para las soluciones
lixiviadas.
Se reconocen d o s t i p o s d e depós i t os de fisuras mineralizadas, veneros
y placeres. Los depósitos de cuarzo conglomerado, que significan el 50% de
la producción mundial, generalmente son clasificados como paleo-placeres
modificados. Aunque el COBRE es un elemento raro, aparece en la naturaleza
diseminado en pequeñas cantidades. Se halla corrientemente en filones que
tienen relación genética con rocas ígneas de tipo silícico, aunque en
algunos lugares se le ha encontrado íntimamente asociado a las rocas ígneas.
Gran parte del COBRE aparece como metal nativo, el teluro y posiblemente el
selenio son los únicos elementos que se le combinan en la naturaleza.
3.2) ESTUDIO GEOLOGICO DE LA MINA:
3.2.1) UBICACIÓN Y ACCESO
El presente trabajo se realiza con el fin de afianzar nuestros
conocimientos de concentración de minerales en los yacimientos de
minerales polimetálicos que requieren ser explotados
La planta metalúrgica de Huari de la universidad nacional del centro
ha sido instalada para el tratamiento de minerales sulfurados, mediante la
flotación por espumas, esto hace que los costos de producción para
una planta de pequeña capacidad, sean
elevadosy no competitivos con plantas comerciales de gran capacidad cuy
os costos sondisminuidos por este hecho.
La planta concentradora piloto de la universidad nacional del centro
del Perú .En la actualidad la administración de la planta concentradora
está a cargo de la Cía. Minera y Metalúrgica San Juan Evangelista, SRL.
La Universidad recibe de esta empresa
$4.5 por TMS de mineral procesado por concepto del alquiler de las instal
aciones y lamaquinaria. Adicionalmente esta empresa paga S/.1000.00 an
uales a la comunidad campesina de Huari por
concepto de alquiler de terrenos esta localizada en el centro poblado de
huari del distrito de Suytucancha provincia de Yauli, departamento de
Junín. Se encuentra a una altura aproximada de 3775 metros sobre el
nivel de mar, a una distancia de 23.5Km de la ciudad de la Oroya.
Aproximadamente 1.5Km del centro poblado de huari.
La planta tiene una capacidad instalada nominal de 50 toneladas por
día perogeneralmente se trata de 30 ton/día equivalente a 900 toneladas
por mes. Ofrece servicios de procesamiento de minerales a los pequeños
mineros de la zona y también de otras provincias como Huancavelica,
Huánuco, cerro de Pasco etc.
También brinda la oportunidad de hacer prácticas pre profesionales de los
estudiantes de la facultad de ingeniería metalúrgica y de materiales y
ramas afines gracias al convenio realizado con la empresa y la UNCP
3.2.4) GEOLOGIA DEL YACIMIENTO
La planta concentradora Huari se dedica al procesamiento de
minerales poli metálicos provenientes de diversas zonas del país
como; Huancavelica, San Mateo y Cerro de Pasco para ser
comercializados en forma de concentrados en la ciudad de Lima.
En la actualidad la administración de la planta concentradora esta a
cargo de la Cia Minera y Metalúrgica San Juan Evangelista, SRL. la
Universidad recibe de esta empresa $4.5 por TMS de mineral
procesado por concepto del alquiler de las instalaciones y la
maquinaria. Adicionalmente esta empresa paga S/.1000.00 anuales
a la comunidad campesina de Huari por concepto de alquiler del
terreno.
La planta concentradora opera bajo un sistema convencional de
Chancado, Molienda y Flotación y procesa minerales Sulfurados y
oxidados de plomo y Zinc. Galena (Pbs), jamensonita (2Pbs. Sb2S3)
Ceruda (PbCO3), esfalerita (ZnS), Marmatita (Znsfe2), Anglesita y
Smithsonita (ZnCO3).
3.3) TEORÍA Y CONCEPTOS DEL COBRE:
3.3.1) HISTORIA DEL COBRE
Técnicas de extracción de cobre se refiere a los métodos
para la obtención de cobre a partir de sus minerales. Esta
conversión consiste en una serie de procesos químicos,
físicos, y electroquímica. Los métodos han evolucionado y
pueden variar según el país dependiendo de la fuente de
mineral, las regulaciones ambientales locales, y otros
factores.
Al igual que en todas las operaciones mineras, el mineral por
lo general debe ser beneficiada. Para ello, se tritura el
mineral. Entonces debe ser asado para convertir los sulfuros
en óxidos, que se funden para producir mate. Por último, se
somete a diversos procesos de refinación, la final es la
electrólisis. Por razones económicas y ambientales, muchos
de los subproductos de la extracción son recuperados. Gas
de dióxido de azufre, por ejemplo, se captura y se convirtió
en ácido sulfúrico - que luego se utiliza en el proceso de
extracción.
Historia
La evidencia más temprana de frío martilleo de cobre nativo
proviene de la excavación en aon Tepesi en el este de
Anatolia. La datación por radiocarbono es 7250 250 antes de
Cristo. Entre los diversos temas que se consideran votiva o
amuletos había uno que parecía un anzuelo y una como un
punzón.
Un sitio arqueológico en el sureste de Europa contiene la
evidencia más antigua de fecha segura de cobre decisiones a
alta temperatura, desde hace 7.000 años. El hallazgo en
junio de 2010 se extiende el registro conocido de la fundición
de cobre de unos 500 años, y sugiere que la fundición de
cobre puede haber sido inventado en distintas partes de Asia
y Europa en ese momento en lugar de diseminarse desde
una sola fuente.
Tecnología de fundición de cobre dio lugar a la Edad del
Cobre y la Edad del Bronce.
Concentración
Para más detalles sobre la formación del yacimiento de
cobre, ver Ore génesis.
La mayoría de los minerales de cobre contienen sólo un
pequeño porcentaje de cobre metálico ligado dentro valiosos
minerales de mineral, mientras que el resto del mineral es
roca o minerales de ganga no deseados, por lo general de
silicatos minerales o minerales de óxido para los que a
menudo no hay valor. El grado promedio de minerales de
cobre en el siglo 21 está por debajo de 0,6% de cobre, con
una proporción de minerales de la mena económicos son
menos de 2% del volumen total de la roca mineral. Un
objetivo clave en el tratamiento metalúrgico de cualquier
mineral es la separación de minerales a partir de minerales
de la ganga del mineral dentro de la roca.
La primera etapa de cualquier proceso dentro de un circuito
de tratamiento metalúrgico es precisa molienda o trituración,
donde se tritura la roca para producir pequeñas partículas
que consisten en fases minerales individuales. Estas
partículas se separan a continuación para eliminar la ganga,
seguido después por un proceso de liberación física de los
minerales de mineral de la roca. El proceso de liberación de
los minerales de cobre depende de si son minerales de óxido
o sulfuro.
Las etapas posteriores dependen de la naturaleza del mineral
que contiene el cobre. Para minerales de óxido, un proceso
hidrometalúrgico liberación normalmente se realiza, que
utiliza la naturaleza soluble de los minerales de la mena a la
ventaja de la planta de tratamiento metalúrgico. Para
minerales de sulfuro, tanto, flotación de espuma secundaria y
primaria se utiliza para físicamente separado del mineral de
ganga. Para los cuerpos especiales nativas de cobre que
contienen mineral o secciones de cuerpos de mineral ricas en
cobre nativo supergen, este mineral puede ser recuperada
por un circuito simple gravedad.
Extracción hidrometalúrgica
Minerales de sulfuro
Sulfuros secundarios - los formados por enriquecimiento
secundario supergénica - son resistentes a la lixiviación
sulfúrico. Estos minerales son una mezcla de carbonato de
cobre, sulfato, fosfato, y minerales de óxido y minerales de
sulfuro secundarios, predominantemente chalcocita pero
otros minerales tales como digenita pueden ser importantes
en algunos depósitos.
Minerales supergénicos ricos en sulfuros pueden ser
concentrados usando flotación por espuma. Un concentrado
típico de calcosina puede graduar entre 37% y 40% de cobre
en sulfuro, haciéndolos relativamente barato para fundir en
comparación con concentrados de calcopirita.
Algunos depósitos de sulfuro de supergénicos pueden ser
lixiviados mediante un proceso de lixiviación en pilas de
oxidación bacteriana para oxidar los sulfuros en ácido
sulfúrico, que también permite la lixiviación simultánea con
ácido sulfúrico para producir una solución de sulfato de
cobre. Al igual que con minerales de óxido, y tecnologías de
extracción electrolítica de disolventes se utilizan para
recuperar el cobre de la solución cargada de lixiviación.
Supergénica minerales de sulfuro ricas en minerales de
cobre nativo son refractarios al tratamiento con lixiviación con
ácido sulfúrico en todas las escalas temporales posibles y las
partículas metálicas densas no reaccionan con los medios de
flotación de espuma. Por lo general, si el cobre nativo es una
pequeña parte de un perfil supergénica que no se recuperó y
se reportará a los relaves. Cuando ricos, los cuerpos de
mineral de cobre nativos suficientes pueden ser tratados para
recuperar el cobre contenido a través de un circuito de
separación por gravedad, donde se utiliza la densidad del
metal para liberarla de los minerales de silicato más ligeros.
A menudo, la naturaleza de la ganga es importante, como la
arcilla ricas en minerales de cobre nativos resultar difícil de
liberar.
Minerales de óxido
Cuerpos de mineral de cobre oxidado pueden ser tratados a
través de varios procesos, con los procesos
hidrometalúrgicos usados para el tratamiento de minerales de
óxido de dominados por minerales de carbonato de cobre
tales como azurita y malaquita, y otros minerales solubles,
tales como silicatos como crisocola, o sulfatos tales como
atacamita y así sucesivamente.
Tales minerales de óxido se lixivian normalmente por el ácido
sulfúrico, por lo general en un proceso de lixiviación en pilas
o lixiviación de descarga para liberar los minerales de cobre
en una solución de ácido sulfúrico cargado con sulfato de
cobre en solución. La solución de sulfato de cobre se separa
a continuación de cobre a través de una planta de extracción
con disolvente y extracción electrolítica, con el ácido sulfúrico
barrada reciclado de nuevo en los montones.
Alternativamente, el cobre puede precipitarse de la solución
embarazada poniéndolo en contacto con la chatarra de
hierro; un proceso llamado cementación. Cemento de cobre
es normalmente menos puro que SX-EW de cobre.
Comúnmente el ácido sulfúrico se utiliza como un lixiviante
para el óxido de cobre, a pesar de que es posible usar agua,
particularmente para los minerales ricos en minerales de
sulfato ultra-solubles.
En general, la flotación de la espuma no se utiliza para
concentrar minerales de óxido de cobre, como minerales de
óxido no son sensibles a los productos químicos de flotación
de espuma o de proceso. Minerales de óxido de cobre de vez
en cuando han sido tratados a través de flotación por espuma
a través de sulfuración de los minerales de óxido con ciertos
productos químicos que reaccionan con las partículas
minerales de óxido para producir una escarcha fina de
sulfuro, que luego puede ser activada por la planta de
flotación de espuma.
Extracción de cobre blister
Espuma de flotación
El moderno proceso de flotación por espuma se inventó de
forma independiente el año 1900 en Australia por CV Potter y
casi al mismo tiempo por GD Delprat.
Todos los minerales de sulfuro primarios de sulfuros de
cobre, y más concentrados de sulfuros de cobre secundario,
se someten a la fundición. Algunos cuba de lixiviación o de
procesos de lixiviación a presión existen para solubilizar
concentrados calcocita y producir cátodos de cobre de la
solución de lixiviación resultante, pero esto es una pequeña
parte del mercado.
Carbonato de concentrados son un producto relativamente
menores producidos a partir de plantas de cementación de
cobre, por lo general como la fase final de una operación de
lixiviación en pilas. Tales concentrados de carbonato puede
ser tratada por una planta SX-EW o fundido.
El mineral de cobre se tritura y se muele a un tamaño tal que
se ha producido un aceptable grado de liberación entre los
minerales de sulfuro de cobre y mineral de los minerales de
la ganga. El mineral es luego húmeda, se suspende en una
suspensión, y se mezcla con xantatos u otros reactivos, que
hacen que el sulfuro de partículas hidrófobo. Los reactivos
típicos incluyen etilxantato de potasio y etilxantato de sodio,
pero también se utilizan ditiofosfatos y ditiocarbamatos.
El mineral tratado se introduce en un tanque de aireación
lleno de agua que contiene tensioactivo tal como metil isobutil
carbinol. El aire es forzado constantemente a través de la
suspensión y las burbujas de aire se adhieren a las partículas
de sulfuro de cobre hidrófobos, que se realizan a la
superficie, donde forman una espuma y están separados por
raspado. Estas espumas son generalmente sometidos a una
célula limpiador-eliminador para eliminar el exceso de
silicatos y de quitar otros minerales de sulfuro que pueden
afectar perjudicialmente a la calidad del concentrado, y el
concentrado final enviado para la fundición. La roca que no
ha flotado fuera en la celda de flotación o bien se desecha
como colas o procesa adicionalmente para extraer los otros
metales, como el plomo y el zinc, en caso de existir. Para
mejorar la eficiencia del proceso, se usa cal para elevar el pH
del baño de agua, haciendo que el colector de ionizar y más
preferentemente al enlace a calcopirita y evitar la pirita. El
hierro existe en ambos minerales de la zona primaria.
Minerales de cobre que contiene calcopirita se puede
concentrar para producir un concentrado con entre 20% y
30% de cobre en el concentrado, y el resto del concentrado
es de hierro y azufre en la calcopirita, y las impurezas no
deseadas, tales como minerales de la ganga de silicato u
otros minerales de sulfuro, típicamente menor cantidades de
pirita, esfalerita y galena. Calcosina concentrados
típicamente grado entre 37% y 40% de cobre en el
concentrado, como calcocita no tiene hierro en el mineral.
Asado
Ver también: Roasting
En el asador, el concentrado de cobre se oxida parcialmente
para producir "calcinado" y gas de dióxido de azufre. La
estequiometría de la reacción que se produce es:
2 CuFeS2 3 O2? 2 FeO 2 CuS 2 SO2
A partir de 2005, el tostado ya no es común en el tratamiento
de concentrados de cobre. Fusión directa es actualmente la
preferida, por ejemplo, utilizando las siguientes tecnologías
de fundición, fundición flash, Noranda, Top sumergido Lance,
Mitsubishi o los hornos de El Teniente.
Fundición
La calcina se mezcla entonces con la sílice y el coque y
funde en una reacción exotérmica a 1200 C para formar un
líquido llamado "cobre mate". La alta temperatura permite
reacciones procedan rápidamente, y permiten que la mata y
escoria a derretirse, por lo que se puede "se rindió" del
horno. En el reciclaje de cobre, este es el punto donde se
introduce chatarra de cobre.
Se producen varias reacciones. Los óxidos de hierro y
sulfuros se convierten en escoria, una masa fundida menos
denso que flotaba fuera del mate. Las reacciones de
formación de escoria es: FeO SiO2? FeSiO3 En una reacción
paralela al sulfuro de hierro se convierte en escoria: FeS 2 3
O2 2 SiO2 FeSiO3 2 2 SO2
La escoria se descarta o reprocesado para recuperar
cualquier cobre restante. El ácido sulfúrico se captura para su
uso en procesos de lixiviación anteriores.
La conversión a la ampolla
El mate, que se produce en la fundición, contiene alrededor
de 70% de cobre principalmente como sulfuro de cobre, así
como sulfuro de hierro. El azufre se retira a alta temperatura
como el dióxido de azufre por soplado de aire a través de
mata fundida:
2 CuS 3 O2? 2 CuO 2 SO2 CuS O2? Cu SO2
En una reacción en paralelo el sulfuro de hierro se convierte
en escoria:
FeS 2 3 O2? 2 FeO 2 SO2 2 FeO 2 SiO2? 2 FeSiO3
La pureza de este producto es del 98%, que es conocida
como ampolla debido a la superficie rota creado por el
escape de gas de dióxido de azufre como se echan los
cerdos de cobre o lingotes. Los subproductos generados en
el proceso son el dióxido de azufre y escoria. El dióxido de
azufre es capturado para su uso en procesos de lixiviación
anteriores.
Reducción
El cobre ampollas se pone en un horno de ánodos para
deshacerse de la mayor parte del oxígeno restante. Esto se
realiza por soplado de gas natural a través del óxido de cobre
fundido. Cuando esta llama quema verde, lo que indica el
espectro de la oxidación del cobre, el oxígeno en su mayoría
ha sido quemado. Esto crea cobre a aproximadamente 99%
pura. Los ánodos fabricados a partir de este se alimentan a la
electrorefinery.
Electrorefinación
El cobre se refina por electrólisis. Los ánodos de cobre blister
emitidos procesados se colocan en una solución acuosa de
sulfato de cobre 3-4% y ácido sulfúrico al 10-16%. Los
cátodos son chapas laminadas finas de cobre de alta pureza.
Se requiere un potencial de sólo 0,2-0,4 voltios para el
proceso para comenzar. En el ánodo, de cobre y metales
menos nobles se disuelven. Más metales nobles, tales como
plata y oro, así como el selenio y el teluro se depositan en la
parte inferior de la célula como barro anódico, que forma un
subproducto vendible. Los iones de cobre migran a través del
electrolito hacia el cátodo. En el cátodo, placas de metal de
cobre fuera pero menos componentes nobles como el
arsénico y cinc permanecen en solución. Las reacciones son:
En el ánodo: Cu? Cu2 2e-
En el cátodo: Cu2 2e-? Cu
Concentrado y comercialización de cobre
Concentrados de cobre producidos por las minas se venden
a fundiciones y refinerías que tratan el mineral y refinar el
cobre y cobrar por ese servicio a través de los cargos por
tratamiento y refinación de los cargos. El TC se pagan en
dólares EE.UU. por tonelada de concentrado de tratamiento y
CR se pagan en centavos por libra tratados, denominados en
dólares estadounidenses, con los precios de referencia
fijados anualmente por las principales fundiciones japonesas.
El cliente en este caso puede ser una fundición, que vende
en lingotes de cobre blister a una refinería o una fundición-
refinería que está integrado verticalmente.
El contrato típico de un minero es denominado por el precio
de Metales de Londres, menos el TC-RC y las posibles
sanciones o créditos aplicables. Las sanciones pueden ser
evaluados contra concentrados de cobre de acuerdo con el
nivel de los elementos nocivos tales como el arsénico,
bismuto, plomo o tungsteno. Debido a que una gran parte de
los cuerpos de mineral de sulfuro de cobre contienen plata o
de oro en cantidades apreciables, un crédito se puede pagar
a la minera de estos metales cuando su concentración en el
concentrado está por encima de una cierta cantidad.
Normalmente los refinadores o fundición de los cargos del
minero una tarifa basada en la concentración, un contrato
típico dicen que un crédito se debe por cada onza del metal
en concentrados por encima de una determinada
concentración, debajo de eso, si se recupera, la fundición
mantendrá la metal y lo venden a sufragar los gastos.
El concentrado de cobre se cotiza ya sea a través de
contratos spot o mediante contratos a largo plazo como un
producto intermedio en su propio derecho. A menudo, la
fundición vende el metal de cobre en nombre de la minera. El
minero se paga el precio en el momento de la fundición-
refinería hace la venta, no al precio en la fecha de la entrega
del concentrado. Bajo un sistema de precios Quotational, el
precio se acordó que en una fecha determinada en el futuro,
por lo general 90 días desde el momento de la entrega a la
fundición.
Un grado de cátodos de cobre es del 99,999% de cobre en
hojas que son de 1 cm de espesor, y aproximadamente 1
metro cuadrado un peso aproximado de 200 libras. Es un
verdadero producto, entrega de y negociable en las bolsas de
metales de Nueva York, Londres y Shanghai. A menudo
cátodo de cobre se comercializa en los intercambios
indirectamente a través de órdenes, opciones o contratos de
permuta de tal manera que la mayoría de cobre se negocia
sobre la LME/COMEX/SFE pero la entrega se logra
indirectamente y en eliminar de los propios almacenes
físicos.
La especificación química para el cobre electrolítico grado es
la norma ASTM B 115-00.
3.3.2) PROPIEDADES DEL COBRE
La lixiviación de cobre en la minería presenta diversas
complejidades e inconvenientes, tanto respecto de los
procesos empleados como respecto de los efectos que a partir
de aquella son generados. Precisamente, la industrialización
de este proceso en el ámbito de la minería ha recurrido a la
utilización del ácido sulfúrico como lixiviante, lo cual genera un
impacto ambiental particularmente dañino debido a su alto
poder contaminante. A su vez, dicho ácido resulta
especialmente riesgoso para todos aquellos individuos que
deben realizar operaciones y faenas en los que éste es
utilizado. Su empleo, asimismo, no permite reutilizar el agua
empleada en el proceso, generando con ello costos
adicionales y mayor contaminación por deshechos. Por otra
parte, el método de lixiviación de cobre actualmente empleado
en la minería hace imposible una recuperación eficiente del
mineral de cobre quedado en las pilas de lixiviación, haciendo
de este un procedimiento ineficiente y, conforme a lo
señalado, de altos costos asociados. De esta forma, y
considerando lo conocido en el estado de la técnica, es
posible advertir que la lixiviación de cobre en la minería resulta
compleja, costosa, altamente contaminante y con resultados,
hasta ahora, ineficientes. En la actualidad, el cobre continúa
experimentado una importante demanda, la cual se estima
permanecerá en aumento no sólo debido a los múltiples
campos en los que como metal puede ser empleado, sino que
a su potencial de utilización para diversos y continuos
desarrollos tecnológicos e industriales en áreas como la
electrónica, la informática, las comunicaciones, fabricación de
cañerías, paneles solares, industria automotriz y transferencia
de energía de potencia - entre otros -, haciendo de éste uno
de los metales mayormente requeridos. De esta forma, contar
con procedimientos eficientes para la producción de cobre en
cuanto a: reducir costos, no degradar el medio ambiente,
brindar mayor seguridad operacional y que logren optimizar su
capacidad productiva, resulta primordial para la industria
minera y, en definitiva, para la economía mundial.
En consideración a lo señalado previamente, a continuación
se procederá a enunciar algunos de los procedimientos que,
hasta ahora, se han utilizado para lixiviar mineral de cobre:
i) Lixiviación con amoníaco.
ii) Lixiviación con tiurea.
iii) Utilización de agua de mar y salitre.
iv) Lixiviación por ácidos.
v) Lixiviación por ácido sulfúrico con agua.
Diversos factores han incidido en que estos procedimientos no
logren alcanzar estándares óptimos de producción y eficiencia,
estacando, entre otros, sus elevados costos de
implementación, complejidad operacional y alto impacto
ambiental.
En efecto, el procedimiento de lixiviación con amoniaco,
debido a su gran poder contaminante y toxicidad, no ha
logrado prosperar con éxito en la industria. La lixiviación con
tiurea - compuesto desarrollado en base a sustancias
orgánicas mezcladas con cianuro de sodio - tampoco ha
conseguido consolidarse como proceso en la minería ya que
resulta ser altamente degradante para el medio ambiente.
El procedimiento de lixiviación utilizando agua de mar y salitre,
por su parte, no ha logrado ser empleado con éxito debido a la
poca pureza del licor de cobre obtenido manifestada por la
excesiva formación de cristales de sal.
A su vez la lixiviación por ácidos, solos o compuestos - por
ejemplo, el ácido clorhídrico, ácido nítrico, o mezclado entre
ellos , denominado también agua regia -, se ha empleado para
disolver metales nobles como el oro y la plata, siendo en
extremo agresivo, toxico y de alto costo. Se utiliza sólo a nivel
de laboratorio. Finalmente, la lixiviación por ácido sulfúrico
(H2S04) con agua (H20), corresponde al procedimiento
conforme al cual se lleva a cabo casi la totalidad de la
lixiviación de cobre en la minería. Este procedimiento, que
permite obtener cátodos de cobre a partir del mineral de oxido
de cobre, se inicia con el chancado y clasificado del mineral
proveniente de la mina, para luego ser trasladado a pilas de
lixiviación, previa impregnación del mineral ya chancado y
clasificado, pilas que son irrigadas con una solución de ácido
sulfúrico, más agua (con una acidez acuosa controlada que se
determina dependiendo de la mineralogía característica del
yacimiento y que suele tener un pH que varía entre 1 ,5 y 3,0)
produciendo así un sulfato de cobre soluble. Dicho ácido lixivia
tanto al cobre como también a los otros minerales ocluidos en
el mineral de cabeza, llamados impurezas. Una vez que se ha
cumplido el tiempo de residencia en las pilas de lixiviación, se
obtiene como primer resultado un licor de cobre impuro, con
presencia de fierro y otros minerales en suspensión. Este licor
de cobre es sometido a una fase denominada extracción por
solventes que permite purificar el licor de cobre y concentrarlo
en una fase acuosa, la que posteriormente es denominada
solución rica. Esta solución rica en cobre es llevada a unos
estanques de acumulación desde los cuales será bombeada a
una planta de Electro-depositación, en la que mediante un
proceso electro-químico se depositará cobre metálico
(cátodos) luego de un tiempo de residencia preestablecido,
consiguiendo con ello un peso adecuado para cosecharlos,
lavarlos y comercializarlos como cátodos de cobre de alta
pureza. Finalmente, una vez que la pila de lixiviación en dicho
procedimiento ha cumplido su ciclo de producción, es
desechada.
Pues bien, varios son los problemas que pueden ser
advertidos en torno a este procedimiento. En primer lugar, y
debido a la utilización de ácido sulfúrico como lixiviante, dicho
procedimiento resulta altamente tóxico y contaminante. En
segundo lugar, el empleo de este ácido exige la
implementación de maquinaria, de dispositivos, de insumos y
de materiales particularmente resistentes a su acidez y, con
ello, de alto valor, acrecentando considerablemente los costos
de producción. En tercer lugar, los riesgos de operación son
altos y de consecuencias particularmente graves para
operarios y trabajadores en caso de accidentes. En cuarto
lugar, la fase de extracción por solventes aumenta los riesgos
de accidentes debido a la utilización de un extractante
(compuesto por aldoximas y cetoximas, o elementos similares)
que, a su vez, es mezclado con parafina (o kerossene), lo que
genera la emisión de gases tóxicos e inflamables que crean
una permanente peligrosidad en la faena. En efecto, esta sola
fase en sí misma considerada irroga un conjunto de
complejidades e inconvenientes relativos a, entre otros:
seguridad, altos costos de inversión (vinculados
especialmente al extractante utilizado), implementación y
capacitación, todo lo cual, como se verá, la presente invención
permite omitir. En quinto lugar, el procedimiento actualmente
empleado resulta a su vez ineficiente desde el punto de vista
productivo debido al alto porcentaje de pérdida de material.
Efectivamente, en cuanto a esto, y según lo señalado
previamente, una vez que la pila de lixiviación utilizada en el
procedimiento cumple su ciclo de producción, es desechada,
con lo cual se pierde el mineral de oxido de cobre que quedó
en ella. Esta pérdida impide recuperar el cien por ciento de
este mineral debido a la falta de penetración del ácido
sulfúrico en la roca, la cual no podrá ser remolida debido a la
presencia del ácido libre que contiene. En virtud de lo anterior,
el mineral descartado de las pilas de lixiviación es llevado a
botaderos, lo que implica una pérdida aproximada del 30% del
mineral contenido en la pila, mineral dentro del cual, además
del cobre insoluble ocluido (cobre sulfuro), existen metales
nobles como oro y plata que también pueden ser
aprovechados. En sexto lugar, y además de dicha pérdida, el
agua utilizada en el procedimiento tampoco es susceptible de
ser recuperada debido al acumulamiento del sulfato ferroso
como contaminante, por lo que debe ser descartada hacia un
tranque de relaves con contenido de ácido sulfúrico libre, más
las impurezas. En séptimo lugar, la imposibilidad de
reaprovechar estos desechos a los que se ha aludido, conlleva
un daño importante al medio ambiente debido al remanente
del ácido sulfúrico que queda impregnado en el mineral
abandonado. En efecto, y según lo dicho, esta merma, junto
con disminuir la productividad del procedimiento, es altamente
contaminante y peligrosa debido a su potencial de expansión
sobre la población aledaña a través de los vientos, las aguas
lluvias y las aguas subterráneas, afectando también los
cultivos, la flora y fauna del ecosistema y, en general, todo el
medio ambiente. Conforme a lo señalado anteriormente, este
es el procedimiento con que actualmente se realiza, casi en su
totalidad, la lixiviación de cobre en la minería. Por tanto, el que
éste, junto con implicar altos costos de inversión, resulte
deficiente productivamente, riesgoso operacionalmente y
degradante para el medio ambiente, conlleva problemas
considerables para la lixiviación de cobre, en virtud de lo cual,
poder contar con un sistema que permita perfeccionar y
optimizar lo anterior, alcanza una importancia industrial y
económica particularmente relevante.
En consecuencia, y de conformidad a lo conocido en el estado
de la técnica, no existe en la actualidad un procedimiento que
en el ámbito de la minería permita lixiviar mineral de cobre de
modo eficiente, seguro y que, asimismo, no degrade el medio
ambiente. En otros términos, los procedimientos conocidos
para la lixiviación de cobre en la minería revelan un conjunto
de problemas e inconvenientes que abarcan varios campos
críticos, pero cuya solución, en definitiva, resulta posible en
virtud de la invención que es objeto de esta solicitud.
Pues bien, la presente invención resuelve todos los
inconvenientes anteriormente descritos, la cual contempla un
procedimiento único en el que se utiliza un agente lixiviante
especialmente concebido para la lixiviación de cobre,
compuesto por ácido tricarboxilico (C6H807) en combinación
con agua (H20), en una proporción tal que logre una acidez
que varía entre un pH de 1 ,0 y 5,0; lixiviante al cual puede
añadirse benzoato de sodio (C6H5COONA) o (E211) como
preservativo, el que actúa como inhibidor de la proliferación de
microorganismos, variando su adición máxima entre el 0,05%
y el 1 ,00% del peso de la solución singularizada.
Conforme a ello, el procedimiento no daña el medio ambiente,
produciendo en el proceso de lixiviación un citrato de cobre
que, además, no es corrosivo. Esta particularidad resulta
especialmente importante puesto que al producir citrato de
cobre, el procedimiento permite recuperar el agua que ha sido
utilizada en el proceso productivo. Asimismo, mediante este
método, se reducen los costos de implementación en las
plantas mineras, puesto que los materiales empleados no
requerirán tener una resistencia extrema a productos o
elementos de elevada acidez - tal como sí ocurre al emplear
ácido sulfúrico -, puesto que el lixiviante utilizado, así como el
citrato de cobre producido, no son corrosivos.
En efecto, dispositivos tales como bombas impulsoras,
cañerías de traslado de fluidos, válvulas de corte y control,
tinas de contención de electrolitos, ropa y artículos de trabajo
(como overoles, gafas o máscaras antigases), estanques
acumuladores, pisos de sustentación, cubiertas de techo y
estructuras soportantes -entre otros - debían cumplir, hasta
ahora, características técnicas altamente exigentes en materia
de resistencia acida, conllevando así elevados montos de
inversión, todo lo cual se evita - y ahorra - gracias al
procedimiento de que da cuenta esta solicitud.
Asimismo, este procedimiento implica una mejora relevante en
materia de seguridad operacional. Efectivamente, gracias a su
diseño y características, tampoco se generan gases tóxicos,
conforme a lo cual será posible transitar libremente por todos
los lugares de la faena minera. Junto a ello, dicha mejora
también se manifiesta en cuanto a la ausencia de riesgo de
accidentes por quemaduras acidas que afecte a operadores y
trabajadores en general, haciendo de éste, uno de los
procedimientos más confiables y seguros en materia de
lixiviación de cobre en la minería. A su vez, los elementos, el
diseño y las etapas contempladas en el procedimiento objeto
de esta solicitud, junto a las particulares cualidades del
lixiviante empleado, hacen posible realizar una lixiviación
selectiva para cobre. Esta característica resulta especialmente
relevante, ya que al no disolver el hierro, permite prescindir de
la etapa de extracción por solventes. En virtud de ello, el
procedimiento logra eliminar una de las fases que, hasta
ahora, y según lo señalado anteriormente en esta solicitud,
genera algunos de los inconvenientes de mayor envergadura
para la minería en materia de lixiviación de cobre, todos los
cuales son resueltos por medio de este procedimiento, puesto
que el citrato de cobre obtenido, sin presencia de hierro en
este estado soluble concentrado, permite eliminar dicha fase,
haciendo con ello posible pasar de forma inmediata, luego de
lixiviar, a la fase de electro- depositación, dando así solución a
los problemas descritos y logrando, a su vez, obtener cátodos
de cobre metálico de manera más segura y eficiente respecto
de todo lo conocido en la industria minera.
A su vez, el procedimiento descrito en la presente solicitud
permite alcanzar altos niveles de eficiencia productiva por
medio de la recuperación del mineral ya agotado de las pilas
de lixiviación a través de una remolienda que consiste en una
molienda húmeda en la que se emplea el lixiviante
previamente singularizado, lo que hace posible aumentar, en
un 30% - o más - la producción de cobre soluble y recuperar
los metales nobles (oro, plata y platino) así como los sulfuras
de cobre. Junto a ello, el procedimiento objeto de esta solicitud
hace posible obtener, opcionalmente, y por medio de una fase
posterior a la etapa de recuperación de pilas de lixiviación,
precipitado de cobre, lo cual amplía la gama de productos
posibles de ser obtenidos por medio de este procedimiento.
Finalmente, y como otra ventaja adicional del procedimiento
descrito en esta solicitud, resulta posible, a su vez, recuperar
el agua de proceso utilizada, con lo cual se logra prescindir de
los tranques de relaves, los que, además de un costo elevado,
generan un alto impacto ambiental.
DESCRIPCIÓN DETALLADA DE LA INVENCIÓN
Lo anteriormente expuesto resulta posible a través de la
invención objeto de la presente solicitud, que consiste en un
procedimiento hidrometalúrgico para lixiviar minerales de
óxido de cobre que permite producir cátodos, láminas o
precipitado de cobre, que utiliza un agente lixiviante orgánico
no contaminante que comprende las etapas de:
a) Lixiviación del mineral de óxido de cobre: luego del traslado
del mineral desde la mina, el procedimiento contempla la
molienda primaria, secundaria y terciaria de dicho mineral,
para su clasificación, el que es trasportado a una fase de
aglomeración para ser impregnado con una solución acuosa
(o lixiviante) compuesta por ácido tricarboxilico (CeHsOy) en
combinación con agua (H20), en una mezcla tal que logre una
acidez que varía entre un pH de 1 ,0 y 5,0; a la que puede
añadirse benzoato de sodio (C6H5COONA) o (E211) como
preservativo, el cual actúa como inhibidor de la proliferación
de microorganismos, variando su adición máxima entre el
0,05% y el 1 ,00% del peso de la solución singularizada. A
continuación, el mineral, ya impregnado, será trasladado y
acopiado en pilas - pilas de lixiviación - las que serán irrigadas
con la solución acuosa (o lixiviante) previamente especificada.
Esta irrigación se realiza mediante un manejo sistemático de
las pilas de lixiviación que consiste en dividir o parcelar las
pilas en sectores, los que son regados secuencialmente con el
lixiviante, lo que permitirá obtener un licor de cobre que, en
virtud de las propiedades de dicho lixiviante, generará un
citrato de cobre. El citrato obtenido, el cual, a su vez, no
contiene hierro ni otros contaminantes en estado soluble, es
utilizado en conjunto con el lixiviante para irrigar la pila de
lixiviación - según lo dicho, por sectores y secuencialmente -,
lo que permite incrementar la concentración del cobre soluble
hasta una concentración aproximada de 50 gramos por litro.
Dicha irrigación se extenderá hasta el agotamiento del mineral
de la pila de lixiviación, cuyo tiempo de irrigación dependerá
de la cinética de lixiviación de cada mineral. De este modo, el
resultado obtenido corresponde a un citrato de cobre soluble
concentrado y electro-depositable, lo que permite pasar
inmediatamente a la etapa de electro- depositación para la
producción de cátodos, láminas de cobre u otros productos
derivados en base a cobre. En consecuencia, el procedimiento
permite asimismo omitir la etapa de extracción por solventes,
puesto que, por una parte, el citrato de cobre obtenido carece
de hierro (y otros contaminantes), el cual no es disuelto en la
etapa de lixiviación, y, por la otra, porque es posible alcanzar
niveles de concentración de contenido de cobre soluble
adecuados para ser electro-depositados, b) Electro-
depositación: etapa posterior a la anterior y en la cual el citrato
de cobre obtenido es conducido y vaciado, mediante un flujo
controlado, a tinas de electro-depositación, las que contienen
ánodos y cátodos alimentados por un voltaje continuo que
varía entre 0,1 y 7,0 Volts, a una densidad de corriente que
varía entre 5,0 y 300,0 amperes/metro cuadrado, cuyo tiempo
de residencia dependerá del espesor del cátodo a obtener. En
consecuencia, el procedimiento permite obtener cátodos o
láminas de cobre a partir de citrato de cobre. Asimismo, el
electrolito pobre, esto es, aquel que no fue electro-depositado,
puede ser también ser utilizado, por vía de recirculación, para
irrigar, junto al lixiviante ya singularizado, las pilas de
lixiviación, contribuyendo con ello a aumentar la concentración
de cobre soluble.
c) Recuperación de pilas de lixiviación: etapa que permite
recuperar el mineral ya agotado de las pilas de lixiviación por
medio de una segunda molienda, que consiste en una
molienda húmeda en la que se emplea el lixiviante
previamente singularizado, aplicando una agitación mecánica
por un tiempo de residencia controlado, determinado conforme
a la cinética de lixiviación de cada mineral. Lo anterior genera
una pulpa que permite lixiviar el núcleo de dicho mineral la
cual, una vez filtrada, hace posible, por una parte, obtener licor
de cobre adicional y, por la otra, recuperar los metales nobles
(oro, plata y platino), así como los sulfuras de cobre, que
pudieren estar aún contenidos, por medio de procesos de
concentración o flotación.
d) Precipitado de cobre: etapa opcional, posterior a la etapa de
recuperación de pilas de lixiviación, en la que el citrato de
cobre obtenido es conducido y vertido a una piscina de
acumulamiento dentro de la cual se añade hierro +1 en
calidad de chatarra limpia. Este elemento actúa como
catalizador, atrayendo al ion de cobre soluble, luego de un
tiempo de residencia que dependerá tanto de la concentración
del citrato de cobre como de la superficie de contacto con el
hierro +1 , todo lo cual hace posible obtener un cemento o
precipitado de cobre de alta pureza (sobre un 75% de ley de
cobre).
Propiedades y características del cobre
Propiedades físicas
Cubierta del Palacio de los Deportes de México D. F.
construida en 1968 con cobre expuesto a la intemperie.
El cobre posee varias propiedades físicas que propician su
uso industrial en múltiples aplicaciones, siendo el tercer metal,
después del hierro y del aluminio, más consumido en el
mundo. Es de color rojizo y de brillo metálico y, después de la
plata, es el elemento con mayor conductividad eléctrica y
térmica. Es un material abundante en la naturaleza; tiene un
precio accesible y se recicla de forma indefinida; forma
aleaciones para mejorar las prestaciones mecánicas y es
resistente a la corrosión y oxidación.
La conductividad eléctrica del cobre puro fue adoptada por la
Comisión Electrotécnica Internacional en 1913 como la
referencia estándar para esta magnitud, estableciendo el
International Annealed Copper Standard (Estándar
Internacional del Cobre Recocido) o IACS. Según esta
definición, la conductividad del cobre recocido medida a 20 °C
es igual a 5,80 × 107 S/m.43 A este valor de conductividad se
le asigna un índice 100 % IACS y la conductividad del resto de
los materiales se expresa en porcentaje de IACS. La mayoría
de los metales tienen valores de conductividad inferiores a 100
% IACS pero existen excepciones como la plata o los cobres
especiales de muy alta conductividad designados C-103 y C-
110.44
Propiedades mecánicas
Tanto el cobre como sus aleaciones tienen una buena
maquinabilidad, es decir, son fáciles de mecanizar. El cobre
posee muy buena ductilidad y maleabilidad lo que permite
producir láminas e hilos muy delgados y finos. Es un metal
blando, con un índice de dureza 3 en la escala de Mohs (50 en
la escala de Vickers) y su resistencia a la tracción es de 210
MPa, con un límite elástico de 33,3 MPa.2 Admite procesos de
fabricación de deformación como laminación o forja, y
procesos de soldadura y sus aleaciones adquieren
propiedades diferentes con tratamientos térmicos como temple
y recocido. En general, sus propiedades mejoran con bajas
temperaturas lo que permite utilizarlo en aplicaciones
criogénicas.
Características químicas
Techumbre de cobre con pátina de cardenillo en el
ayuntamiento de Minneapolis (Minnesota).
En la mayoría de sus compuestos, el cobre presenta estados
de oxidación bajos, siendo el más común el +2, aunque
también hay algunos con estado de oxidación +1.
Expuesto al aire, el color rojo salmón, inicial se torna rojo
violeta por la formación de óxido cuproso (Cu2O) para
ennegrecerse posteriormente por la formación de óxido
cúprico (CuO).45 La coloración azul del Cu+2 se debe a la
formación del ion [Cu (OH2)6]+2.46
Expuesto largo tiempo al aire húmedo, forma una capa
adherente e impermeable de carbonato básico (carbonato
cúprico) de color verde y venenoso.47 También pueden
formarse pátinas de cardenillo, una mezcla venenosa de
acetatos de cobre de color verdoso o azulado que se forma
cuando los óxidos de cobre reaccionan con ácido acético,48
que es el responsable del sabor del vinagre y se produce en
procesos de fermentación acética. Al emplear utensilios de
cobre para la cocción de alimentos, deben tomarse
precauciones para evitar intoxicaciones por cardenillo que, a
pesar de su mal sabor, puede ser enmascarado con salsas y
condimentos y ser ingerido.
Los halógenos atacan con facilidad al cobre, especialmente en
presencia de humedad. En seco, el cloro y el bromo no
producen efecto y el flúor solo le ataca a temperaturas
superiores a 500 °C.45 El cloruro cuproso y el cloruro cúprico,
combinados con el oxígeno y en presencia de humedad
producen ácido clorhídrico, ocasionando unas manchas de
atacamita o paratacamita, de color verde pálido a azul
verdoso, suaves y polvorientas que no se fijan sobre la
superficie y producen más cloruros de cobre, iniciando de
nuevo el ciclo de la erosión.49
Los ácidos oxácidos atacan al cobre, por lo cual se utilizan
estos ácidos como decapantes (ácido sulfúrico) y
abrillantadores (ácido nítrico). El ácido sulfúrico reacciona con
el cobre formando un sulfuro, CuS (covelina) o Cu2S
(calcocita) de color negro y agua. También pueden formarse
sales de sulfato cúprico (antlerita) con colores de verde a azul
verdoso.49 Estas sales son muy comunes en los ánodos de
los acumuladores de plomo que se emplean en los
automóviles.
Disco de cobre obtenido mediante un proceso de colada
continua (99,95 % de pureza).
El ácido cítrico disuelve el óxido de cobre, por lo que se aplica
para limpiar superficies de cobre, lustrando el metal y
formando citrato de cobre. Si después de limpiar el cobre con
ácido cítrico, se vuelve a utilizar el mismo paño para limpiar
superficies de plomo, el plomo se bañará de una capa externa
de citrato de cobre y citrato de plomo con un color rojizo y
negro.
Propiedades biológicas
Artículo principal: Biología del cobre
En las plantas, el cobre posee un importante papel en el
proceso de la fotosíntesis y forma parte de la composición de
la plastocianina. Alrededor del 70 % del cobre de una planta
está presente en la clorofila, principalmente en los
cloroplastos. Los primeros síntomas en las plantas por
deficiencia de cobre aparecen en forma de hojas estrechas y
retorcidas, además de puntas blanquecinas. Las panículas y
las vainas pueden aparecer vacías por una deficiencia severa
de cobre, ocasionando graves pérdidas económicas en la
actividad agrícola.50
El cobre contribuye a la formación de glóbulos rojos y al
mantenimiento de los vasos sanguíneos, nervios, sistema
inmunitario y huesos y por tanto es esencial para la vida
humana. El cobre se encuentra en algunas enzimas como la
citocromo c oxidasa, la lisil oxidasa y la superóxido
dismutasa.6
El desequilibrio de cobre en el organismo cuando se produce
en forma excesiva ocasiona una enfermedad hepática
conocida como enfermedad de Wilson, el origen de esta
enfermedad es hereditario, y aparte del trastorno hepático que
ocasiona también daña al sistema nervioso. Se trata de una
enfermedad poco común.7
Puede producirse deficiencia de cobre en niños con una dieta
pobre en calcio, especialmente si presentan diarreas o
desnutrición. También hay enfermedades que disminuyen la
absorción de cobre, como la enfermedad celiaca, la fibrosis
quística o al llevar dietas restrictivas.51
El cobre se encuentra en una gran cantidad de alimentos
habituales de la dieta tales como ostras, mariscos, legumbres,
vísceras y nueces entre otros, además del agua potable y por
lo tanto es muy raro que se produzca una deficiencia de cobre
en el organismo.
Precauciones sanitarias del cobre
A pesar de que el cobre es un oligoelemento necesario para la
vida, unos niveles altos de este elemento en el organismo
pueden ser dañinos para la salud. La inhalación de niveles
altos de cobre puede producir irritación de las vías
respiratorias. La ingestión de niveles altos de cobre puede
producir náuseas, vómitos y diarrea. Un exceso de cobre en la
sangre puede dañar el hígado y los riñones, e incluso causar
la muerte.52 Ingerir por vía oral una cantidad de 30 g de
sulfato de cobre es potencialmente letal en los humanos.
Para las actividades laborales en las que se elaboran y
manipulan productos de cobre, es necesario utilizar medidas
de protección colectiva que protejan a los trabajadores. El
valor límite tolerado es de 0,2 mg/m³ para el humo y 1 mg/m³
para el polvo y la niebla. El cobre reacciona con oxidantes
fuertes tales como cloratos, bromatos y yoduros, originando un
peligro de explosión. Además puede ser necesario el uso de
equipos de protección individual como guantes, gafas y
mascarillas. Además, puede ser recomendable que los
trabajadores se duchen y se cambien de ropa antes de volver
a su casa cada día.52
La Organización Mundial de la Salud (OMS) en su Guía de la
calidad del agua potable recomienda un nivel máximo de 2
mg/l.53 El mismo valor ha sido adoptado en la Unión Europea
como valor límite de cobre en el agua potable, mientras que
en Estados Unidos la Agencia de Protección Ambiental ha
establecido un máximo de 1,3 mg/l.54 El agua con
concentraciones de cobre superiores a 1 mg/l puede ensuciar
la ropa al lavarla y presentar un sabor metálico
desagradable.54 55 La Agencia para Sustancias Tóxicas y el
Registro de Enfermedades de Estados Unidos recomienda
que, para disminuir los niveles de cobre en el agua potable
que se conduce por tuberías de cobre, se deje correr el agua
por lo menos 15 segundos antes de beberla o usarla por
primera vez en la mañana.52
Las actividades mineras pueden provocar la contaminación de
ríos y aguas subterráneas con cobre y otros metales durante
su explotación así como una vez abandonada la minería en la
zona. El color turquesa del agua y las rocas se debe a la
acción que el cobre y otros metales desarrollan durante su
explotación minera.
3.3.3) MINERALES AURÍFEROS
Los principales minerales de sulfuro de cobre son calcopirita
(CuFeS2), calcocita (Cu2S), covelita (CuS), bornita
(Cu5FeS4), tetraedrita ((Cu,Fe)12Sb4S13) y enargita
(Cu3AsS4). La fuente principal de cobre es la de depósitos de
mineral pórfido en la que uno o una combinación de los
minerales antes mencionados se produce. Un mineral de
sulfuro cobre típico contiene varios niveles de tipos de sulfuro
de hierro que generalmente incluyen pirita (FeS2) y pirrotita
(Fe1-xS). A menudo están presentes oro y plata que o bien
pueden asociarse con los sulfuros o estar libres. Las partículas
ganga pueden estar formadas por una gama de minerales de
silicato desde cuarzo hasta talco y arcillas. También pueden
estar presentes carbonatos de mineral ganga.
Cuando son liberados, los minerales de sulfuro de cobre
típicos son relativamente fáciles de flotar.
Cuando no existen problemas metalúrgicos importantes, la
producción de un grado suficientemente alto de concentrado
de cobre es generalmente el objetivo. A menudo el problema
primario de control del grado está relacionado con minerales
de sulfuro de hierro ya que estos también flotan con el cobre,
diluyendo el grado de concentrado de cobre. Esto se
relaciona: 1) los niveles de mineral de sulfuro son
normalmente mucho más altos que los de concentrado de
cobre, 2) los colectores de flotación de sulfuro pueden también
flotar bien los sulfuros de hierro, 3) la liberación puede ser un
problema haciendo difícil la separación del cobre y del hierro,
y 4) partículas finas son a menudo más difíciles de separar.
Un desafío frecuente y molesto es el que metales preciosos
(oro y plata) están a menudo presentes en los sulfuros de
hierro y el rechazo de estos minerales afecta
económicamente.
Limos de ganga (típicamente arcillas y talco) pueden ser un
problema debido a su adherencia preferencial a las superficies
de las burbujas la que "desplaza" los minerales de cobre
recolectados hacia las burbujas. El desplazamiento de limos
de ganga hacia los concentrados también puede presentar
problemas importantes de dilución de concentrados así como
requerir tiempos de residencia de flotación mucho más altos
para asegurar una alta recuperación del mineral de cobre. En
una planta donde la capacidad de flotación es fija, esto
significa recuperaciones de cobre más bajas. Dispersores
tales como silicato de sodio, poliacrilatos, y hexametafosfato
de sodio a menudo se utilizan para minimizar la adhesión a las
burbujas de los limos finos de ganga y minimizar el impacto en
la recuperación de cobre. Por otro lado CMC (celulosa
carboximetil), dextrina, o almidones pueden ser eficientes
depresores de ganga.
La depresión de mineral de sulfuro de hierro es controlada
normalmente con la adición de cal a niveles de pH tan altos
como 11+. Mientras algunas operaciones flotan a un pH
natural, por lo menos en el desbaste, en estos casos la
combinación de una selección de reactivos y la flotabilidad de
la pirita son controlables. Incluso cuando el pH neutral es
usado en el desbaste, las etapas de flotación más limpias
generalmente se llevan a cabo a un pH más alto para
asegurar la depresión del sulfuro de hierro. Cuando el oro está
presente y con un valor significativo, desafortunadamente la
cal puede también reducir las recuperaciones de oro
principalmente si esta libre o asociada con minerales de
sulfuro de hierro.
El cianuro puede también ser un efectivo depresor de sulfuro
de hierro, en donde es permitido su uso , pero el cianuro
puede solubilizar los iones metálicos los cuales pueden activar
un amplio rango de minerales de sulfuro, que pueden impactar
negativamente la selectividad de la flotación. En algunos
casos, se pueden utilizar la ceniza de sosa o la sosa caústica
para controlar la selectividad de la flotación. Otra opción que
ha sido de beneficio es utilizar pulpa de pre-aeración la cual
puede provocar oxidación en las superficies del sulfuro mineral
más reactivas haciéndolas menos flotables; desde luego, la
efectividad de esta técnica depende de las características de
la mineralización y del circuito.
Reactivos estándar de colectores de flotación de sulfuro de
cobre son colectores de clase tiol con base de sulfuro que
pueden agruparse en las principales familias de xantato,
ditiofosfato, tionocarbamato y tiocarbamato. Otras químicas
también son efectivas y llenan clases separadas pero con una
característica general común, estas casi siempre tienen
átomos de sulfuro de doble adherencia en su estructura a
través de la cual la adherencia química a la superficie del
mineral de cobre se lleva a cabo. La selección de un reactivo
colector de flotación eficaz depende de los minerales de
sulfuro presentes, sus asociaciones en el mineral y las
características de circuito. Debido a que un mineral
típicamente tiene más de un tipo de mineral de sulfuro de
cobre, a menudo la combinación de los colectores de flotación
se utiliza para maximizar el desempeño metalúrgico. Estos se
agregan en forma separada o como se está haciendo más
comúnmente, se suministra como productos mezclados para
optimizar la flotación.
Los espumantes son una consideración importante en el juego
de reactivos de flotación. Las químicas de los espumantes son
de rangos amplios y generalmente incluyen alcoholes de
diferentes estructuras y pesos moleculares, aldehídos/esteres
y glicoles y con estos utilizados solos o como mezcla. Estos
modifican la tensión de la superficie de la burbuja lo cual
afecta la formación del tamaño de la burbuja, la hidrodinámica
de la superficie de la burbuja y la capacidad de llevar el
mineral sobre la superficie de la célula toda lo cual impacta la
flotación y optimización del sulfuro de cobre. A menudo la
combinación de colector-espumante se debe considerar y
evaluar para optimizar el rendimiento del circuito de flotación.
Minerales oxidados ("manchados") presentan cuestiones de
recuperación por flotación, las cuales a menudo son
importantes. En los lugares en donde los minerales oxidados
son una cuestión discernible las opciones de tratamiento
incluyen cambios en el colector de flotación y sulfatación ya
sea con metabisulfuro o SO2. La flotación de sulfuro de
minerales de óxido de cobre (como malaquita, azurita) no es
posible con colectores de flotación de mineral sulfidrilo y ya
sea que se requieran otro tipo de colectores de oxido o se
deben considerar rutas alternas de beneficio del mineral.
• El cobre nativo
El cobre nativo, que hoy raramente se utiliza con fines
industriales, ya que es preferible extraer de los minerales
más abundantes como cuprita, la calcopirita , covelina y la
tetraedrita.
Se encuentra en cantidades relativamente pequeñas en:
Europa Alemania Finlandia, Rusia Ems en Hesse-Nassau
de Cornualles (Reino Unido), en Puget Théniers (Francia);
Italia Val di Cecina (provincia de Pisa) Impruneta
([provincia [de Florencia]]) Valmalenco (Provincia de
Sondrio) y Saint-Marcel (Valle de Aosta); América del Sur:
Bolivia, Chile; EE.UU.: Lago Superior (muestras de varias
toneladas), Arizona, Nueva Jersey y Nuevo México.
Minerales oxidados
Incluso el uso de los óxidos es hoy muy limitado debido a
la baja cantidad de mineral disponible. En el caso de los
óxidos es posible seguir a un procedimiento de producción
similar a la de hierro.
Minerales de sulfuro
El mineral de sulfuro es la principal fuente de cobre
primario.
Después de la extracción en las minas, los minerales son
aplastados y se muele para obtener una granulometría
adecuada a las etapas siguientes, en las que separan los
agregados a partir de fracciones ricas en cobre.
Por flotación los polvos emulsionados con líquidos
tensioactivos se colocan en tanques de gran tamaño
desde la que se eliminó la superficie de la espuma es rica
en alambique de cobre unido al azufre. Se obtienen a
continuación, de los lodos, los cuales se secó y se
concentró en los pasos posteriores: en un primer momento
mecánicamente (concentración) y, a continuación
térmicamente (torrefacción).]
3.3.4) DEPÓSITOS AURÍFEROS
PÓRFIDOS DE COBRE - Son yacimientos formados por
circulación de fluidos hidrotermales ligados a la última etapa
de intrusión de stocks subvolcánicos de composición
tonalítica, granodiorítica, monzogranítica o andesitica de
naturaleza calco-alcalina.
Formación en arcos magmáticos (Batolito de la Costa,
Batolito de Pomahuaca, Batolito de Abancay)
Mineralización de cobre localizada en rocas ígneas
intrusivas, porfiríticas intermedias a félsicas.
En chimeneas brechosas, zonas con intenso fallamiento y
fracturamiento.
Baja ley, gran tonelaje, forma irregular
Cerro Corona 6Mt @1.4 g/t Au 40Mt @ 1.33 g/t Au,
0.7% Cu
Cañariaco 365 Mt @ 0.5% Cu
La Granja 800 Mt @ 0.61% Cu
Galeno 430 Mt @ 0.6% Cu, 0.2 g/t Au
Michiquillay 630 Mt @ 0.69% Cu
Minas Conga 641 Mt @ 0.3% Cu, 0.8 g/t Au
3.3.5) PROYECTOS CUPRÍFEROS EN EL PERÚ
El Perú -según el Ministerio de Energía y Minas- tiene una
cartera de inversión en minería cuprífera de
aproximadamente 25 mil millones de dólares, entre
programas de ampliación de las actuales operaciones y
proyectos de exploración y explotación.
Entre las más importantes inversiones destinadas a la
ampliación de operaciones mineras—cupríferas podemos
citar a Southern Perú Copper Corporation, sucursal del Perú
que tiene previsto expandir la capacidad de procesamiento
de concentrados en sus yacimientos de Toquepala (Tacna)
y Cuajone (Moquegua), con una inversión de 600 millones
de dólares.
Por su parte, Compañía Minera Antamina S.A., que trabaja
el mayor yacimiento de cobre-zinc del Perú, tiene
planificado invertir más de 1,100 millones de dólares para
ampliar sus operaciones mineras en Ancash.
Y Sociedad Minera Cerro Verde S.A.A., tiene programado
invertir 1,000 millones de dólares en sus operaciones
mineras ubicadas en laregión Arequipa.
En cuanto al desarrollo de nuevos proyectos cuprífero,
Southern Perú Copper Corporation, sucursal del Perú, tiene
confirmada una inversión de 950 millones de dólares para
sacar adelante el proyecto Tía María en Arequipa.
Mientras que Minera Chinalco Perú S.A. ya tiene
comprometida una inversión de 2,200 millones de dólares
en el proyecto Toromocho en Junín.
Otros dos importantes proyectos que se encuentran en la
etapa de estudios de factibilidad son Rio Blanco en Piura,
de la empresa minera Río Blanco Copper S.A., donde se
prevé una inversión de 1,440 millones de dólares; y
Quellaveco en Moquegua, de Anglo American Quellaveco
S.A., cuya puesta en operación significará una inversión de
3,000 millones de dólares.
Asimismo, en etapa de exploración figuran una serie de
proyectos, entre los que destacan: Las Bambas en
Apurímac - Xstrata Perú S.A., que implicará una inversión
de US$ 3,600 millones; Galeno en Cajamarca - Lumina
Copper S.A.C. (US$ 2,500 millones); Antapaccay en Cusco
- Xstrata Perú S.A. (US$ 1,300 millones); Los Chancas en
Apurímac - Southern Perú Copper Corporation, sucursal del
Perú (US$ l,200millones).
También están Cañarico en Lambayeque - Compañía
Minera Oro Candente S.A. (US$ 1,200 millones); La Granja
en Cajamarca -Río Tinto Minera Perú Limitada S.A.C. (US$
1,000 millones); Constancia en Cus-eo -Norsemont Perú
S.A.C. (US$ 846 millones); Michiquillay en Cajamarca -
Anglo American Michiquillay S.A. (US$700 millones).
Producción nacional
El Perú reportó una producción anual para el 2009 de 1.27
millones toneladas métricas de cobre, lo que significó un
crecimiento de 0.5% con relación año 2008, cuando se
registraron 1.26 millones de TM.
Hay que subrayar que la producción cuprífera peruana se
ha triplicado en los últimos años, pues en 1995 apenas
registraba una producción de 409 toneladas métricas.
Este importante crecimiento de la minería cuprífera es
producto de la inversión que concentró el sector, tanto en
las áreas de exploración y explotación; así como por la
implementaciónde mejoras tecnológicas para alcanzar
mayores niveles de eficiencia en las distintas fases
productivas.
Estabilidad y paz social
El Perú tiene grandes oportunidades para desarrollar su
minería cupríferay consolidarse como el segundo productor
mundial de cobre.
Enese sentido, es indispensable que nuestra nación
continúe garantizando la estabilidad jurídica, económica y
política, así como la paz social, a fin de hacer realidad los
proyectos mineros descritos y que nuevos inversionistas
apuesten por la minería del Perú.
SOUTHERN COPPER (SCC)
Su utilidad neta cayó 14% interanual, y no fue peor gracias
a su plan de crecimiento, aspectos cambiarios y el bajo
precio del petróleo. No obstante, tiene uno de los costos de
operación más bajos de la industria y un bajo
apalancamiento, por lo que tiene flexibilidad para continuar
operando y creciendo. “Podemos seguir invirtiendo para que
los proyectos maduren en épocas duras”, dijo a SE Raúl
Jacob, CFO de SCC. “Cuando estén listos, entrarán en un
momento muy bueno [cuando el precio del cobre repunte]”.
SCC continuará con su agresivo crecimiento e invertirá
US$2,700 millones en el 2015, lo que incluye Tía María y la
ampliación de Toquepala. Probablemente aproveche la
coyuntura de precios bajos para realizar adquisiciones o
asociaciones, como Quellaveco.
ANGLO AMERICAN (AAL)
Su ebitda cayó 8% interanual en el 1S14 y será 35% menor
en el 2S14, estima Thomson Reuters Eikon (aún no publica
los resultados). AAL está en proceso de recorte de gastos y
costos, y venta de activos ante el fin del boom minero. En el
Perú se retiró de Michiquillay, proyecto en etapa inicial que
no iba a otorgarle un retorno en el corto plazo. Hasta ahora
éste es el proyecto más afectado por la caída del precio.
AAL sí planea desarrollar Quellaveco, pero buscará
compartir la inversión dado su apalancamiento. SCC es el
candidato natural para un joint venture, pues tiene
operaciones en la zona.
MMG
Continuará desarrollando su proyecto de bandera Las
Bambas(avance del 80%) pese al fuerte aumento de la
inversión requerida (US$10,000 millones). El proyecto ya
está financiado y MMG tiene el respaldo de la estatal China
Minmetals.
FREEPORT-MCMORAN (FCX)
Es una de las mineras más golpeadas, pues está expuesta
al cobre (56% de sus ventas) y al petróleo (19%), que
también ha caído. Registró una pérdida neta de US$2,852
millones en el 4T14. Ha enfocado sus recortes en
hidrocarburos, no en minería. La ampliación de Cerro
Verde en Arequipa sigue en marcha (50% de avance al
2014), y está financiada.
FIRST QUANTUM (FQM)
Viene siendo afectada por los cambios tributarios en
Zambia, donde desarrolla el proyecto Trident. La empresa
refinanció parte de su deuda y recortó significativamente su
gasto de capital presupuestado para construir su proyecto
Cobre Panamá este año.
El proyecto cuprífero peruano Haquira, el siguiente en su
cartera, continuará avanzando pese a la coyuntura, asegura
Mike Parker, country manager del Perú y Argentina.
“Podemos avanzar cómodamente los trabajos actuales
[estudios y trámites] porque no implican una inversión muy
alta”, asegura.
RIO TINTO (RIO)
La caída del cobre no le afecta tanto: el metal apenas
supera el 10% de sus ventas, y si se mantiene el precio en
US$2.50 por libra (US$5,510/t), su ebitda se reduciría
menos de 3%, según el banco de inversión BMO. Además,
no está muy apalancada y tiene una buena calificación
crediticia, destaca BMO, por lo que podrá continuar
desarrollando sus proyectos en cartera.
Así, La Granja continuará avanzando, aunque está a nivel
de prefactibilidad y viene siendo rediseñado. La decisión de
construcción recién se tomará en el mediano plazo, y
dependerá de cuán rápido avance respecto a Resolution, el
otro proyecto cuprífero de RIO.
CAPÍTULO IV
MERCADO DEL COBRE
4.1) PRECIO REAL DEL COBRE
Al primer trimestre de 2015 el precio del cobre ha mantenido una
tendencia a la baja, registrando un mínimo de 244,5 ₵US$/lb el 29
de enero pasado y promediando 264 ₵US$/lb (figura 1). En los días
previos a la publicación de este informe, el precio del cobre mostró
un cambio en la tendencia que traía desde julio pasado, lo cual se
debe principalmente a la depreciación del dólar, débiles indicadores
económicos de Estados Unidos, la consolidación de un año de
crecimiento de la Eurozona, posibles acuerdos de Grecia e
información proveniente de China respecto a una importante
expansión del crédito de la banca, cifra que superó las previsiones
de mercado, compensando el riesgo de una menor demanda de
cobre.
Entre las variables que han influenciado con mayor fuerza la
trayectoria del precio del cobre durante el primer trimestre destacan
la trayectoria del dólar en los mercados externos (medido a través de
la evolución del Dolar Index) y la actividad de inversiones y
especuladores en contratos a futuros (medido por índice Managed
Money Trader del COMEX), ver figura 3. En el caso del dólar,
comentado anteriormente, la tendencia a su apreciación significó el
encarecimiento del cobre para los demandantes europeos y
asiáticos, desincentivando su demanda. Por otra parte,
inversionistas y especuladores aumentaron sus posiciones de venta
neta de contratos a futuros desde fines de 2014 inducidos por la
abrupta baja del petróleo a consecuencia de que la OPEP decide no
recortar producción. Situación que prevaleció hasta mediados de
febrero, cuando expectativas de nuevas medidas de estímulos
monetarios en China y posteriormente la decisión de la FED de
aumentar más pausadamente la tasa de interés en EE.UU generó
una posición de compra neta de contratos impulsando el precio
durante marzo.
4.2) PRODUCCIÓN NACIONAL Y MUNDIAL DEL COBRE
4.2.1) PRODUCCIÓN MUNDIAL DEL COBRE [6]
En esta sección se presenta el consumo de cobre refinado de los
principales países demandantes para los años 2013 y 2014. Durante el
año 2014 el consumo de cobre refinado mundial totalizó 22.905 mil TM,
ubicándose sobre lo registrado en 2013 en 1.865 mil TM, lo que
corresponde a un crecimiento de 8,9%. En el periodo considerado, el
país que registró el mayor incremento en términos absolutos fue China,
con un aumento de 1.522 mil TM respecto al mismo periodo de 2013, lo
que representa un crecimiento de 15,5%. El resto de los países que
evidenciaron aumentos importantes en el consumo de cobre refinado
fueron Italia (113 mil TM) y Rusia (108 mil TM), con tasas de 20,4% y
22,3%, respectivamente. Por otra parte, de los principales países
consumidores de cobre refinado, Turquía no registró crecimiento
respecto a 2013, manteniendo su consumo anual en 453 mil TM. De
manera similar, Estados Unidos e India tuvieron los menores
crecimientos de consumo de cobre entre los principales países, con 1,6%
y 2,2%, respectivamente.
En 2014 la producción de cobre mina mundial alcanzó las 18.428
mil TM (Tabla 2), registrando un incremento de 141 mil TM respecto a
2013, esto es un crecimiento de 0,8%. Los países que evidenciaron los
mayores incrementos en términos absolutos fueron R.D. del Congo (182
mil TM) y Estados Unidos (106 mil TM). En tanto, los países que
registraron los mayores crecimientos respecto a su producción de cobre
mina fueron Mongolia (33%), R.D. del Congo (22,3%) y Canadá (10,1%).
Por su parte, aquellos países que registraron las mayores disminuciones
en la producción de cobre mina respecto a su producción del año 2013
en términos absolutos fueron Indonesia (141 mil TM), Zambia (81 mil TM)
y China (75 mil TM). Mientras que los países que presentaron tasas de
crecimiento negativas fueron Indonesia (-28,6%), Irán (-10,5%) y Zambia
(-9,6%).
En la figura 6 se exponen las tasas de crecimiento de los
principales países productores de cobre mina, en general se mantienen
las tendencias revisadas en el informe anterior.
El la figura 7 se presentan las participaciones en la producción de
cobre refinado en los años 2013 y 2014 para los principales países
productores. Se puede apreciar el incremento en la producción de cobre
mina de Estados Unidos, pasando de 6,8% a 7,4%, R.D. del Congo (de
4,5% a 5,5%), Canadá (de 3,5% a 3,8%), México (de 2,6% a 2,8%), entre
los que más destacan
4.2.2) PRODUCCIÓN NACIONAL DEL COBRE [6]
Tabla Nº 2
PRINCIPALES MINAS CUPRIFERAS
4.3) IMPORTANCIA ECONÓMICA DEL COBRE
En febrero continuó la tendencia positiva iniciada en el presente
año respecto a la producción cuprífera nacional, cuando se registró un
volumen de 112,895 T.M.F., que es 21.68% mayor al obtenido en
similar periodo del año anterior; y en el acumulado enero-febrero, la
producción asciende a 224,750 T.M.F. representando un incremento
de 20.77%.
Destaca el aporte productivo de las empresas que lideran la
actividad minera nacional de cobre, que en conjunto representan el
94.94%: Cía. Mra. Antamina S.A. (principal empresa productora de
cobre en el Perú) registró una producción de 38,080 T.M.F., volumen
productivo que representa un crecimiento de 41.28%. Por su parte,
Southern Perú Copper Corp. (25,486 T.M.F.) registró un incremento
de 16.76% en sus unidades Cuajone, Toquepala 1 y Totoral.
Sociedad Minera Cerro Verde S.A.A., produjo 18,514 T.M.F. con lo
que incrementó en 2.22% la producción en su unidad minera ubicada
en la región Arequipa. Cía. Mra. Milpo S.A.A. produjo 3,648 T.M.F. de
cobre que generó resultados positivos en 49.02% respecto a similar
periodo del año anterior como consecuencia del buen desempeño de
su unidad Cerro Lindo en la región Ica, la cual viene registrando
mejoras en la productividad a consecuencia de la ampliación de su
planta de beneficio. Por su parte, Gold Fields La Cima S.A., reporta
una producción de 2,522 T.M.F. que evidencia un crecimiento de
3.70% en el periodo, resultado del buen desempeño de su unidad
Cerro Corona en Cajamarca.
Cabe destacar el crecimiento de la producción de Sociedad Minera
El Brocal S.A.A. en 326.16% (4,334 T.M.F.), generado principalmente
por el desempeño de su unidad Colquijirca N°1 –en la región Pasco–
sobre la cual se han venido ejecutando inversiones de ampliación de
su planta de procesamiento, proyectándose que obtenga su máximo
rendimiento desde el segundo trimestre del presente año;
4.3.1) CAÍDA EN LA PRODUCCIÓN MUNDIAL DEL COBRE
La producción de cobre alcanzó las 99,718 toneladas
métricas finas (TMF) en febrero de este año, un 11.69% menos
en comparación con el mismo mes del 2014, informó el
Ministerio de Energía y Minas.
La mayor extracción de este metal se obtuvo en la región
Áncash, que tuvo una participación del 25.42% del total
nacional, pese a que su producción decreció en 25.93%.
Mientras que Arequipa obtuvo una participación de 14.86%,
con un descenso de 24.05% en su capacidad extractiva.
También se extrajo menos estaño. La producción de este metal
en el mismo periodo de análisis fue de 1,625 TMF, lo que
significó una caída de 10.49%.
PROD U C C ION M U NDIAL DEL COBRE
Figura Nº 3
PRINCI P ALES P R ODU C TORES DE COBRE EN EL M U N D O
Figura Nº 4
*
4.3.4) FACTORES QUE ESTÁN IMPULSANDO EL PRECIO DEL COBRE
Es complejo es el momento que vive actualmente la pequeña y
mediana minería del mayor productor de cobre en chile, según
argumentaron diversos actores del sector. Factores como la
caída internacional del precio del cobre, el bajo monto que
ofrece Enami por el mineral de baja ley y el alza de los insumos
como los explosivos o el material de perforación, inciden
directamente en el aumento de los costos de producción, lo que
ha llevado a la paralización de proyectos y el abandono de los
mineros de las faenas.
Para Hernán Urquieta, director de Sonami y presidente de la
Asociación Minera de Andacollo, en la región de Coquimbo, la
pequeña minería se encuentra prácticamente paralizada porque
se está bajo la línea de los costos de producción que rondan
entre los US$ 3 a US$ 3,10 la libra. “Por eso estamos viendo
con la Comisión de Minería de la Cámara de Diputados la
posibilidad de crear una ley de fomento para la pequeña
minería. En Andacollo lo que sucede es dramático, de 112
plantas procesadoras de minerales, solo van quedando cuatro”,
sostuvo.
En Tierra Amarilla, en la región de Atacama la situación es
similar. Según Mario Morales, presidente de la Asociación
Minera de la ciudad, la actividad del sector minero es solo de un
50% con respecto a 2013. “Hay varios proyectos paralizados,
de hecho Enami tiene en la región la planta Matta que puede
procesar 70.000 toneladas, pero apenas recibe 30.000. En
estos momentos solo están quedando los mineros históricos,
que se mantienen a pesar del difícil panorama”, afirmó.
Junto con esto, a juicio de Pedro Gaete, presidente de la
Asociación Minera de El Salado, en Atacama, el bajo precio que
paga Enami por el mineral de baja ley, impide claramente en
que se inicien o reabran las faenas paralizadas. “Nosotros
pedimos que la planta de la estatal favorezca al mineral de baja
ley, pues lo que paga Enami no alcanza a cubrir ni siquiera un
flete”, aseguró.
Asimismo, los distintos actores concuerdan en que otros
factores que también han incidido en el estancamiento de la
actividad minera en el norte del país, como son los elevados
costos de transporte y de los insumos básicos que requieren los
medianos y pequeños proyectos, como los explosivos o el
material de perforación, además de constantes problemas con
Enami ante los elevados cargos de tratamiento cuando hay
sobrestock.
Urquieta explicó que todos estos factores han incidido en
recortes de personal por parte de las mineras. “La paralización
el mes pasado de Michilla de Antofagasta Minerals, en la
Segunda Región, que era mediana minería, significó el despido
de 400 personas. Según los informes que han llegado a
Sonami, a la fecha hay 45.000 puestos de trabajo menos en el
sector, entre contratistas y gente directa de las empresas”,
subrayó.
En Sonami coinciden en que la pequeña y mediana minería
son las más vulnerables ante una disminución del precio de los
metales, y reconocen que existen instrumentos que permiten
atenuar el impacto en estos productores. “Está el mecanismo
de sustentación de precios del cobre, que establece que si el
precio del metal es menor al valor de largo plazo fijado por el
Ministerio de Hacienda, la diferencia entre ambos se financia
con un crédito de hasta 30 centavos por libra”, afirmó el
presidente del gremio, Alberto Salas.
Para Morales, es fundamental establecer esa política de
inmediato puesto que las faenas solo se están manteniendo.
“Enami debería sustentar desde ya a la pequeña y mediana
minería como sucedió en casos anteriores similares, y después
se devuelve cuando el precio del cobre vuelva a subir. De
hecho hay US$1.600.000 en la entidad por lo cobrado a los
mineros anteriormente en una situación parecida”, afirmó.
Otros instrumentos que atenuarían el impacto que han sufrido
las pequeñas y medianas mineras ante el bajo precio del cobre,
según explicaron en Sonami, implican aumentar la cantidad de
plantas procesadoras e incluso buscar alternativas distintas a
Enami, y que no se les exija un plan de cierre y abandono de
faenas principalmente a las medianas mineras, puesto que
según Urquieta “significa tener varios millones de dólares en
espera hasta cumplir con el programa una vez que se
abandone la faena. De hecho, aunque sea por un año, a las
pequeñas y medianas mineras no deberían exigirles ni plan
minero ni plan de explotación ni plan de cierre”, recalcó.
Finalmente, para dar un impulso a la reactivación del sector,
los actores proponen que las grandes mineras arrienden
espacios no explotados a los pequeños y medianos mineros.
“En el tema de la propiedad minera, por ejemplo, las grandes
mineras, como la estatal Codelco, tienen millones de hectáreas
concesionadas y no las arriendan a la pequeña o mediana
minería, de esa manera, todos se beneficiarían”, concluyó
Urquieta
CAPÍTULO V
MÉTODOS DE BENEFICIO
5.1) PROCESO DE FLOTACIÓN
La flotación en espuma, aprovecha las diferencias en las
propiedades físico- químicas de la superficie de las partículas
minerales. Después del tratamiento con reactivos, las diferencias
en las propiedades superficiales de los minerales que contiene la
pulpa de flotación son aparentes. Para producirse tal proceso,
una burbuja de aire se debe unir a una partícula de mineral y ser
elevada hasta la superficie del agua. El proceso se aplica
únicamente a partículas relativamente finas ya que si son
demasiado grandes, la adhesión entre la partícula y la burbuja será
menor que el peso de la partícula, por lo tanto la burbuja deja caer
su carga. [3]
En la concentración por flotación, el mineral normalmente es
transferido a la espuma o fracción flotante, dejando la ganga en la
pulpa o las colas. Las burbujas de aire solamente se pegan a las
partículas minerales si estas desplazan agua de la superficie
mineral, lo cual únicamente sucede si el mineral repele en cierta
medida al agua o es hidrofobico. Una vez que las burbujas de
aire que alcanzan la superficie, únicamente pueden continuar
sosteniendo la partícula mineral si forman una espuma estable,
de otro modo revientan y cae la partícula mineral. Para alcanzar
estas condiciones, es necesario usar los numerosos reactivos
químicos conocidos como reactivos de flotación. [3]
La flotación del COBRE puede hacerse en el metal nativo, teluro o
minerales asociados al COBRE, principalmente sulfuros de cobre,
plomo y arsenopirita. Los minerales de COBRE pueden clasificarse
en 3 grupos generales respecto a la flotación [3]:
• Minerales que no se prestan a la flotación, o que pueden
tratarse más fácilmente por otros procedimientos.
• Minerales que se tratan fácilmente por flotación, así como el
COBRE libre y minerales en los cuales el COBRE está asociado
con otros compuestos metálicos.
• Minerales que requieren la combinación de varios
procedimientos. La flotación se aplica en este caso de varios
modos: flotando los minerales refractarios, dando a una pequeña
parte del mineral primitivo un tratamiento especial. La flotación
se usa también para separar las cianicidas, así como otras
sustancias que son perjudiciales para la cianuración como el
cobre el carbón grafito y otros elementos.
La flotación del COBRE libre requiere la extracción preliminar de las
fracciones de tamaños mayores por concentración gravimétrica (el
COBRE mayor de 0.2 mm. debe extraerse antes de la flotación). El
tamaño límite de las partículas a flotar depende de las formas de las
partículas y de sus superficies. [3]
La mayor parte de los minerales en estado natural no son repelentes
al agua y por tanto conviene agregar reactivos de flotación a la
pulpa. Los reactivos más importantes son los colectores, los cuales
son adsorbidos sobre las superficies de los minerales y los
convierte en hidrofobitos (aerofílicos) facilitando su adhesión a la
burbuja. Los espumantes ayudan a mantener una espuma
razonablemente estable. Los reguladores se usan para controlar el
proceso de flotación, activando o deprimiendo la adherencia de las
partículas minerales a las burbujas de aire y también se utilizan para
controlar el pH del sistema. [3]
5.1.1) COLECTORES
Todos los minerales se clasifican en tipos no polares o polares
según sus características superficiales.
La superficie de los minerales no polares, se caracteriza por
enlaces moleculares relativamente débiles. Los minerales
están compuestos de moléculas covalentes que se mantienen
juntas por las fuerzas de Van der Waals; las superficies no
polares no se unen fácilmente a los dipolos del agua y como
consecuencia resultan hidrofóbicas.
Los minerales con un fuerte enlace superficial covalente o
iónico, se conocen como de tipo polar y exhiben altos valores
de energía libre en la superficie polar. Las superficies
polares reaccionan fuertemente con las moléculas de agua y
estos minerales son naturalmente hidrofilitos.
Para flotar los minerales se les debe impartir cierta calidad
hidrofobica,lo cual se logra agregando surfactantes a la pulpa.
Los que se conocen como colectores y el tiempo concedido
para la adsorción durante la agitación se conoce como
periodo de acondicionamiento. Los colectores son
compuestos orgánicos que convierten a los minerales
seleccionados en repelentes al agua por la adsorción de
moléculas o iones sobre la superficie mineral, reduciendo la
estabilidad de la capa hidratada que separa la superficie
mineral de la burbuja de aire, hasta un nivel tal que la
adhesión de la partícula a la burbuja puede hacerse por
contacto.
Las moléculas de colector pueden ser compuestos ionizados,
los cuales se disocian en iones dentro del agua, o
compuestos no ionizados que son prácticamente insolubles
y vuelven repelente al agua del mineral cubriendo su
superficie con una delgada capa.
Los colectores ionizados, se clasifican de acuerdo con el tipo
de ion, anión, catión, que produce el efecto de repulsión al
agua dentro de ella.
Debido a la atracción química, eléctrica o física entre las
porciones polares y los sitios de la superficie, los colectores
se adsorben sobre las partículas con su extremo no polar
orientado hacia la masa de la solución, impartiendo de
este modo características hidrofóbicas a las partículas.
En general, los colectores se usan en pequeñas
cantidades, solo las necesarias para formar una capa
monomolecular sobre la superficie de la partícula, ya que al
aumentar la concentración aparte del costo, tiende a flotar
otros minerales, reduciendo la selectividad. Siempre es más
difícil eliminar el colector ya adsorbido que evitar su adsorción.
Una concentración excesiva de un colector, también puede
tener un efecto adverso sobre la recuperación de los
minerales valiosos, posiblemente debido al desarrollo de
multicapas de colector sobre las partículas reduciendo la
proporción de radicales hidrocarburos orientados hacia la
masa de solución. De este modo, se reduce la
hidrofobicidad de las partículas y por tanto, su capacidad de
flotación. El límite de flotación se puede extender sin
perder la selectividad, usando un colector de
hidrocarburo con una cadena más grande, produciendo de ese
modo una mayor repulsión al agua que si se aumentara de un
colector de cadena más corta.
El colector agregado a la cabeza del sistema de flotación,
normalmente es relativamente fuerte y no selectivo para
promover una recuperación máxima. Muchas veces se
agrega un colector más débil, más selectivo al concentrado
primario para mejorar el concentrado final que se produzca.
Cave resaltar que los colectores empleados para la flotación
del mineral de Minera Koricolqui fueron el Z-11, el cytec Rag
3418 y el cytec Rag 3, los cuales mostraron resultados
satisfactorios en el proceso empleado
Colectores Aniónicos:
Son los colectores que más se usan en la flotación de
minerales y se pueden clasificar en dos tipos de acuerdo a la
estructura del campo polar. Los colectores oxidrilo: Que
tienen como grupos polares aniones orgánicos y sulfa-
ácidos y que, como en todos los colectores aniónicos, no
presentan al catión como interventor importante en la
reacción reactivo- mineral. Los colectores oxidrilo en general
son ácidos orgánicos o jabones. Los xantatos son los más
importantes para la flotación de minerales sulfurados y se
preparan haciendo reaccionar un hidróxido alcalino, un
alcohol y un bisulfato de carbón:
ROH + CS2 + KOH = RO.CS.SK + H2O
Donde R hidrocarburo que normalmente contiene de uno
hasta seis átomos de carbono; los xantatos que mas
ampliamente se usan son el etilo, isopropílico, isobutílico,
amílico y hexílico. La reacción entre los minerales
sulfurados y los colectores sulfhídricos es compleja. Se
asume que los xantatos son adsorbidos sobre las superficies
de los minerales sulfurados debido a fuerzas químicas entre
el grupo polar y la superficie,
resultado en xantatos insolubles de metal fuertemente
hidrofóbicos. También se propusieron los mecanismos que
implican la formación y adsorción del dixantógeno, ácido
xántico, etc. y se demostro que el sulfuro no se une a
los aniones del colector sin la acción previa del oxígeno.
Se considera que la reacción del xantato con los productos de
la oxidación de la superficie de sulfuro a través de un proceso
de intercambio iónico es el mayor mecanismo de adsorción
para la flotación de los sulfuros. Sin embargo, un alto grado
de oxidación superficial, acompañado de la formación de
sulfatos que reaccionan rápidamente con los xantatos, o
previene o impide la flotación, puesto que los xantatos
metálicos así formados escaman el mineral.
Los xantatos normalmente se usan en pulpas débilmente
alcalinas puesto que se descomponen en medio ácido y a
valores altos de ph, los iones hidroxilo desplazan a los iones
xantatos de la superficie mineral.
Los ditiofosfatos no se usan tanto como los xantatos, pero
en la práctica son reactivos importantes. Son colectores
comparativamente débiles pero dan buenos resultados en
combinación con los xantatos. Parece que la repulsión al
agua conferida a la superficie mineral se debe a la formación
de un producto de oxidación del colector ditiofosfato el cual
se adsorbe sobre la superficie mineral. De este modo,
como en los xantatos, la presencia de oxígeno u otro agente
oxidante, es indispensable para la flotación. Las fuertes
condiciones oxidantes destruyen las sustancias hidrofóbicas y
por ese motivo son indeseables, mientras que la oxidación
misma de la superficie mineral puede impedir la adsorción del
colector. Se considera que para el avance futuro de la teoría
de la flotación, es indispensable conocer las características de
la oxidación del mineral y del colector así como sus
propiedades eléctricas.
5.1.2) ESPUMANTES
Cuando las superficies minerales se vuelven hidrofóbicas
por el uso del colector, la estabilidad de la adhesión de la
burbuja, especialmente en la
superficie de la pulpa, depende en gran parte de la
eficiencia del espumante. [3]
El comportamiento ideal del espumante ocurre totalmente
en la fase liquida y no influye sobre el estado de la
superficie del mineral. Sin embargo, en la práctica, hay una
interacción entre el espumante, el mineral y otros reactivos; la
selección de un espumante apropiado para una mena en
particular solamente se puede hacer después de un amplio
trabajo de prueba. En la flotación de minerales sulfurados es
práctica común emplear al menos dos espumantes y
más de un colector. Los espumantes específicos se
seleccionan para proporcionar las propiedades físicas
adecuadas a la espuma, mientras que el segundo espumante
interactúa con los colectores para controlar la dinámica del
proceso de flotación.
Los espumantes generalmente son reactivos orgánicos de
superficie activa heteropolar, capaces de ser adsorbidos en
la interfase aire-agua. Cuando las moléculas de superficie
activa reaccionan con el agua, los dipolos de agua se
combinan rápidamente con los grupos polares hidratándolos,
pero prácticamente no hay reacción con el grupo de
hidrocarburo no polar, pues la tendencia es forzar al último
hacia el interior de la fase aire. De este modo la estructura
heteropolar de la molécula de espumante lleva a su
adsorción, es decir, las moléculas se concentran en la
superficie con los grupos no polares orientados hacia el aire
y los grupos polares hacia el agua.
De este modo la acción espumante, se debe a la habilidad
del espumante para adsorberse sobre la interfase aire-
agua. Debido a su actividad superficial también es capaz
de reducir la tensión superficial, estabilizando así la burbuja de
aire.
Los espumantes deben ser hasta cierto grado solubles en
agua, de otra manera se distribuyen muy irregularmente en
una solución acuosa y sus propiedades de activador de
superficies no resultan completamente efectivas. Los
ácidos, aminas y alcoholes son los más solubles espumantes.
Los alcoholes (- OH) se usan más ya que prácticamente no
tienen propiedades colectoras y en este aspecto se
prefieren en lugar de otros espumantes, como los
carboxilos, que son colectores poderosos. La presencia
de propiedades colectoras y espumantes en el mismo
reactivo dificulta la flotación selectiva.
El aceite de pino que contiene alcoholes aromáticos cuyo
componente espumante más activo es el terpinol, se usa
ampliamente como espumante. El Cresol también se usa
mucho.
El carbinol isobutil metil (MIBC) es un espumante de
múltiples usos. Otros tipos de espumantes sintéticos se basan
en los eteres de poliglicol y resultan muy efectivos. Se
venden con varios nombres tales como Dowfroth 250,
Cyanamid R-65 y el Unión Carbide PG-400.
5.1.3) REGULADORES
Los reguladores o modificadores se usan mucho en
flotación para modificar la acción del colector, ya sea
intensificando o reduciendo el efecto repelente al agua
sobre la superficie mineral para de esa manera hacer más
selectiva la acción del colector hacia ciertos minerales.
Los reguladores se pueden clasificar como activantes,
depresores o modificadores del ph. [3]
Activadores. Estos reactivos alteran la naturaleza
química de las superficies del mineral de tal modo que
se convierten en hidrofóbicos debido a la acción futura del
colector. Los activadores generalmente son sales solubles
que se ionizan en solución y los iones reaccionan entonces
con la superficie del mineral.
Depresores. La depresión se usa para incrementar la
selectividad de la flotación volviendo hidrofílicos (ávidos de
agua) a ciertos minerales y evitando así su flotación. Existen
muchos tipos de depresores cuyas acciones son
complicadas y variadas, y que en la mayoría de los casos se
conocen poco, lo que dificulta controlar la depresión más
que si se aplicaran otros tipos de reactivos. El recubrimiento
de lama es un ejemplo
de una forma de depresión que se presenta naturalmente.
En una mena triturada y molida las lamas dificultan la
flotación, ya que recubren a las partículas de mineral,
retardando la adsorción del colector.
5.2) CONCENTRACIÓN POR GRAVEDAD
Los métodos de separación por gravedad se usan para tratar una
gran variedad de materiales que varían desde los sulfuros
metálicos pesados, como la galena (densidad relativa 7.5) hasta
el carbón (densidad relativa 1.3); así como también para recuperar
COBRE libre, plata y platino de circuitos de molienda en plantas de
flotación y/o de cianuración, recuperación de COBRE aluvial,
retratamiento de relaves de flotación, etc. [3]
Estos métodos fueron perdiendo importancia debido al desarrollo
del proceso de flotación, así como el desarrollo de otros procesos
alternativos. Sin embargo; en los últimos años muchas compañías
han revaluado los sistemas gravimétricos debido al incremento en
los costos de los reactivos de flotación, la relativa simplicidad de
los procesos gravimétricos y al hecho de que producen
relativamente poca contaminación ambiental.
Cada vez se usan más las técnicas gravimétricas que
recuperan los minerales pesados valiosos residuales de las colas
de flotación. Aparte de la producción corriente hay muchos
enormes terrenos de colas que se pueden excavar y procesar
económicamente para rendir concentrados de alto valor usando
tecnología recientemente desarrollada.
5.2.1) PRINCIPIOS DE LA CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA
Los métodos de concentración gravimétrica, separan
minerales de diferente densidad relativa por su movimiento
relativo, respondiendo a la gravedad y a algunas fuerzas.
Frecuentemente son la última resistencia al movimiento que
ofrece un fluido viscoso, como el agua o el aire.
Para una separación efectiva es indispensable que exista
una marcada diferencia de densidad entre el mineral y la
ganga. A partir del criterio de concentración, se tendrá idea
sobre el tipo de separación posible. [3]
Dh - Df
Dl - Df
Dh = densidad relativa del mineral
pesado Dl = densidad relativa del
mineral ligero Df = densidad
relativa del medio fluido
En términos muy generales, cuando el cociente es mayor de
2.5, ya sea positivo o negativo, entonces la separación
gravimétrica es relativamente fácil. A medida que el valor
del cociente disminuye, la eficiencia de separación
disminuye; a menos de 1.25 la concentración por
gravedad por lo general no es comercialmente posible.
El movimiento de una partícula dentro de un fluido,
depende no solamente de su densidad relativa, sino también
de su tamaño y las partículas grandes, serán más
afectadas que las más pequeñas. La eficiencia de los
procesos gravimétricos por lo tanto, aumenta con el
tamaño de partícula. Las partículas, cuya pequeñez da
lugar a que su movimiento sea denominado principalmente
por la fricción superficial, responden relativamente mal a los
métodos gravimétricos comerciales de alta capacidad. En la
práctica es necesario el estrecho control del tamaño de la
alimentación a los métodos gravimétricos para reducir el
efecto del tamaño y hacer que el movimiento relativo de las
partículas dependa de la densidad relativa.
5.2.2) CONCENTRADORES CENTRÍFUGOS
Los concentradores centrífugos constituyen la principal
innovación realizada a los implementos de concentración
gravimétrica de COBRE. En un tiempo muy corto, han
ganado gran aceptación para la recuperación
gravimétrica de COBRE en minas grandes; frecuentemente en
los circuitos de molienda para separar COBRE libre y evitar
sobremolienda y antes de plantas de cianuración o flotación
para recuperar el COBRE grueso. También existen muchas
aplicaciones en plantas industriales en la minería aurífera
aluvial. Otra aplicación especial para los concentradores
centrífugos es la recuperación del COBRE como un
producto secundario, por ejemplo en canteras de grava.
Todos los concentradores centrífugos operan con el mismo
principio: básicamente, un recipiente que rota efectúa la
separación gravitacional de la carga en un campo centrífugo.
5.2.3) CONCENTRADOR CENTRÍFUGO FALCON
Consisten de dos líneas especializadas de concentradores
de proceso mineral Centrífugo incrementado. [8]
• Falcon C - concentradores continuos
• Falcon SB - concentradores semi – batch
El uso de campos gravitacionales altos (hasta 300
Gs) y grandes capacidades permiten que las unidades
recuperen metales finos liberados y minerales, y hacen
eficiente las separaciones, incluso cuando otros procesos
de gravidez son inadecuados. [8]
A) EL CONCENTRADOR SEMI – BATCH (SB)
El concentrador semi – batch es usado para recuperación
de metales preciosos (Au. Ag y Pt) de la serie de proceso
con ciclos de descarga concentrados automatizados. Esta
serie de equipo es usado para recuperar una fracción de la
masa de alimentación como un concentrado de alto grado.
Las ventajas significativas sobre el equipo son el
capital, la operación, los costos de mantenimiento bajos. [8]
Estos Concentradores Falcon pueden recuperar
partículas ultra finas liberadas y hacer separaciones de alta
calidad por medio de la utilización del campo gravitacional.
En algunos ejemplos, un circuito Falcon puede alcanzar
tanto como el 80 % de la producción total de la
planta dependiendo del porcentaje del metal nativo presente.
Las series Falcon “SB” de concentradores producen alto grado
de concentrados mientras requieren poco o ninguna
intervención de operador. El diseño de balde de dos etapas
produce separaciones superiores y un fácil reemplazo de
la parte usada. [8]
Las unidades del Modelo Falcon “SB” trabajan mejor para:
• Recuperación de platino, plata y COBRE libre
• Circuito de molienda con ciclones u /f o alimentación
• Concentrados de limpieza
• Colas de scavenger
• COBRE placer y aluvial
Cómo trabaja:
Estos concentradores SB emplean una zona de retención
en la parte superior del rotor, requiriendo la adición de un
pequeño volumen del agua de proceso. Estas unidades
pueden procesar partículas tan grandes como 6 mm, pero
también ser muy eficientes en la recuperación de partículas
finísimas. [8]
Las partículas del flujo de alimentación están sujetas a las
fuerzas gravitacionales de hasta 200 G´s y son
segregadas de acuerdo a la gravedad específica efectiva a
lo largo de la pared del rotor. Las capas más pesadas pasan
sobre la cama de concentrado retenido en los rifles en la
parte superior del tazón del rotor. [8]
La adición de agua de fluidización o presión trasera de agua
desde la parte de atrás de las camas “rifle” permiten a las
partículas objetivo pesadas migrar a la base o fuera de la
cama y sean retenidas en preferencia a las partículas más
ligeras. [8]
Las G´s altas permiten la recuperación efectiva de cada
partícula muy fina (debajo de los 10 micrones) y la
profundidad de la cama permite concentrar las partículas
más toscas en el flujo de alimentación para recuperarlas de
manera segura. Cuando la cama se ha constituido en un
grado suficiente, la alimentación es detenida (durante 30
segundos), el rotor es reducido, la construcción en spray
aumenta múltiples enjuagues el concentrado bajo el deflector
del rotor y fuera del rotor descarga los puertos en un
lavador de concentrado. [8]
B) ESPECIFICACIONES
B.1) SB 40
El Modelo SB 40 está diseñado específicamente para el
trabajo de prueba de laboratorio, pequeñas muestras de
mineral o limpieza de concentrado. El diseño y materiales de
construcción han sido cuidadosamente seleccionados para
minimizar la posibilidad de contaminación entre las
muestras. [7]
Tabla Nº 3
PARAMETROS DE OPERACION
Capacidad de Alimentación 0-660 lb/hr (0-300kg/hr) sólidos
Densidad máxima de Alimentación
75 % sólidos por peso, 55 % recomendado
Tamaño de Partícula Menos 12 malla (1.7 mm)
Requerimiento agua de
Fluidización Típica
1 – 5 USgpm (4 – 20 lpm)-
dependiendo del materialVolumen Concentrado 4.0 in 3 (65 ml)
Peso Concentrado 0.15 – 0.30 lbs (0.07 – 0.15 kg)
Campo Centrifugal 0 – 300 G ´ s
*Fuente Manual del Concentrador Falcon
B.2) VFD
Los parámetros VFD son establecidos, siendo pocos los cambios
realizados en la fábrica de Falcón. Consulte el Manual de
Mitisubishi VFD para una lista completa de las características. [7]
Parámetros cambiados en la fábrica Falcon:
Tabla Nº 4
PARÁMETROS CARACTERÍSTICA DE Frecuencia Máxima 80 HzFrecuencia Mínima 0 HzTiempo de Aceleración 7
segTiempo de Desaceleración 7 segTerma Electrónica O / L 2,02 Amps
Voltaje de frecuencia base Ver placa de motorAccel /Decel Reference Freq. 70 HzHasta Sensibilidad de Frecuencia 5%Detección de Desconexión PU 15Prevención de Rotación Reversa 1
*Fuente Manual del Concentrador Falcon
B.3) VFD FR – PU04 Unidad de Parámetro
Para cambiar el concentrador G- Fuerza:
• Recurrir a la hoja de datos Falcón: RPM vs “G” s
• Escoger la Fuerza “G” deseada
• Ingresar la frecuencia deseada en VFD
B.4) RPM vs G´s Tabla Nº 5
A U T O P A C H z
M O T O R R P M
R O T O R R P M
AC ELERACIÓN “G”20 58
3583
20
25 729
729
31
30 875
875
44
35 1021
1021
60
40 1167
1167
78
45 1313
1313
99
50 1458
1458
12355 160
4160
414860 175
0175
0176
46.66
1361
1361
10752.1
5152
1152
113355.3
3161
4161
415059.7
6174
3174
317563.8
9186
3186
320067.7
6197
6197
622571.4
3208
3208
325074.9
1218
5218
527578.2
5228
2228
2300*Fuente Manual del Concentrador
Falcon
C) OPERACIÓN
C.1) PARÁMETROS DE OPERACIÓN RECOMENDADOS
El concentrador Falcon modelo SB, toma ventaja de la
diferencia en la gravedad específica entre las partículas
objetivo más pesadas y las partículas más ligeras para efectuar
una separación. Una mezcla de flujo de pulpa, es dirigida dentro
de un rotor girando en suficiente RPM hasta 300 G´s para el
material procesado. Esta fuerza Centrífuga magnifica la
diferencia en la gravedad específica (SG) y la geometría del
rotor, facilita la retención del
COBRE o partículas pesadas, prefiriéndolas a partículas SG
más bajas que son rechazadas con el agua del proceso. [7]
El agua de presión, trasera es inyectada entre los anillos riffle en
la parte superior del rotor desde atrás para permitir que las
partículas pesadas migren hacia la zona de retención
concentrada. Al final de la prueba o en predeterminados
intervalos, cuando la alimentación de la mezcla es
discontinuada, el rotor es detenido y los concentrados son
recogidos. La separación de óptimo rendimiento es lograda
cuando las partículas valiosas de alta gravedad específica y las
partículas de ganga de baja gravedad específica son
relativamente del mismo tamaño y liberadas una de la otra
(ejemplo: partículas medianas de SG intermedio). [7]
Selección de Proceso Tabla Nº 6
Test de Serie Falcon “SB” Simulación Falcon “C”
• Recuperación de COBRE
libre, plata o platino
desde flujos de proceso.
• Las muestras son
usualmente desde el circuito
• Recuperación de metales y
minerales de flujos de
proceso.
• Las muestras son usualmente de
molienda o flujos de alimentación, Test:
Test:• 10 kg. de muestra
• Test único
• Ensaye de cola y concentrado
completo y de nuevo calcular
la alimentación.
• 1 kg. de muestra
• Test de tres pases
• Ensaye de cola final, los tres
concentrados y calcular de nuevo
la alimentación.
• Los resultados producen una
curva de recuperación / grado
que incorpora la masa*Fuente Manual del Concentrador Falcon
Ca
ud
al (
Lp
m)
OBJETI V O : (80 – 100) g r . C ONCENTRADO
< 80 gr. de Concentrado Presión de Agua Demasiado Alto
> 120gr. de Concentrado Presión de Agua Demasiado Bajo
Nota: Las muestras con altos porcentajes (10 – 40 )% de peso
de material en la alimentación generarán masas más altas de
concentrado que el establecido arriba.
El siguiente gráfico Nº 1 muestra la relación de la presión leyendo en el SB
40 y la tasa de flujo correspondiente. [7]
Figura Nº 6
MODELO SB40 - PRESION vs CAUDAL
30
27
24
21
18
1512
9
6
3
0
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20
Pre s ion (PSI)
Flow rate
*Fuente Manual del Concentrador Falcon
5.3) CIANURACIÓN
A) GENERALIDADES
Elsner realizó el primer estudio amplio sobre las reacciones químicas
involucradas en la acción de soluciones acuosas de cianuros alcalinos
sobre el COBRE, y propuso la ecuación que desde entonces se ha
conocido como la Ecuación de Elsner [1]:
4Au + 8KCN + O2 + 2H2O 4KAu(CN)2 + 4KOH
El oxigeno forma parte integral de la reacción y es absolutamente
necesario para que ésta proceda. Se han sugerido otras reacciones
para la disolución de COBRE por soluciones de cianuro. La propuesta
por Bodlaender es[1]:
4Au + 4NaCN + 2H2O + O2 2NaAu(CN)2 + 2NaOH + H2O2
El peróxido de hidrógeno, formado durante la reacción anterior,
participa en una reacción subsiguiente, así[1]:
2Au + 4NaCN + H2O2 2NaAu(CN)2 + 2NaOH
Sin embargo, la ecuación global de las reacciones de Bodlaender es la
misma que la ecuación de Elsner. [1]
Otra reaccion sugerida por Janin, es la siguiente:
2Au + 4NaCN + 2H2O 2NaAu(CN)2 + 2NaOH + H2
Se muestra que, en el caso de la ecuación de Elsner, éste procedería
completamente. El equilibrio de la ecuación de Janin es bastante
desfavorable, de modo que se puede convidar. Barsky, Swainson y
Hedley, determinaron las energías libres de formación de los iones
aurocianuro y a partir de la data obtenida, calcularon los cambios de
energía libre de las distintas reacciones químicas sugeridas.
Finalmente señalaron cuáles resultados eran teóricamente posibles
bajo condiciones de una cianuración normal, así
como imposible la formación de hidrógeno bajo condiciones de una
cianuración normal. [1]
El comportamiento del sistema de Redox se entiende mejor utilizando
los diagramas de Pourbaix, donde las regiones presentan las regiones
de estabilidad de las diferentes especies. [1]
D I A G RA M A DE PO U R B AIX PA RA E L COBRE
Figura Nº 7
2
Otra relación que se encuentra involucrada es:
1Au3+ + 3H2O → Au(OH)3 + 3H+
, pH =
Log [Au 3+ ] − 0.6933
La condición de estabilidad del agua está indicada por las relaciones[1]:
O2 + 4H+ + 4e- → 2H2O , E = 2.33 – 0.06 pH + 0.015 Log
2H2O + 2 e- → 2OH- + H2 , E = - 0.06 pH –
0.0295 Log PO 2
PO 2
Al construir el diagrama de Pourbaix para el sistema Au – CN – H2O, las
reacciones que involucran dicho proceso son[1]:
Au(CN)2- - e- → Au + 2CN- , E = 0.5 + 0.06 Log [ Au(CN)2 ] – 0.119
Log [ CN-]
Sabiendo que la concentración del CN- es dependiente del pH y del
cianuro total, y que el cianuro sufre hidrólisis bajo la reacción[1]:
HCN → CN- + H+ , Log Kd = -9.2
Por lo tanto, el cianuro total
será: CNtotal = CN- + HCN +
2Au(CN)-2
El potencial requerido para el proceso está expresado por:
E = 0.5 + 0.06 Log [ Au(CN)-2] – 0.118 Log [ CNt – 2Au(CN) -] + 0.118 Log [ 10
H+]]
9.2 +
[
A mayor pH, el potencial es menor, y mayor, el campo de estabilidad
del complejo; el potencial de reducción se hace mucho menor que el de
reducción del oxígeno. [1]
La adición de cianuro hace disminuir el potencial de reducción del
COBRE, así facilita su disolución a través de todo el rango de pH. [1]
El límite superior de estabilidad del agua (donde O2/ OH-) es una
región oxidante poderosa, que permite la oxidación del COBRE por lo
tanto disuelve o previene la reducción del aurocianuro. [1]
La zona de formación del peróxido de oxígeno, entre el límite inferior y
superior de estabilidad del agua, indica que O2/ H2O2 promueve la
disolución de COBRE en la solución cianurada. [1]
El campo de estabilidad del complejo aurocianuro está limitado por una
recta que inicialmente muestra una pendiente pronunciada (efecto de la
hidrólisis del cianuro a pH menor a 9). Esta pendiente se torna luego casi
horizontal debido a la acción oxidante del oxígeno en medio básico, lo
cual permite la reacción de lixiviación por formación de
aurocianuros. En el mismo gráfico se puede observar que los compuestos Au(OH)3 ,
-2Au+3 , y HAuO3
son reducidos por introducción del cianuro. [1]
B) CINÉTICA DE LA REACCIÓN
Como el tiempo en el cual se lleva la reacción es el de la etapa de menor
velocidad (llamada entonces etapa controlante) es importante identificar
a ésta para incrementar su rapidez. [1]
Una reacción fisicoquímica en el cual se hallan involucradas una fase
sólida y otra líquida se consuma en las cinco etapas siguientes:
1) Difusión de los reactantes desde la solución hasta la interfase sólido-líquida.
2) Adsorción de los reactantes en la superficie del sólido.
3) Reacción en la superficie.
4) Desorción de los productos de la reacción de la superficie del sólido.
5) Difusión de estos productos de la interfase sólido-líquido a la solución.
CAPÍTULO VI CA R A C TER I Z A C IÓN
DE LA MUE S TRA
La muestra correspondiente al mineral de COBRE se ha estudiado
mediante el microcopio de luz polarizada por el método de reflexión. Para
ello previamente se ha confeccionado la sección pulida y sobre la base de
ésta se han determinado sus respectivos integrantes mineralógicos; es
decir, se hizo la caracterización y a partir de ésta se procedió a
ejecutar el análisis modal. Los resultados de los diferentes pasos se
encuentran especificados a continuación.
La composición de la muestra según difracción de rayos x es la que se indica en la tabla
Nº 7.
Tabla Nº 7
COMPÓSICION DE LA MUESTRA
MINERAL FÓRMULA %
Cuarzo SiO2
91.74
Ortoclasa (K,Ba,Na) (Si, Al)4O8
3.84Algirita NaFeSi2O6 0.88Lepidocrosita FeO(O
H)0.81Muscovita KAl2Si3AlO10(OH)2 0.67Pirita FeS
20.61Hematita Fe2O
30.57Eucryptita LiAlSiO
40.51ClCOBREmagnesita MgCl
20.37
* Estudio en la EAP Ingeniería Geológica de la UNMSM
6.1 MI NER ALOGÍA DE LA MUES TRA +200 MA LLAS
La caracterización mineralógica de esta muestra, indica todos los
minerales observados mediante el microscopio de luz polarizada.
Algunos minerales no han intervenido en el análisis modal debido a
que están en el orden de trazas. Los minerales observados se
aprecian en la tabla Nº 8.
Tabla Nº 8
MINERALES FÓRMULA ABREVIATURAS
Esfalerita ZnS ef
Calcopirita CuFeS2
cp
Pirita FeS2
py
Pirrotita Fe7S
8
po
Marcasita FeS2
mc
Arsenopirita FeAsS
apy
Goethita FeO.OH
gt
Calcosita CuS
cc
Tetraedrita Cu 12Sb4S13 td
Gangas GGs
* Estudio en la EAP Ingeniería Geológica de la UNMSM
TIPOS D E ENT R EL A Z A M IE N T OS D E L O S MI N E RALES Y
SUS PO S IBL I DA D E S D E L I BER A CIÓN COM P LETA
MU E ST R A: + 200 MALL A S
Tabla Nº 9
MINERALES
ENTRELAZAD
TIPO
ENTR.
NUM.
PART.
DIST.
PORC.
POSIBILIDADES DE LIBERACIÓN
COMPLETA656 93.31
py-GGs
1aI 1 0.14 Fácil
1aII 1 0.14 Fácil
1bII 1 0.14 Moderadamente fácil
1dII 5 0.71 Imposible
1eI 19 2.70 Muy difícil a imposible
1eII 9 1.28 Muy difícil a imposible
mc-GGs 1bII 2 0.28 Moderadamente fácil
4cI 1 0.14 Muy difícil a imposible
rt-GGs
1aI 1 0.14 Fácil
gt-GGs
1aI 2 0.28 Fácil
1aIII 4 0.57 Fácil
py-rt-GGs 1bII 1 0.14 Moderadamente fácil
T O T A L 703 100.00
* Estudio en la EAP Ingeniería Geológica de la UNMSM
Mineral Aurífero
En esta muestra no se han observado minerales auríferos.
Minerales Argentíferos
No se han observado minerales de plata.
Minerales Ferríferos
Como minerales ferríferos están la pirita, arsenopirita, Pirrotita, goetita y la marcasita
Minerales Cupríferos
Como mineral de cobre está la calcopirita, calcosita. y tetraedrita
Minerales Zincíferos
Como mineral de zinc está la esfalerita.
Otros Minerales
En este grupo se encuentran las gangas (dentro de éstas están los silicatos y carbonatos).
6.1.1) DISTRIBUCIÓN VOLUMÉTRICA
La distribución volumétrica realizada en esta muestra se ha hecho
sobre la base de los minerales que han intervenido en el análisis
modal, tal como se indican en
la tabla Nº 10.
Tabla Nº 10
MINERALES VOLUMEN PORCENTUAL
Esfalerita 0,30
Pirita 4,60
Pirrotita 0,44
Marcasita 0,19
Arsenopirita 5,81
Goethita 8,42
Gangas 80,25TOTAL 100,00
* Estudio en la EAP Ingeniería Geológica de la UNMSM
6.1.2) GRADOS DE LIBERACIÓN
Los grados de liberación que exhiben los minerales que han intervenido
en el análisis modal de la muestra, nos indican las diferentes dificultades
que han encontrado durante la etapa de la molienda. Dichos grados son
proporcionados en porcentajes y se indican
en la tabla Nº 11.
Tabla Nº 11
MINERALES GRADOS DE LIBERACIÓN PORCENTUALEsfalerita 100
Pirita 99,65Pirrotita 100
Marcasita 76,92Arsenopirita 94,15Goethita 96,46Gangas 98,29
* Fuente EAP Ingeniería Geológica de la UNMSM
6.1.3) INTERPRETACIÓN DE LOS GRADOS DE LIBERACIÓN
De acuerdo a las tablas Nº 10 y 11 que se exhibe arriba, la
interpretación de los grados de liberación es como sigue:
La esfalerita ocupa 0,30% del volumen total de la muestra. De este
volumen el 100% se halla libre, indicándose que no se observa
partículas entrelazadas dentro del proceso de análisis modal.
La pirita ocupa el 4,60% del volumen total de la muestra. De este
volumen, el 99,65% se halla libre, mientras que el 0,35% restante se
encuentra aún entrelazado. El motivo de su no liberación total lo
constituyen los diferentes tipos geométricos de entrelazamientos entre
los cuales están inmersos. Todo ello se puede apreciar en la tabla Nº
9.
La pirrotita ocupa el 0,44 % del volumen total de la muestra. De este
volumen el 100% se halla libre, lo que indica que la totalidad de las
partículas están libres, por tanto su grado de liberación es de 100%.
La marcasita ocupa el 0,19 % del volumen total de la muestra. De este volumen, el
76,92% se halla libre; mientras que el 23,08 % restante se encuentra aún
entrelazado. El motivo de su no liberación total son los
diferentes tipos geométricos de entrelazamientos entre los cuales
están inmersos. Véase la tabla Nº 9.
La arsenopirita ocupa el 5.81 % del volumen total de la muestra. De este volumen, el
94.15% se halla libre, mientras que el 5.85 % restante se encuentra aún
entrelazado. El motivo de su no liberación total está dado los diferentes
tipos geométricos de entrelazamientos entre los cuales se hallan
inmersos. Véase la tabla Nº 9.
La goethita ocupa el 8,42% del volumen total de la muestra. De este volumen, el 96,46
% se halla libre, mientras que el 3,54% restante se encuentra aún
entrelazado. El motivo de su no liberación total está dado por
los diferentes tipos geométricos de entrelazamientos entre los cuales
están inmersos. Véase la tabla Nº 9.
Las gangas ocupan el 80,25% del volumen total de la muestra. De este volumen, el
98,29% se halla libre, mientras que el 1,71% restante se encuentra aún
entrelazado. El motivo de su no liberación total esta dado por los
diferentes tipos geométricos de entrelazamientos los cuales están
inmersos. Véase la tabla Nº 9.
FIGU RAS D E MUES TRA : +200 MA LLAS
Figura Nº 8
En la figura Nº 8 se observa partículas libres de pirita (py), de
gangas(GGS). Y partícula entrelazada de Arsenopirita (apy) y goetita (gt).
Magnificación: 500X
Figura Nº 9
En la figura Nº 9 se observa partículas libres de arsenopirita (apy) y de
gangas(GGS). Partícula entrelazada de marcasita(mc) y gangas(GGS)
Magnificación: 500X
Figura Nº 10
En la figura Nº 10 se observa partículas libres de arsenopirita (apy) y de
gangas(GGS). Partícula entrelazada de goetita(gt) y gangas(GGS).
Magnificación: 500X
6.2) MINE R ALOGÍA DE M U EST R A: - 200 MALL A S
La caracterización mineralógica de esta muestra indica todos los
minerales que han sido observados mediante el microscopio de luz
polarizada, como lo indica la tabla Nº 12 (algunos minerales no
intervienen debido a que están en el orden de trazas).
Tabla Nº 12
MINERALES FÓRMULA ABREVIATURAS
Proustita Ag3AsS3
prsEsfalerita Zn
Sef
Calcopirita CuFeS2
cp
Pirita FeS2
py
Pirrotita Fe7S8
po
Marcasita FeS2
mc
Arsenopirita FeAsS
apyGoethita FeO.O
Hgt
Calcosita CuS
cc
Tetraedrita Cu 12Sb4S13 td
Gangas GGs* Estudio en la EAP Ingeniería Geológica de la UNMSM
Minerales Auríferos
En esta muestra no se han observado minerales auríferos.
Minerales Argentíferos
Se ha observado mineral de plata la cual es la proustita.
Minerales Ferríferos
Como minerales ferríferos están la pirita, arsenopirita, Pirrotita, goetita y la marcasita
Minerales Cupríferos
Como mineral de cobre está la calcopirita, calcosita. y tetraedrita
Minerales Zincíferos
Como mineral de zinc está la esfalerita.
Otros Minerales
En este grupo se encuentran las gangas (dentro de éstas están los silicatos y carbonatos).
TIPOS D E ENT R EL A Z A M IE N T OS D E L O S MI N E RALES Y
SUS PO S IBL I DA D E S D E L I BER A CIÓN COM P LETA
MUE S TRA: - 200 MALLAS
Tabla Nº 13
MINERALES
ENTRELAZAD
OS
TIPO
ENTR
.
NUM
.
PAR
DIST
.
POR
POSIBILIDADES
DE LIBERACIÓN
COMPLETAPartículas Libres 99
399.60
py-GGs
1aI 2 0.20 Fácil1eI 2 0.20 Muy difícil a
imposibleT O T A L
997
100.00
* Estudio en la EAP Ingeniería Geológica de la UNMSM
6.2.1) DISTRIBUCIÓN VOLUMÈTRICA
La distribución volumétrica realizada en esta muestra se establece
sobre la base de los minerales que han intervenido en el análisis modal
como se indica en la tabla Nº 14.
Tabla Nº 14
MINERALES VOLUMEN PORCENTUAL
Esfalerita 0,69
calcopirita 0,02
Pirita 3,25
Marcasita 1,84
Arsenopirita 9,63
Goethita 35,48Calcosita 0,21
Gangas 48,87TOTAL 100.00* Estudio en la EAP Ingeniería Geológica de la
UNMSM
6.2.2) GRADOS DE LIBERACIÓN
Los grados de liberación que exhiben los minerales que han intervenido
en el análisis modal de la muestra, nos indican las diferentes dificultades
que han encontrado durante la etapa de la molienda. Los grados de
liberación son proporcionados en porcentajes y
se indican en la tabla Nº 15.
Tabla Nº 15
MINERALES GRADOS DE LIBERACIÓN PORCENTUALEsfalerita 100
Calcopirita 0
Pirita 99,29Marcasita 100
Arsenopirita 95,69Goethita 100
Calcosita 0
Gangas 99,01* Estudio en la EAP Ingeniería Geológica de la UNMSM
6.2.3) INTERPRETACIÓN DE LOS GRADOS DE LIBERACIÓN
Según las tablas 14 y 15 exhibidas arriba, la interpretación de los
grados de liberación es como sigue:
La esfalerita ocupa 0,69% del volumen total de la muestra. De este
volumen, el 100% se halla libre, sin evidenciar partículas entrelazadas
dentro del proceso de análisis modal.
La calcopirita ocupa el 0,02% del volumen total de la muestra. De este volumen el
100% restante se encuentra entrelazado. El motivo de su no liberación
total está dado por los diferentes tipos geométricos de entrelazamientos
entre los cuales están inmersos. Véase la tabla Nº 13.
La pirita ocupa el 3,25% del volumen total de la muestra. De este
volumen, el 99,29% se halla libre, mientras que el 0,71% restante se
encuentra aún entrelazado. El motivo de su no liberación total está dado
por los diferentes tipos geométricos de entrelazamientos entre los cuales
están inmersos. Véase la tabla Nº 13.
La marcasita ocupa el 1,84 % del volumen total de la muestra, de este
volumen el 100% se halla libre, lo que indica que la totalidad de las
partículas están libres, por tanto su grado de liberación es de 100%.
La arsenopirita ocupa el 9,63 % del volumen total de la muestra. De este volumen el
95,69% se halla libre, mientras que el 4,31 % restante se encuentra aún
entrelazado. El motivo de su no liberación total está dado por los
diferentes tipos geométricos de entrelazamientos entre los cuales están
inmersos. Véase la tabla Nº 13.
La goethita ocupa el 35,48% del volumen total de la muestra. De este
volumen el 100% se halla libre, lo que indica que la totalidad de las
partículas están libres, por tanto su grado de liberación es de 100%.
La calcosita ocupa el 0,21% del volumen total de la muestra. De este
volumen el 100% se encuentra aún entrelazado. El motivo de su no
liberación total está dado por los diferentes tipos geométricos de
entrelazamientos entre los cuales están inmersos. Véase la tabla Nº 13.
Las gangas ocupan el 48,87% del volumen total de la muestra. De este volumen, el
99,01% se halla libre, mientras que el 0,99% restante se encuentra aún
entrelazado. El motivo de su no liberación total está dado por los
diferentes tipos geométricos de entrelazamientos entre los cuales están
inmersos. Véase la tabla Nº 13.
FIGU R A S DE LA MUE S TR A : -200 MALLAS
Figura Nº 11
En la Figura Nº 11 se observan las partículas libres de pirita (py) y de
gangas(GGS). Partícula entrelazada de goetita (gt) y gangas(GGS)
Magnificación: 500X
Figura Nº 12
En la figura Nº 12 se observa partículas libres de arsenopirita (apy) y
de goetita(gt). Magnificación: 500X
Figura Nº 13
En la figura Nº 13 se observan partículas libres de arsenopirita (apy), pirita(py) y goetita
(gt). Magnificación: 500X
Figura Nº 14
En la figura Nº 14 se observa una partícula libre de proustita(prs) en
nicoles paralelos. Magnificación: 500X
Figura Nº 15
En la figura Nº 15 se observa una partícula libre de proustita(prs) en
nicoles cruzados. Magnificación: 500X
Figura Nº 16
En la figura Nº 16 se observa una partícula entrelazada de esfalerita(ef)
con pirita(py). Magnificación: 500X
CAPÍTULO VII PRUEBAS
METALÚRGICAS
El mineral problema corresponde a la planta concentradora de Huari SAC,
ubicada en la provincia de COBREya, departamento de Junin. El ensaye
químico de la muestra de mineral de cabeza analizado se indica en la
tabla Nº 16.
Tabla Nº 16
Au (gr./Tm) Ag (oz./Tc)
% Pb %Cu %Zn %Fe %As %Sb
6.61 11.22 0.13 0.12 0.08 6.83 0.26 2.0
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Según informes preliminares y pruebas realizadas a nivel industrial,
aplicando el método de concentración por flotación convencional a
este tipo de mineral, se ha observado que se logra obtener un
recuperación de alrededor del 50%.
Frente a este problema se plantea mejorar la recuperación de COBRE y
su calidad mediante variadas pruebas a fin de comparar diversos
procedimientos y optar por la más conveniente.
7.1) PRIMERA PRUEBA CONVENCIONAL DE FLOTACIÓN
En esta etapa se procedió a realizar una prueba de flotación del mineral,
para ver su respuesta a este método de concentración y para poder
observar que en realidad este mineral en estudio no es satisfactorio
por este método de concentración pues se obtienen recuperaciones
muy bajas y gran parte del COBRE se pierde en el relave. Al
realizar esta prueba nuestra finalidad es poder compararla con los otros
procesos que vamos a realizar. (Ver Diagrama de flujo en Anexo 3 fig. Nº
1)
Debemos resaltar que se realizará el balance metalúrgico tanto en forma
global como en forma unitaria para poder indicar qué es lo que ocurre
tanto en la etapa Rougher como en la etapa de cleaner.
Etapa de Molienda:
El mineral fue preparado a una granulometría de 100% pasante la
malla número100. Para ello se redujo en su tamaño por medio de etapas
sucesivas de chancado primario y secundario. Después, en su ingreso al
molino de bolas, se le preparó a una dilución de
2/1, dándole un tiempo de molienda de 20 minutos, lo que dio una granulometría de
55% -200 mallas para su posterior etapa de flotación.
Etapa de Flotación:
Se realizó una prueba Rougher seguida de su etapa de limpieza. A
continuación se presenta en la tabla Nº 17 el consumo de reactivos
empleados durante la prueba de flotación; en la tabla Nº 18 se presenta
el balance metalúrgico global y en la tabla Nº 19 se presenta el balance
metalúrgico unitario.
Tabla Nº 17
CONSUMO DE REACTIVOS Y CONDICIONES DE OPERACIÓN
Granulometría 55% -200 mallas
Condiciones:
EtapaREACTIVOS ADICIONADOS gr/TM Tiempo
pHZ - Cytec Rag Cytec 3418 Esp. 76- Acon Flot
Rougher 150 20 22 12 5 15 7,8
Cleaner 30 5 5 8 2 5 8,2
Tabla Nº 18
BALANCE METALÚRGICO GLOBAL - LABORATORIO E.A.P. ING. METALÚRGICA
PRODUCTO Gr. % PESOLEYES CONTENIDO FINOS %
RECUPERACIÓNAu (gr/Tm) Ag
(oz/Tm)Au (mgr) Ag (moz) Au Ag
Conc.Cleaner 23,13
2,313 150,22 239,86 3,47 5,55 56,85 44,71
Medios 94,86
9,486 15,71 47,51 1,49 4,51 24,38 36,32
Relave Rougher
882,01 88,201 1,3 2,67 1,15 2,35 18,76 18,98
Cabeza Calculada
1000 100 6,11 12,41 6,11
12,41 100 100
Cabeza Ensayada
6,61 11,22 % RECUPERACIÓN 56,85 44,71
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Tabla Nº 19
LABORATORIO E.A.P. ING. METALÚRGICA
BALANCE METALÚRGICO UNITARIO- PRUEBA DE FLOTACIÓN
ETAPA CLEANER
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS %
RECUPERACIÓNAu (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Conc. Cleaner
23,13 19,60 150,22 239,86 3,475
5,548
69,98 55,18
Medios
94,86 80,40 15,71 47,51 1,490
4,507
30,02 44,82
Cabeza Calculada
117,99 100
42,078 85,217 4,965
10,055 100
100
Cabeza Ensayada
42,078 85,217 RECUPERACIÓN 69,98 55,18
ETAPA ROUGHER
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS %
RECUPERACIÓNAu (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Conc. Rougher
117,99 11,80 42,08 85,22 4,965
10,055 81,24 81,02
Relave Rougher
882,01 88,20 1,3 2,67
1,147
2,355
18,76 18,98
Cabeza Calculada
1000 100 6,11
12,41 6,111
12,410 100,00 100,00
Cabeza Ensayada
6,61
11,22 RECUPERACIÓN 81,24 81,02
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
7.2) PRIMERA PRUEBA DE CONCENTRACIÓN CENTRÍFUGA FALCON
Etapa de Molienda:
El mineral fue preparado a una granulometría de 100% -10 mallas. Para
ello se redujo en su tamaño por medio de etapas de chancado primario y
secundario de manera similar que en la etapa anterior. Después, en su
ingreso al molino de bolas, se preparó a una dilución de 2/1, dándole un
tiempo de molienda de 20 minutos lo que dio una granulometría de
55% -200 mallas. Pero en esta etapa se realizaron 5 moliendas, es decir,
se emplearon 5Kg de mineral para tener cantidad suficiente de muestra
que es lo requerido para la etapa posterior con el concentrador
centrífugo Falcon como proceso de preconcentración.
Etapa de Concentración Centrífuga Falcon:
Aquí, la pulpa producida por la etapa de molienda, es descargada en un
pequeño tanque que tiene una agitación constante con lo cual evita el
asentamiento de las partículas. Esto es muy importante porque el equipo
Falcón requiere una alimentación de pulpa constante para una buena
operación.
A continuación se indica en la tabla Nº 20 las condiciones de operación
realzadas en el equipo Falcon y en la tabla Nº 21 se presenta el
balance metalúrgico de la prueba realizada.
Tabla Nº 20
CONDICIONES DE OPERACIÓN
Granulometría 55% -200 mallas
Condiciones:
Etapa
Dilución Densidad
Presión
de Gravedad
Autopac
pH
Falcon 2/1 1350
2.5 PSI 200 G 68 Hz 7,5
Tabla Nº 21
LABORATORIO TECSUP
BALANCE METALÚRGICO - CONCENTRADOR FALCON
Gr. % PESO
LEYES CONTENIDO FINOS % RECUPERACIÓN
Au (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Concentrado 168,89 3,38 63,68 79,38 10,75
13,41
42,68 30,08
Relave 4831,11
96,62 2,99 6,45 14,45
31,16
57,32 69,92
Cabeza Calculada
5000 100 5,04 8,91 25,20
44,57
100 100
Cabeza Ensayada
6,61 11,22 RECUPERACIÓN 42,68 30,08
RATIO CONCENTRACIÓN
29,61
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
7.2.1) PRUEBA DE FLOTACIÓN DEL RELAVE FALCON:
Se realiza la flotación del relave Falcon que consiste en una prueba
Rougher seguida por su etapa de limpieza. La finalidad de esto es elevar la
recuperación global del proceso y observar los resultados empleando al
concentrador centrífugo Falcon como método de preconcentración. (Ver
Diagrama de flujo global en Anexo 3 fig. Nº 2)
Se presenta a continuación en la tabla Nº 22 los consumos de reactivos y
las condiciones de operación para la prueba de flotación; así como el
balance metalúrgico global que se indica en la tabla Nº 23 y su balance
metalúrgico unitario como se indica en la tabla Nº 24.
Tabla Nº 22
CONSUMO DE REACTIVOS Y CONDICIONES DE OPERACIÓN
Condiciones:
EtapaREACTIVOS ADICIONADOS gr/TM Tiempo
pHZ - Cytec Rag Cytec 3418 Esp. 76- Acon Flot
Rougher 80 10 10 12 5 15 7,8
Cleaner 10 3 3 8 2 5 8,2
Tabla Nº 23
LABORATORIO E.A.P. ING. METALÚRGICA
BALANCE METALÚRGICO GLOBAL - FLOTACIÓN DE RELAVE FALCON
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS %
RECUPERACIÓNAu (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) Au Ag
Conc.Cleaner 20,8
2,08
38,29 135,25 0,80
2,81
24,57 28,19
Medios
167,12 16,712 5,4 27,05 0,90
4,52
27,84 45,29
Relave Rougher
812,08 81,208 1,9 3,26
1,54
2,65
47,60 26,52
Cabeza Calculada
1000 100 3,24
9,98
3,24
9,98
100 100
Cabeza Ensayada
2,99
6,45
% RECUPERACIÓN 24,57 28,19
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Tabla Nº 24
LABORATORIO E.A.P. ING. METALÚRGICA
BALANCE METALÚRGICO UNITARIO - FLOTACIÓN DEL RELAVE FALCON
ETAPA CLEANER
PRODUCTO Gr. % PESO
LEYES
CONTENIDO FINOS % RECUPERACIÓN
Au (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Conc.Cleaner 20,8 11,07 38,29 135,25 0,80
2,81
46,88 38,36
Medios
167,12 88,93 5,4 27,05 0,90
4,52
53,12 61,64
Cabeza Calculada
187,92 100
9,04
39,03 1,70
7,33
100
100
Cabeza Ensayada
9,04
39,03 RECUPERACIÓN 46,88 38,36
ETAPA ROUGHER
PRODUCTO Gr. % PESO
LEYES
CONTENIDO FINOS % RECUPERACIÓN
Au (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Conc. Rougher
187,92 18,79 9,04
39,03 1,70
7,33
52,40 73,48
Relave Rougher
812,08 81,21 1,9 3,26
1,54
2,65
47,60 26,52
Cabeza Calculada
1000 100 3,24
9,98
3,24
9,98
100,00 100,00
Cabeza Ensayada
2,99
6,45
RECUPERACIÓN 52,40 73,48
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
7.3) SEGUNDA PRUEBA CONVENCIONAL DE FLOTACIÓN:
En esta etapa se procedió a realizar una segunda prueba de flotación
del mineral, para ver la respuesta a este método de concentración
empleando un mayor tiempo de molienda para poder aumentar la
recuperación en COBRE y plata, así como las leyes de los concentrados
que no fueron satisfactorios en la prueba de flotación anterior. Al realizar
esta prueba nuestra finalidad es poder compararla con la prueba de
flotación realizada anteriormente. (Ver Diagrama de flujo en Anexo 3 fig.
Nº 3)
Debemos resaltar que el balance metalúrgico se realiza tanto en forma
global como en forma unitaria para poder observar qué es lo que ocurre
tanto en la etapa Rougher y en la etapa de Cleaner.
Etapa de Molienda:
En esta etapa el mineral fue preparado a una granulometría de 100% -
10 mallas. Para ello, cual se redujo su tamaño por medio de etapas
de chancado, y después, en su ingreso al molino de bolas, se preparó
a una dilución de 2/1, dándole en este caso un tiempo de molienda de
30 minutos. Esto último dio una granulometría de 66% -200 mallas
para su posterior etapa de flotación.
Etapa de Flotación:
Se realizó una prueba Rougher seguida de su etapa de limpieza,
manteniéndose los mismos parámetros que la primera prueba
convencional de flotación realizada a 20 minutos de molienda. Así se
pudo observar los resultados obtenidos con mayor liberación del
mineral.
Enseguida se presenta en la tabla Nº 25 los consumos de reactivos y las
condiciones de operación; el balance metalúrgico global se indica en la
tabla Nº 26 y el balance metalúrgico unitario, en la tabla Nº 27.
Tabla Nº 25
CONSUMO DE REACTIVOS Y CONDICIONES DE OPERACIÓN
Granulometría 66% -200 mallas
Condiciones:
EtapaREACTIVOS ADICIONADOS Tiempo
pHZ - Cytec Cytec Esp. 76- Acon Flot
Rougher 150 20 22 12 5 15 7,8
Cleaner 30 5 5 8 2 5 8,2
Tabla Nº 26
BALANCE METALÚRGICO GLOBAL - LABORATORIO E.A.P. ING. METALÚRGICA
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS
% RECUPERACIÓN
Au (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) Au Ag
Conc. Cleaner
27,45
2,745 158,32 241,54 4,35
6,63
62,63 49,36
Medios 119,61 11,961 13,48 42,68 1,61
5,10
23,24 38,00
Relave Rougher
852,94 85,294 1,15
1,99
0,98
1,70
14,14 12,64
Cabeza Calculada
1000
100 6,94
13,43 6,94
13,43 100
100
Cabeza Ensayada
6,61
11,22 % RECUPERACIÓN 62,63 49,36
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Tabla Nº 27
LABORATORIO E.A.P. ING. METALÚRGICA U.N.M.S.M. BALANCE
METALÚRGICO UNITARIO- PRUEBA DE FLOTACIÓN
ETAPA CLEANER
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS %
RECUPERACIÓNAu (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Conc. Cleaner
27,45 18,67 158,32 241,54 4,346
6,630
72,94 56,50
Medios
119,61 81,33 13,48 42,68 1,612
5,105
27,06 43,50
Cabeza Calculada
147,06 100
40,516 79,799 5,958
11,735 100
100Cabeza
Ensayada40,516 79,799 % RECUPERACIÓN 72,94 56,50
ETAPA ROUGHER
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS %
RECUPERACIÓNAu (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Conc. Rougher
147,06 14,71 40,52 79,80 5,958
11,735 85,86 87,36
Relave Rougher
852,94 85,29 1,15
1,99
0,981
1,697
14,14 12,64
Cabeza Calculada
1000 100 6,94
13,43 6,939
13,433 100,00 100,00
Cabeza 6,6 11,22 % RECUPERACIÓN 85,86 87,36
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
7.4) SEGUNDA PRUEBA DE CONCENTRACIÓN CENTRÍFUGA FALCON
Etapa de Molienda:
El mineral fue preparado igual que para el proceso anterior de molienda, a
una granulometría de 100% -10 mallas. Para ello, se redujo en su
tamaño por medio de etapas de chancado primario y secundario.
Después, en su ingreso al molino de bolas, se preparó a una dilución de
2/1, dándole un tiempo de molienda de 30 minutos que resultó una
granulometría de 66% -200 mallas De igual manera se realizaron 5
moliendas, es decir, se emplearon 5Kg de mineral para tener cantidad
suficiente de muestra que es lo requerido para la etapa posterior con el
concentrador Falcon como proceso de preconcentración.
Etapa de Concentración Centrífuga Falcón:
En esta etapa de preconcentración toda la pulpa producida en la etapa
de molienda es descargada en un pequeño tanque que tiene una
agitación constante con la cual evita el asentamiento de las partículas.
A continuación se presenta en la tabla Nº 28 las condiciones de
operación durante la prueba con el equipo Falcon, y en la tabla Nº 29
se indica el balance metalúrgico del
proceso.
Tabla Nº 28
CONDICIONES DE OPERACIÓN
Granulometría 66% - 200 mallas
Condiciones:
Etapa
Dilución
Densidad Presió
nGravedad
Autopac
pH
Falcon 2/1 1350
3 PSI 200 G 64 Hz 7,6
Tabla Nº 29
LABORATORIO FUTURA TECH
BALANCE METALÚRGICO - CONCENTRADOR FALCON
Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS % RECUPERACIÓN
Au (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Concentrado 163,65 3,27
119,5 57,42 19,56
9,40
64,87
16,42Relav
e4836,35
96,73 2,19
9,89
10,59
47,83 35,13
83,58
Cabeza Calculada
5000 100 6,03
11,45 30,15
57,23 100
100
Cabeza Ensayada
6,61
11,22 % RECUPERACIÓN 64,87 16,42RATIO
CONCENTRACION30,55
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
7.4.1) PRUEBA DE FLOTACIÓN DEL RELAVE FALCON:
Se realiza una prueba de flotación del relave Falcón que consiste en una
prueba Rougher seguida de su etapa de limpieza. Esto es con la
finalidad de elevar la recuperación global del proceso y observar los
resultados empleando al concentrador Falcon como método de
preconcentración. Cave señalar que en esta prueba de flotación se
mantuvo los mismos parámetros de operación y dosificación de
reactivos que la prueba de flotación estándar inicial. (Ver Diagrama de
flujo global en Anexo 3 fig. Nº 4)
Se indica en la tabla Nº 30 las condiciones de operación y dosificación de
reactivos empleados para la prueba de flotación. En la tabla Nº 31
se señala el balance metalúrgico global y en la Nº 32 el balance
metalúrgico unitario.
Tabla Nº 30
CONSUMO DE REACTIVOS Y CONDICIONES DE OPERACIÓN
Condiciones:
EtapaREACTIVOS ADICIONADOS gr/TM Tiempo
pHZ - Cytec Rag Cytec 3418 Esp. 76- Acon Flot
Rougher 80 10 10 12 5 15 7,8
Cleaner 10 3 3 8 2 5 8,2
Tabla Nº 31
LABORATORIO E.A.P. ING. METALÚRGICA
BALANCE METALÚRGICO GLOBAL - FLOTACIÓN DE RELAVE FALCON
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS %
RECUPERACIÓNAu (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) Au Ag
Conc. Cleaner
20,58 2,058 42,64 172,66 0,88
3,55
27,82 38,60
Medios
208,79 20,879 4,26
17,66 0,89
3,69
28,20 40,05
Relave Rougher
770,63 77,063 1,8 2,55
1,39
1,97
43,98 21,35
Cabeza Calculada
1000 100 3,15
9,21
3,15
9,21
100
100
Cabeza Ensayada
2,99
6,45
% RECUPERACIÓN 27,82 38,60
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Tabla Nº 32
LABORATORIO E.A.P. ING. METALÚRGICA
BALANCE METALÚRGICO - FLOTACIÓN DEL RELAVE FALCON
ETAPA CLEANER
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS %
RECUPERACIÓNAu (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Conc. Cleaner
20,58 8,97 42,64 172,66 0,88
3,55
49,66 49,08
Medios 208,79 91,03 4,26
17,66 0,89
3,69
50,34 50,92
Cabeza Calculada
229,37 100
7,704 31,567 1,77
7,24
100
100
Cabeza Ensayada
7,704 31,567 % RECUPERACIÓN 49,66 49,08
ETAPA ROUGHER
PRODUCTO Gr. % PESOLEYE
SCONTENIDO FINOS %
RECUPERACIONAu (gr/Tm)
Ag (oz/Tm)
Au (mgr) Ag (moz) % Au % Ag
Conc. Rougher
229,37 22,94 7,70
31,57 1,77
7,24
56,02 78,65
Relave
770,63 77,06 1,8 2,55
1,39
1,97
43,98 21,35
Cabeza Calculada
1000 100
3,15
9,21
3,15
9,21
100,00 100,00
Cabeza Ensayada
2,19
9,89
% RECUPERACIÓN 56,02 78,65
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
7.5) PRUEBAS DE CIANURACIÓN
Se procedió a realizar pruebas de cianuración en botella del mineral
de cabeza, sin preconcentración a diferentes tiempos (12, 18, 24, 30
y 36 horas) cuyos balances metalúrgicos se observa en las tablas
Nº 34, Nº 35, Nº 36, Nº 37 y Nº 38 respectivamente. (Ver
Diagrama de flujo en Anexo 3 fig. Nº 5)
Estas pruebas de cianuración se realizaron para comparar los
resultados obtenidos con las pruebas anteriormente realizadas de
flotación y concentración Falcon – Flotación del relave Falcon. Así se
pudo observar la respuesta del mineral en los diferentes procesos y
optar así por un camino adecuado.
Etapa de Molienda
Se le da al mineral 20 minutos de molienda a una dilución de 2/1,
que da una granulometría de 55% -200 mallas. Esto se realizó durante
la etapa posterior de cianuración en botella donde se observan los
resultados para compararlos con las pruebas anteriormente
realizadas. En la tabla Nº 33 se indican los consumos de reactivos
tanto para el cianuro como para la cal y las condiciones de operación.
Tabla Nº 33
CONSUMO DE REACTIVOS Y CONDICIONES DE OPERACIÓN
Granulometría: 55% -200 mallas
Condiciones:
Etapa REACTIVOS Dilución
Tiempo pHNaCN Cal Cianurac
Test 1 1, 19,1 2/ 12 11,86Test 2 1, 19,1 2/ 18 11,92Test 3 1, 19,2 2/ 24 11,96Test 4 1, 19,2 2/ 30 11,98Test 5 1, 19,3 2/ 36 12,04
Tabla Nº 34
BALANCE METALÚRGICO DE CIANURACIÓN EN BOTELLA - TEST 1
PRODUCTO PESO
LEYES CONTENIDO
FINOS% RECUPERACIÓNAu
(mgr./Lt.)Ag (mgr./Lt.) Au
(mgr.)Ag (moz.)
Au Ag
Soluc. Rica (mlt.)
600 1,67
63,84
1,00
1,35 62,55 39,03
Relave (gr.) 300 2,00
7,02
0,60
2,11 37,45 60,97
Cabeza Calculada
300 5,34
11,51
1,60
3,45 100
100
Cabeza Ensayada
6,61
11,22
% RECUPERACIÓN
62,55 39,03
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Tabla Nº 35
BALANCE METALÚRGICO DE CIANURACIÓN EN BOTELLA - TEST 2
PRODUCTO PESO
LEYES CONTENIDO
FINOS% RECUPERACIÓNAu
(mgr./Lt.)Ag (mgr./Lt.) Au
(mgr.)Ag (moz.)
Au Ag
Soluc. Rica (mlt.)
600 1,81
75,32
1,09
1,59 67,92 43,45
Relave (gr.) 300 1,71
6,9 0,51
2,07
32,08 56,55
Cabeza Calculada
300 5,33
12,20
1,60
3,66 100
100
Cabeza Ensayada
6,61
11,22
% RECUPERACIÓN
67,92 43,45
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Tabla Nº 36
BALANCE METALÚRGICO DE CIANURACIÓN EN BOTELLA - TEST 3
PRODUCTO PESO
LEYES CONTENIDO
FINOS% RECUPERACIÓNAu
(mgr./Lt.)Ag (mgr./Lt.) Au
(mgr.)Ag (moz.)
Au Ag
Soluc. Rica (mlt.)
600 2,63
78,23
1,58
1,65 76,45 44,46
Relave (gr.) 300 1,62
6,88
0,49
2,06 23,55 55,54
Cabeza Calculada
300 6,88
12,39
2,06
3,72 100
100
Cabeza Ensayada
6,61
11,22
%RECUPERACIÓN
76,45 44,46
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Tabla Nº 37
BALANCE METALÚRGICO DE CIANURACIÓN EN BOTELLA - TEST 4
PRODUCTO PESO
LEYES CONTENIDO
FINOS% RECUPERACIÓNAu
(mgr./Lt.)Ag (mgr./Lt.) Au
(mgr.)Ag (moz.)
Au Ag
Soluc. Rica (mlt.)
600 2,49
81,16
1,49
1,71
77,33 46,18
Relave (gr.) 300 1,46
6,66
0,44
2,00
22,67 53,82
Cabeza Calculada
300 6,44
12,37
1,93
3,71
100
100
Cabeza Ensayada
6,61
11,22
%RECUPERACIÓN
77,33 46,18
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Tabla Nº 38
BALANCE METALÚRGICO DE CIANURACIÓN EN BOTELLA - TEST 5
PRODUCTO PESO
LEYES CONTENIDO
FINOS% RECUPERACIÓNAu
(mgr./Lt.)Ag (mgr./Lt.) Au Ag Au Ag
Soluc. Rica (mlt.)
600 2,68
87,07
1,61
1,84 81,21 52,20
Relave (gr.) 300 1,24
5,63
0,37
1,69 18,79 47,80
Cabeza Calculada
300 6,60
11,78
1,98
3,53 100
100Cabeza 6,6 11,2 %
RECUPERACIÓN81,21 52,20
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
% R
ec
up
era
ció
n
A continuación se indica en la tabla Nº 39 un resumen de los
resultados obtenidos durante las pruebas de cianuración realizadas
a diferentes horas.
Tabla Nº 39
TIEMPO hr. % RECUPERACIÓN Au % RECUPERACIÓN Ag
12 62,55 39,03
18 67,92 43,45
24 76,45 44,46
30 77,33 46,18
36 81,21 52,20
REPRESENTACIÓN GRÁFICA DEL PROCESO DE CIANURACIÓN
Figura Nº 17
CURVA DE CIANURACIÓN
9080706050403020100
0 10 20 30 40
Tiempo (hr)
% RECUP ERA CIÓN A u % RECUP ERA CIÓN A g
CAPÍTULO VIII
DISCUSIÓN Y ANÁLISIS DE RESULTADOS
• La prueba de flotación convencional inicial que se realizó no fue
satisfactoria porque se obtuvo recuperaciones globales bajas en
COBRE y plata de 56.85% y 44.71% respectivamente, con una
ley de concentrado de Au =150.22 gr./TM y de Ag = 239.86 oz./TM.
Debido a esto se opta por realizar un proceso complementario para poder
elevar la recuperación de Au y Ag, utilizando el concentrador centrífugo
Falcon en una etapa de preconcentración para una posterior etapa de
flotación de su relave y observación de los resultados en cuanto a
recuperación y grado.
Los cálculos de las recuperaciones unitarias, tanto en la etapa Rougher como en la
Cleaner así como sus leyes, se presentan a continuación en la
tabla Nº 40 de recuperaciones por etapas.
Tabla Nº 40
PRUEBA DE FLOTACIÓN CONVENCIONAL INICIAL
ETAPASLEYES % RECUPERACIÓN
Au (gr./TM) Ag (oz./TM) Au Ag
Flotación Rougher
42.08 85.22 81.24 81.02
Flotación Cleaner
150.22 239.86 69.98 55.18
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
En la tabla Nº 40 podemos apreciar que las recuperaciones obtenidas en
la etapa Rougher se pueden mejorar dándole un mayor tiempo de
flotación al mineral. Los grados obtenidos en la etapa Cleaner también
pueden mejorarse realizando una segunda limpieza del mineral. En esta
etapa del proceso la granulometría con que se trabajo fue de 55% -
200 mallas.
• En la primera prueba realizada del concentrador centrífugo Falcon los
resultados que se obtuvieron fueron de una recuperación de Au =
42.68% y una recuperación de Ag =
30.08%, con una ley de concentrado de Au = 63.68 gr. /TM y de Ag =
79.38 oz./TM. Ello demuestra la tendencia de las partículas
valiosas a encontrarse finamente diseminadas en la matriz de cuarzo.
• En la prueba de flotación del relave Falcón realizada, se obtuvieron
resultados de una recuperación de Au = 24.57% y de Ag = 28.19%, con
una ley de concentrado de Au =
38.29 gr./TM y de Ag = 135.25 oz./TM.
Las recuperaciones unitarias tanto en la etapa Rougher como en el
Cleaner se presentan en la tabla Nº 41 siguiente:
Tabla Nº 41
PRUEBA DE FLOTACIÓN CONVENCIONAL INICIAL
ETAPASLEYES % RECUPERACIÓN
Au (gr./TM) Ag (oz./TM) Au Ag
Flotación Rougher
9.04 39.03 52.40 73.48
Flotación Cleaner
38.29 135.25 46.88 38.36
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Para el caso del COBRE y la plata, con la concentración centrífuga Falcon
y la flotación de su relave, se obtiene una recuperación total del proceso
de 67.25 % y 58.27% para el COBRE y plata respectivamente. Al ser
cantidades bajas podrían elevarse estas recuperaciones dándole un
mayor tiempo de molienda al mineral para poder liberar las especies
mineralógicas y mejorar estos resultados.
La granulometría, para la prueba de concentración centrífuga Falcon
es de 55% -200 mallas, lo cual parece insuficiente para alcanzar los
resultados esperados. Los resultados indican una mejora en la
recuperación si lo comparamos con la primera prueba de flotación
convencional realizada, aumentando la recuperación de Au y Ag en
8.4% y
13.56% respectivamente. Al ser resultados todavía bajos se procedió a
realizar la segunda etapa de pruebas metalúrgicas con una granulometría
mas fina.
• La segunda prueba de flotación convencional que se realizó muestra una
recuperación de Au = 62.63% y de Ag = 49.36% con una ley de
concentrado de Au = 158.32 gr. /TM y de Ag = 241.54 oz. /TM. Tales
resultados muestran que se logró incrementar la recuperación de Au y Ag
en 5.78% y 4.65% respectivamente, en comparación con la primera
prueba de flotación convencional realizada. Esto se produjo debido a que
se trabajó a una granulometría más fina (66% -200 mallas) pero sin los
resultados esperados. Por ello se procedió a trabajar con el
concentrador centrífugo Falcon como etapa de preconcentración. El
cálculo de las recuperaciones unitarias tanto en la etapa Rougher como
en el Cleaner se presenta en la tabla Nº 42.
Tabla Nº 42
PRUEBA DE FLOTACIÓN CONVENCIONAL INICIAL
ETAPASLEYES % RECUPERACIÓN
Au (gr./TM) Ag (oz./TM) Au Ag
Flotación Rougher
40.52 79.80 85.86 87.36
Flotación Cleaner
158.32 241.54 72.94 56.50
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
En la tabla Nº 42 se puede apreciar que se logra incrementar las
recuperaciones y grados en la Rougher y Cleaner respectivamente, en
comparación con la primera prueba de flotación convencional.
• En la segunda prueba realizada de concentración centrífuga Falcon, los
resultados indican que se obtuvieron una recuperación de Au = 64.87% y
una recuperación de Ag = 16.42% con una ley de concentrado de Au =
119.5 gr./TM y de Ag = 57.42 oz./TM. Estos resultados fueron bastante
aceptables en cuanto a grado y recuperación para el COBRE, dado que
su recuperación se incrementó en 22.19% en comparación con la primera
prueba de concentración centrífuga Falcon. Pero en el caso de la plata se
produjo complicaciones debido a que hubo una pérdida en cuanto a
recuperación de 13.66%.
• En la etapa de flotación del relave de la segunda prueba de concentración centrífuga
Falcón, los resultados del balance metalúrgico global muestran una recuperación de Au =
27.82% y de Ag = 38.60%, con una ley de concentrado de Au = 42.64 gr./TM y de Ag =
172.66 oz./TM.
Las recuperaciones unitarias realizadas tanto en la etapa Rougher como
en el Cleaner se presentan en la tabla Nº 43.
Tabla Nº 43
PRUEBA DE FLOTACIÓN CONVENCIONAL INICIAL
ETAPASLEYES % RECUPERACIÓN
Au (gr./TM) Ag (oz./TM) Au Ag
Flotación Rougher 7.70 31.57 56.02 78.65
Flotación Cleaner 42.64 172.66 49.66 49.08
*Ensayes analizados en la Universidad Nacional de Ingeniería
Para el caso del COBRE, con la concentración centrífuga Falcon y la
flotación de su relave, se obtiene una recuperación total de 92.69 %, la
cual es considerada como un resultado satisfactorio, debido a que se
logró incrementar en 25.44% la recuperación si lo comparamos con la
primera recuperación total de Au obtenida en el proceso anterior
(primera prueba de concentración Falcon y Flotación de su relave) que fue
de 67.25%.
Para el caso de la plata, con la concentración centrífuga Falcon y la
flotación de su relave, se obtiene una recuperación total de 55.02% la
cual es baja y evidencia una pérdida en recuperación de 3.25%, en
comparación con primera recuperación total de Ag obtenida del proceso
anterior (primera prueba de concentración Falcón y Flotación de su relave)
que fue de 58.27% Este resultado se debió a que en la segunda prueba de
concentración centrífuga Falcon se obtuvo una recuperación de Ag
demasiado baja (solo
16.42%).
La granulometría, tanto para concentración centrífuga Falcón y la
flotación de su relave, en esta segunda etapa de pruebas metalúrgicas,
es de 66% -200 mallas, lo cual parece una liberación óptima.
• Las pruebas de cianuración, se realizaron como proceso alternativo para
ver la respuesta de mineral al proceso tradicional de Lixiviación del
COBRE. Se pudo apreciar en la prueba que la cinética de extracción es
rápida dentro de las 24 horas para el COBRE (llegando a
76.45% de recuperación). Para el caso de la plata se obtuvo bajas
recuperaciones, inclusive con 36 horas de cianuración el resultado fue de
49.86%. El consumo de cianuro está dentro de los 2 Kg./TM y la cal dentro
de los 20 Kg. /TM
Observamos que en 36 horas de cianuración, se obtuvo una
recuperación de 81.21 %, para el Au, lo cual significa que se puede a
largar el tiempo de cianuración tal como lo
indica la tabla Nº 44.
Tabla Nº 44
TIEMPO hr. % RECUPERACIÓN Au % RECUPERACIÓN Ag
12 62,55 39,03
18 67,92 43,45
24 76,45 44,46
30 77,33 46,18
36 81,21 52,20
En la tabla Nº 44, la cinética de cianuración del COBRE indica que si
incrementamos el tiempo de cianuración, la recuperación seguirá
incrementándose; por eso que a 36 horas se tiene una recuperación de
81.21%, lo que es bastante aceptable. Sin embargo para la plata las
recuperaciones son bajas pues llegan a 52.2%.
CAPÍTULO IX
CONCLUSIONES Y
RECOMENDACIONES
CONCLUSIONES:
• El estudio de evaluación en la recuperación de Au y Ag, aplicando
una etapa de preconcentración al método convencional, permite la
optimización de la recuperación del COBRE, para minerales en
una matriz de cuarzo simples donde el COBRE se encuentra fino,
diseminado y libre.
• Realizando una etapa de preconcentración y utilizando el
concentrador centrífugo Falcon para este tipo de minerales,
seguido de la flotación de su relave a una granulometría de
66% -200 mallas, se logran obtener resultados metalúrgicos
satisfactorios en cuanto a recuperación solo para el Au. Así se
llego a una recuperación de 92.69%, pero presentando
resultados no óptimos para la Ag, pues se presentaron bajas
recuperaciones similares a las obtenidas en el proceso de flotación
convencional.
• Se puede apreciar que el tratamiento adecuado para este tipo
de minerales en base a la evaluación realizada, requiere de
una etapa de preconcentración, mediante el proceso gravimétrico.
En esta operación se utilizarón equipos centrífugos falcon para
someter su relave a una etapa de flotación y que el proceso
logre una recuperación óptima de COBRE. La explicación es
que un porcentaje apreciable de partículas de COBRE y plata se
encuentran en tamaños muy finos.
• Con la cianuración directa para 36 horas de cianuración se
obtiene una recuperación de 81.21% para el COBRE. En
cambio, para la plata se obtuvo una recuperación baja pues solo
llega a 49.86% tal como lo indica la tabla Nº 39.
• Con el proceso de cianuración es posible obtener altas
recuperaciones para el caso del COBRE si se realiza a un tiempo
mayor de cianuración que las 36 horas en las cuales se trabajo y
si se realiza a una granulometría más fina, ya que estas pruebas se
hicieron a 55% -200 mallas. La desventaja como ya es conocido,
es el alto riesgo de contaminación directa con cianuro, que
ocasionan los relaves o desechos del tratamiento (siempre y
cuando no se maneje bien el proceso) al personal de operación,
a la flora y la fauna.
RECOMENDACIONES:
• Las pruebas metalúrgicas realizadas se han efectuado en una
mínima cantidad de muestra por lo que se recomienda continuar con
el estudio con mayor cantidad de mineral a nivel de pilotaje, lo que
permitirá confirmar los resultados metalúrgicos obtenidos a nivel de
laboratorio.
• Realizar estudios de microscopio electrónico al mineral. Ello con la
finalidad de tener una mejor apreciación y saber en qué forma y
tamaño se encuentran el COBRE, la plata y los elementos asociados
a ellos, y tener una mejor estudio mineralógico de la muestra, para
poder realizar los procesos metalúrgicos adecuados.
• Realizar pruebas adicionales con el concentrador centrífugo Falcon
con pequeños cambios en las variables de operación. Para el caso
del estudio en particular, elevar la recuperación de la plata sin
perjuicio de disminuir la recuperación obtenida para el COBRE, ello
debido a la obtención de recuperaciones muy bajas para este
elemento en la concentración gravimétrica.
REFE R E N C I A S BIBLIOGRÁFI C A S
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estudios promoción y centro de la tierra CEPETEC. 1994.
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1978.
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Edición. Pergamon Press. 1981.
4. VIII Simposium Internacional del COBRE. Mundo Minero. Jueves 15 de Mayo del
2008. Edición Nº 257 pag. 1.
5. El precio real del COBRE y Proyectos Auríferos. Mundo Minero.
Viernes 18 de Julio del 2008. Edición Nº 258 pag. 10 y 36-50.
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Perú. Mundo Minero. Jueves 15 de Mayo del 2008. Edición Nº 257 pag. 70 y 72.
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Riverte. Septiembre 1992.
8. Ken Smith. Manual del Falcon Concentrators. Australia. Abril 2005.
9. G. Bergamashi. COBRE. España. Editorial Mondadori. Abril 1987
10. Hurtado Huanqui. COBRE oculto en el Perú. Lima Perú. Editorial UNAS. Setiembre
2003
11. C. Canepa. La Mineralogía del COBRE y su Significación en Metalurgia. Tecsup Lima
– Perú..1992.
12. M.Van. Nuevas Aplicaciones de Concentración Centrifuga. VI Simposio
Internacional de Mineralurgia. Tecsup – Lima. 2006.
AN E XO 1
AN E XO 2
SERIE FALCON SB
MODEL L40 SB250SB750SB1350SB2500SB5200
SOLIDS CAPACITY
US t/h 0.0 -0.3
1 - 9 6 – 52 26 –126
46 –226
116 –365
t/h 0 -0.25
1 – 8 5 - 47 23 –114
42 –206
105 –330
MAX SLURRY
US gpm 10 75 350 625 1250 2400l/min 38 285 1325 2365 4730 9085
CONCENTRATING SURFACE
in2 44 265 825 1350 2700 5055cm2 285 1710 5320 8710 17445 32615
G-FORCE RANGE
upper 200 200 200 200 200 200lower 50 50 50 50 50 50
MACHINE WEIGHT
lb 81 800 2500 5380 9670 20,650kg 37 365 1135 2445 4395 9386
MOTOR POWER hp 0.5 3 10 20 40 75kW 0.4 2.2 7.5 15 30 56
PROCESS WATER
US gpm 1 - 5 8 - 12 25 -40
35 - 65 65 -105
150 -180
m3/h 0.24-1.2
1.8 -2.7
6 - 9 8 - 15 15 - 24 30 - 42
MAXIMUM FEED
in 0.06 0.1 0.25 0.25 0.25 0.25mm 1.5 2.5 6 6 6 6
DIMENSIONS
A in 19 44 48 61 73 93cm 49 112 122 155 185 236
B in 12 30 48 61 73 93cm 31 76 122 155 185 236
C in 20 58 68 88 104 144cm 51 150 173 225 265 365
AL L U VIAL GOLD INSTALLATION
CIRCUITO DE M O LIENDA TRADIC I ONAL “EL C A MI N O FAL C ON”
I NSTALACIÓN TRADICIONAL EN CICLONES U / F
CI R C UITO PARA REC U PERACIÓN D E COBRE – Solo gravedad
AN E X O 3
P R IMERA PR U EBA DE FLOTA C ION C O N V E N CIO N AL
DIAGRA MA D E FLUJO
Mineral
Chancado
100 % -10 mallas
Molienda
55% -200 mallas
Flotación Rougher
Flotación Cleaner
Cola Ro
Medios
Concentrado
Figura Nº 1
PRIMERA P R UEBA D E C ON C ENT R A C I O N C E N T R I F U G A FAL C O N +
FLO TAC ION DE SU R ELAVE
DIAG R A MA D E FLU J O
Mineral
Chancado
100 % -10 mallas
Molienda
55% -200 mallas
ConcentraciónCentrifuga Falcon
ConcentradoFalcon
Relave Falcon
Flotación Rougher
Flotación Cleaner
Relave Ro
Medios
Concentrado
Figura Nº 2
SEGUNDA PRUEBA D E FLOT A CION C O NVE N CI O NAL
DIAGRA MA D E FLUJO
Mineral
Chancado
100 % -10 mallas
Molienda
66% -200 mallas
Flotación Rougher
Flotación Cleaner
Cola Ro
Medios
Concentrado
Figura Nº 3
SEGUNDA PRUEBA D E CONCENTR A C I ON CE N T RI F U GA F AL C ON +
FLO TAC ION DE SU R ELAVE
DIAG R A MA D E FLU J O
Mineral
Chancado
100 % -10 mallas
Molienda
66% -200 mallas
ConcentraciónCentrifuga Falcon
ConcentradoFalcon
Relave Falcon
Flotación Rougher
Flotación Cleaner
Relave Ro
Medios
Concentrado
Figura Nº 4
PR U EB A S DE CIA N URACION
D IA GRAMA DE FLU JO
Mineral
Chancado
100 % -10 mallas
Molienda
55% -200 mallas
Tiempo 12 hrs Tiempo 18 hrs Tiempo 24 hrs Tiempo 30 hrs Tiempo 30 hrs
Figura Nº 5