UNIVERSIDAD NACIONAL “SAN LUIS GONZAGA” DE ICA
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA TEMA: “OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO DE MOLIENDA EN EL PROCESO DE
FLOTACIÓN DE LA CALCOPIRITA PARA LA OBTENCIÓN DEL CONCENTRADO CONCENTRADO DE COBRE”.
PARA OBTENER EL TITULO DE INGENIERO QUIMICO. PRESENTADO POR:
ALARCON BERROCAL KATIA ELIZABETH HUARANCCA QUISPE YEANCARLOS ASESOR:
Ing. Dr. MIGUEL RAMOS GAMARRA. ICA – PERÚ PERÚ 2015
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DEDICATORIA
Dedicamos esta tesis y nuestros estudios universitarios a Dios quien nos ha guiado para cumplir los objetivos propuestos y a nuestros padres, por su empeño y confianza depositado en nosotros.
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AGRADECIMIENTOS
A nuestros Padres y Hermanos por confiar y creer siempre en nosotros, brindándonos su apoyo en todos los proyectos y tareas relacionadas con nuestra carrera profesional de Ingeniería Química.
A nuestro Docente y asesor Ing. Miguel Ramos Gamarra; por la experiencia profesional en el campo de la investigación y por su invalorable orientación en el desarrollo de la Tesis.
También nuestro profundo agradecimiento a nuestro docente y amigo al Dr. Humberto Olivera Machado, por brindarnos desinteresadamente su apoyo y compartir sus amplios conocimientos con nosotros.
Finalmente, a los ingenieros Rafael Alarcón Espinoza, Miguel Alarcón Espinoza, quienes muy gustosamente avalaron nuestras pruebas experimentales como también a los docentes de la Escuela académica de ingeniería química por su valioso apoyo en las consultas formuladas para el desarrollo de la Tesis.
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RESUMEN La Industria Minera en el Perú es una de las fuentes principales de ingreso de divisas. Según datos estadísticos la contribución de la minería en ingreso de divisas el año de 2009 fue de 950 millones de dólares que significó el 48% del total de las divisas. Por eso, es innegable la importancia de la minería en el desarrollo económico y social del País. Sin embargo, nuestra minería metálica no ferrosa no está diversificada y se puede afirmar que se limita a la explotación de Plomo, Zinc, Cobre, con pequeños contenidos de Plata y Oro; asimismo, recientemente se han encontrado wolframio y Molibdeno en grandes depósitos de minerales de cobre de baja ley sin explotar, al igual que existen también, grandes toneladas de mineral como desecho o rechazos por los pequeños mineros que solo se dedican a la extracción directa de mineral exportable y desechando la parte de mena con baja ley, que al correr del tiempo constituyen grandes cantidades de mineral de reserva que no son tratados o mejor dicho concentrados. De acuerdo con el panorama expuesto anteriormente y para contribuir con la solución de la problemática relacionada con el procesamiento de los minerales sulfurados de cobre, se formuló realizar el estudio comparativo entre las eficacias de los colectores Xantatos Z-6 y Z-11 para la flotación. En este sentido, una vez realizadas las pruebas experimentales siguiendo un diseño factorial y efectuado los análisis de la información recogida se determinó, que las eficacias de ambos colectores son similares (probadas estadísticamente al 95% de confianza). Además, para alcanzar altos rendimientos en la obtención de concentrados se determinó que existen condiciones óptimas en los colectores Z-6 y Z-11 (Z-6: pH=12 y %Xantato = 10; Z-11: pH=10 y %Xantato = 15).
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INTRODUCCIÓN Actualmente en la producción minera del Perú, los procesos de concentración por flotación juegan un rol preponderante en la recuperación de especies valiosas desde sus respectivas menas; que tiene un gran auge, a pesar de la crisis económica que afecta globalmente todas las economías, en tal medida que en los primeros meses del presente año se llegó a alcanzar unos de los picos en las exportaciones mineras más importantes de los últimos tiempos. Sin embargo, el sector minero en el Perú para mantenerse o superar los niveles de crecimiento necesita mejorar la tecnología de producción, ya sea en extracción de minerales y procesamiento (flotación, lixiviación, cianuración, refinado, etc.). Además, para esto es necesaria la realización de estudios de investigación para la solución de los problemas de procesamiento de minerales, como también al desarrollo de nuevas tecnologías, que permitan, principalmente, elevar el rendimiento en la flotación de la calcopirita el cual proviene de un circuito de molienda en forma de pulpa. Uno de los problemas que preocupa en el procesamiento de los minerales es la flotación, como técnica que permite separar el metal del mineral por diferencias de densidades. En este caso, los minerales sulfurados de cobre más importante son calcopirita, molibdenita y pirita, son numerosos los reactivos que se utilizan y que se expenden comercialmente, pero algunos suelen producir mejores grados de separación que los otros, teniendo en cuenta una granulometría adecuada generada por la molienda. Para contribuir con la solución de este problema es que se plantea el proyecto de tesis titulado “ Optimización del tiempo de molienda en el proceso de flotación
de la calcopirita para la obtención del concentrado de cobre”, que tiene como finalidad determinar el tiempo optimo necesario para obtener la granulometría adecuada que permita altos rendimientos en la flotación de calcopirita para obtener concentrados de cobre. 5
El desarrollo del informe de la presente tesis consta de 5 capítulos, de la siguiente manera: En el Capítulo I: Marco teórico, se desarrolla todos los aspectos básicos y especializados relacionados con la información de la metalúrgia del cobre y del procesamiento de sus minerales, principalmente de la chalcopirita. En el Capítulo II: Fundamentos de la investigación, se formula el problema, los objetivos, la hipótesis y las variables de estudio. En el Capítulo III: Metodología de la investigación, se define el tipo y nivel de investigación, la muestra de estudio y la estrategia de investigación siguiendo el método experimental. En el Capítulo IV: Flotación experimental de la calcopirita, siendo estas muestras provenientes de una molienda en diferentes tiempos, a la vez se detallan los materiales, equipos, reactivos y procedimientos experimentales para la flotación del mineral sulfurado de cobre, como también para los análisis químicos correspondientes. En el capítulo V: Resultados, análisis y discusión, se efectúa el tratamiento de la información obtenida, así como la validación estadística correspondiente para la prueba de la hipótesis formulada inicialmente. Los Autores.
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CONTENIDO CAPITULO I: MARCO TEORICO 1.1.
Antecedentes : ................................................................................................................ 9
1.2.
Bases teóricas: ............................................................................................................. 14
1.2.1.
Reseña histórica del cobre. ............................................................................... 14
1.2.2.
La chalcopirita ....................................................................................................... 23
1.2.3.
Yacimientos de cobre en el Perú ..................................................................... 25
1.2.4.
Yacimiento de minerales de cobre en la provincia de nazca ................... 29
1.2.5.
Flotación para minerales sulfurados de cobre ............................................. 30
1.2.6.
Reactivos del proceso de flotación ................................................................. 41
1.3.
Marco conceptual ......................................................................................................... 55
CAPITULO II: FUNDAMENTOS DE LA INVESTIGACION .................................. 58 2.1.
Formulación del problema ......................................................................................... 58
2.1.1.
Situación problemática. ...................................................................................... 58
2.1.2.
Problema................................................................................................................. 59
2.2.
Objetivos ......................................................................................................................... 59
2.2.1.
Objetivo general .................................................................................................... 59
2.2.2.
Objetivos específicos .......................................................................................... 59
2.3.
Hipótesis ......................................................................................................................... 60
2.3.1.
Hipótesis general. ................................................................................................ 60
2.3.2.
Hipótesis secundaria........................................................................................... 60
2.4.
Variables de investigación ......................................................................................... 60
2.5 Indicadores de las variables ........................................................................................... 61
CAPITULO III: METODOLOGIA DE LA INVESTIGACION ................................. 62 3.1.
Tipo de investigación .................................................................................................. 62
3.2.
Población y muestra de estudio ............................................................................... 62
3.3.
Diseño del Método de investigación ....................................................................... 62
3.4.
Técnicas e instrumentos de recolección de información ................................. 62
3.5.
Técnicas de análisis de datos y resultados .......................................................... 63
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CAPITULO IV: FLOTACIÓN EXPERIMENTAL DE LA CHALCOPIRITA. ....... 64 4.1. Determinación de la humedad del mineral: ........................................................... 64 4.1.1.
Equipos y Materiales. .......................................................................................... 64
4.1.2.
Procedimiento Experimental. ............................................................................ 64
4.3.
Cálculo de la densidad del mineral por el método del Picnómetro: ............... 66
4.3.1.
Equipos y Materiales .............................................................................................. 66
4.3.2.
Procedimiento experimental. ................................................................................ 66
4.4.
Molienda. ........................................................................................................................ 73
4.4.1.
Equipos y materiales. .......................................................................................... 73
4.4.2.
Procedimientos Experimentales. ..................................................................... 73
4.5.
Cálculo del porcentaje de sólidos para la flotación. ........................................... 77
4.6.
Cálculo para hallar la cantidad de mineral a emplear en la flotación. ........... 78
4.7.
Cálculo para hallar el porcentaje de concentración de Xantato Z-6. .............. 79
4.9.
Flotación. ........................................................................................................................ 82
4.9.1.
Equipos y materiales. .......................................................................................... 82
4.9.2.
Procedimiento experimental: ............................................................................ 82
4.10.
Ley del concentrado. .................................................................................................. 85
CAPITULO V: RESULTADOS, ANÁLISIS Y DISCUSIÓN. .................................. 88 5.1.
Presentación de resultados. ...................................................................................... 88
5.2.
Análisis. .......................................................................................................................... 99
5.3.
Discusión de resultados. ............................................................................................ 99
5.4.
Contestación de hipótesis. ........................................................................................ 99
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CAPITULO I: MARCO TEORICO 1.1. Antecedentes : La minería y metalurgia del cobre está muy desarrollada en el Perú, siendo así que nuestro país está a punto de convertirse en la segunda minera de cobre más grande del mundo, detrás de Chile, gracias a los proyectos mineros chinos valuados en U$S 20.000 millones, en tal medida que la producción de dicho metal constituye un indicador económico principal para determinar el nivel de crecimiento económico del Perú, en cuanto a las exportaciones en el rubro minero-metalúrgico. A pesar del desarrollo tecnológico en el campo minero-metalúrgico en el Perú, últimamente, se están realizando estudios continuos de investigación, para el mejor aprovechamiento de los minerales de cobre. Hoy en día ha crecido la expectativa y el interés sobre la optimización de procesos metalúrgicos para la recuperación del metal cobre de sus minerales, principalmente de la chalcopirita y calcocita. A continuación, se mencionan algunos estudios de minería que se han desarrollado en el Perú en los últimos años. -
A nivel internacional:
En el año 2012 se realizó el trabajo de tesis titulado “Estud io del
efecto del tipo y concentración de espumante en la selectividad del proceso de flotación del cobre a escala laboratorio”, (Yasna
Romina Orozco López, tesis- Universidad Santiago de Chile) cuyo objetivo general fue el estudiode la flotación de minerales es una técnica de separación selectiva de partículas en base a su hidrofobicidad. En ella se utiliza una serie de reactivos, entre los que se encuentran los espumantes, cuya función principal es la de contribuir a la formación de burbujas de tamaño pequeño y una fase de espuma estable. En esta tesis se estudia el efecto que tienen los espumantes 9
sobre la relación entre recuperación de agua y recuperación por arrastre de partículas hidrofílicas en una celda de flotación a escala laboratorio. Para estudiar este efecto se realizaron pruebas con espumantes
de
distinta
estructura
molecular
(alcoholes
y
polietilenglicoles), primero en ausencia de partículas, para caracterizar el sistema, y posteriormente en presencia de partículas hidrofílicas de cuarzo. Por lo cual se llegó a la conclusión que con la presencia de poliglicoles se obtuvo mayor recuperación de cobre.
A nivel nacional:
En el año 2012 se realizó el trabajo de tesis titulado “Implementación del sistema experto en molinos para optimizar la
molienda del circuito de cobre en la planta concentradora de Sociedad Minera Cerro Verde S.A.A.”, ( Chillcce Aquino Víctor Manuel, Rojas Amaro Roger Hernán, tesis- U.N.C.P) consistió en el estudio de la empresa minera Sociedad Minera Cerro Verde S.A.A. que actualmente explota y beneficia minerales de cobre y molibdeno. La molienda es la última etapa en el proceso de conminación de las partículas de minerales y por lo mismo una molienda óptima es la clave para una buena liberación del mineral incluyendo eficiencia del circuito. En la actualidad esta empresa minera viene realizando trabajos de implementación y poniendo en marcha circuitos pilotos que le permitan mejorar la liberación de las partículas valiosas del mineral y así obtener el tamaño óptimo de liberación, ya que este mejoraría enormemente la calidad de molienda más fina
que conllevaría a una mejora en la
recuperación en el concentrado de cobre y molibdeno, ahora que el precio para estos metales son favorables,
la empresa ha decidido
voluntariamente en invertir con la implementación del Sistema experto para mejorar la calidad de molienda.
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En el año 2011 se realizó el trabajo de tesis titulado “Optimización del proceso de flotación de calcopirita con Metabisulfito de Sodio Y carbón activado en la Empresa Administradora Chungar S.A.C.”, (Pérez Remigio, Anderson , Tesis- Universidad Nacional Centro Del Perú)El presente trabajo tiene como finalidad optimizar el proceso de flotación de la Calcopirita con Metabisulfito de Sodio (Na 2S2O5) y el Carbón Activado puesto que el desplazamiento del Plomo en el concentrado de Cobre es elevado, por consiguiente el grado del concentrado de Cobre es bajo. La dosificación del Metabisulfito de Sodio cumplirá un rol importante en la ley y el grado de recuperación de la Calcopirita. Asimismo, el Carbón Activado está concebido para eliminar cualquier presencia de colector residual de la pulpa, del mismo modo contribuirá a la mejora de resultados.
En el año 2005 se realizó la tesis titulada “Optimización del proceso
de flotación de concentrado de cobre en la Compañía Minera “Yauliyacu” S.A mediante diseños experimentales” , (Jorge Andrés
Castro Chamorro , tesis UNMSM) , el presente trabajo de investigación se ha realizado en la Planta Concentradora de la Empresa Minera Yauliyacu S.A., Huarochirí, Región de Lima; el cual tiene por objetivo la evaluación Metalúrgica de los parámetros que intervienen en el proceso de flotación de minerales en el circuito de cobre, para poder solucionar los problemas de alto contenido de Fe en el concentrado de cobre y minimizar los contenidos de cobre que se van al relave. Para tal efecto recurrimos a la ayuda de los diseños experimentales para evaluar y optimizar los parámetros que influyen en el proceso de flotación, y es una forma eficaz y apreciable de reducir los costos de investigación en la evaluación de parámetros del proceso.
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-
A nivel local:
En el año 2000 se desarrolló la tesis titulada “Proyecto de
ampliación del circuito de flotación de sulfuros de cobre en celdas gigantes en la unidad de producción Cuajone SPL.”, (Navarro Sologorré Julio Hermilio, Ramírez Muñoz Rafael Augusto, tesisUNICA) en donde se toma en consideración la ampliación del circuito de flotación de sulfuros de cobre en celdas gigantes en la unidad de producción Cuajone SPL, proyectándose a tratar 96000 TM/d mediante una ampliación de la planta de flotación. Se determina así que este estudio es muy favorable debido a que cumple con las expectativas deseadas sin aumento o disminución de trabajadores, como también la reducción del consumo de energía y el consumo de reactivos.
En el año 2004 se desarrolló la tesis titulada “Instalación de una planta para el tratamiento de minerales y/o relaves de cobre”,
(Paredes Salazar Fernando, Ravello Ormeño Manuel, tesis-UNICA) consistente en probar que los procesos hidrometalúrgicos tienen la ventaja de un menor consumo energético y de ser ambientalmente más limpios que los piro metalúrgicos. Asimismo, se determinaron los parámetros para la construcción e instalación de las máquinas y equipos de proceso.
En el año 2004 se realizó el trabajo de tesis titulado “Estudio
metalúrgico para el tratamiento de minerales auríferos con contenido de cobre”, (Cano Amado Domingo Carlo, Marañón
Hinostroza Henry Milán, tesis-UNICA) cuyo objetivo general fue el estudio del tratamiento de los minerales aurocupríferos, que por estar el cobre ligado al oro en más de un 1% de ley, la mediana y pequeña minería lo dejan de lado, esto porque el cobre es un cianicida, lo que implica altos consumos de cianuro. Por lo tanto, se demuestra que tratarlos por métodos convencionales es antieconómico; se concluyó que sí es posible tratar dichos minerales aurocupríferos, y que los 12
costos de instalación e infraestructura de la planta, diseñada para este tipo de mineral, es factible y se puede procesar con gran facilidad, generando también una buena rentabilidad.
En el año 2004 se realizó la tesis titulada “Estudio de investigación para la recuperación de cobre de las aguas de mina”, (Huamán
Ramos John Alberto, Simón Ochoa Joel Alberto, tesis-UNICA) consistió en el estudio para la recuperación del cobre por cementación y, asimismo, determinar los parámetros de acidez, flujo volumétrico y rendimiento. Se concluyó que sí se puede recuperar el cobre metálico por cementación utilizando el pH adecuado de trabajo; además, se comprobó que la reacción química requiere una cantidad de reactivo adicional a la estequiometría para precipitar el cobre. Asimismo, teniendo en cuenta que la velocidad de reacción aumenta significativamente con el incremento de temperatura, se trabajó a una temperatura de 60 ºC, con lo que se logró disminuir el tiempo de proceso, logrando obtener una buena calidad del cemento de cobre.
Finalmente, en el año 2008 se realizó la tesis titulada “Sintetizac ión
y caracterización de un floculante selectivo para la concentración de minerales chalcopirita, pirita y galena”, (Barrientos Minaya
Johan Leonardo, tesis-UNICA) cuya finalidad fue determinar la factibilidad económica del floculante selectivo XPV –2000. Se concluyó que las mezclas de minerales bajo condiciones específicas floculan selectivamente con el XPV-2000 a un pH de 11 para la pirita y a un pH de 3 para la chalcopirita.
Claramente podemos notar, que en los antecedentes expuestos no existe hasta la fecha un caso específico sobre la optimización del tiempo de molienda para la flotación del cobre a partir de la chalcopirita. Mayormente, se hacen referencias sobre diseño, ampliación, instalación de plantas para el procesamiento de minerales de Cu (oxidados y/o sulfurados). 13
1.2. Bases teóricas: 1.2.1. Reseña histórica del cobre. El
uso
del cobre
y
aleaciones
con
base
cobre se
remonta
del Neolítico hasta nuestros tiempos, con más de 11.000 años de historia, perfilándose siempre como un metal vital para la evolución tecnológica de la humanidad. En homenaje a éste noble metal, desglosamos muy brevemente su historia y logros. El cobre es el metal más utilizado por la humanidad desde la antigüedad, cuyos primeros usos pueden remontarse antes del 8000 AC. Se cree que su nombre proviene de la isla de Chipre, que en la antigüedad proporcionaba el metal a las ciudades estado griegas, el Imperio Romano y otras civilizaciones que se bañaban a orillas del mar Mediterráneo. Los romanos lo conocían como “Tierra de Chipre” ( aes cyprium), más
tarde cuprum. La palabra cuprum se encuentra por primera vez en textos de Spartianus en el 290 DC. Las palabras actuales cobre, kupfer (alemán), copper (inglés), coppar (sueco) y cuivre (francés) descienden del término latín. A su vez se cree que la denominación aes
cyprium proviene del término asirio kipar , que los asirios habían usado para nombrar a la isla de Chipre, tan rica en yacimientos de cobre en esa época.
La Edad del Bronce y el Antiguo Egipto, el Neolítico las vetas de cobre aparecían ocasionalmente, y éste podía ser trabajado con facilidad martilleándolo. En Egipto se crearon armas y utensilios en el 4000 AC con cobre y se establecieron determinadas aleaciones con otros metales. Aproximadamente a los 3000 AC, el periodo conocido como la Edad del
Bronce se extendió el uso de las aleaciones de Cobre-Estaño (Bronces), y 2000 años más tarde ya aparecieron las aleaciones Cobre-Zinc (Latón). Mientras tanto, en los antiguos reinos de la China, se empezaron a usar 14
las aleaciones de Cobre-Níquel-Zinc (similares a la Alpaca) bajo el nombre de Packfong. Las civilizaciones romana y griega también disponían del conocimiento de las aleaciones de cobre más importantes, que constituían la base de sus conocimientos técnicos, dado que el trabajo del hierro todavía debía perfeccionarse y el plomo era apenas conocido. Se le dio un uso muy variado en esos tiempos remotos, entre ellos: la empuñadura de espadas, grifería, corazas y espejos de mano, que son un buen ejemplo indicativo de la diversidad de propiedades del cobre, que como ningún otro metal, pudo llegar a satisfacer las necesidades tan variopintas de una cultura clásica avanzada. Los restos encontrados del metal, así como los utensilios derivados de él son testimonios silenciosos del comercio establecido del cobre que había entre civilizaciones a lo largo de la historia. En periodos históricos más recientes cabe comentar que el peso de la extracción del cobre recaía en Europa, hasta el auge de la Revolución industrial, donde la gran demanda hizo que las reservas no pudieran dar abasto o hasta en algunos casos, se agotaran. También hay que añadir que a partir del siglo XIX empezaron a usarse los metales como el Níquel y el Aluminio para la obtención de aleaciones Cobre-Aluminio (Bronces de Aluminio) y aleaciones Cobre-Níquel (cuproníqueles). La aparición de diversas nuevas tecnologías, como el descubrimiento de la dinamo por Werner von Siemens en el 1866, y la producción económica de corriente eléctrica en grandes cantidades, elevó todavía más las demandas de cobre por parte de la industria y de artesanos. En el año 1866 se generaron unos 100.000 Tm de cobre, cien años más tarde (1976) fueron 7.854.100 Tm y en el 2006 se produjeron hasta 12.000.000 Tm de cobre. Y en nuestro país, El cuarto o quinto milenio A.C. se producen transformaciones importantes debido a cambios climatológicos. 15
La agricultura presupone sedentarismo porque entre cosecha y cosecha el hombre tiene tiempo para inventar nuevos utensilios; perfeccionarlos y darles formas artísticas. Para este entonces el cobre ya se conoce. Uno de los artefactos de cobre más antiguo que se haya conocido en esta época. Se trata de un pedazo de cobre laminado que probablemente colgó de un collar u otra pieza de joyería. Esta pieza es de alrededor del año 50 de nuestra era y fue encontrada en Moquegua. El hombre no sólo conoce la agricultura, conoce la cerámica, la orfebrería y también construye viviendas y templos. Todo este progreso conlleva el advenimiento de las guerras ya que el hombre se enfrenta por la tenencia de la tierra y del agua. Es necesario entonces perfeccionar las armas. Finalmente todo ello exige la formación de una clase dirigente que entre muchas cosas utiliza vestidos y ornamentos que la distinguen como tal. A esta etapa se le conoce con el nombre de periodo formativo. Poco a poco aprendió a trabajar con metales, pasó de procedimientos poco elaborados de metalurgia a destrezas que perfeccionarían en etapas posteriores. Sin embargo, no es un hombre minero. Hay evidencia de trabajo metalúrgicos en Chongoyape -Lambayeque, de clara influencia Chavín y los de la cultura Vicus -Chulucanas, Piura- que trabajaron especialmente el cobre, el oro y el cobre dorado con la técnica llamada Mise en Couleur" que consistía en atacar la superficie de una aleación de cobre y oro mediante ácidos que extraían del jugo de plantas que corroían el cobre dejando intacto el oro. Caracteriza a la metalurgia de esta cultura los pectorales de cobre dorado, provista de abundantes colgajos. Más sofisticada aún es la metalurgia "Frías" -Ayabaca, Piura. Al término del periodo formativo empieza el apogeo cultural. Las culturas que 16
pertenecen a esta época son: Mochica, Nasca, Tiahuanaco y Huari. Los Mochicas, notables alfareros, heredaron una magnífica tradición metalúrgica de sus antepasados los Vicus. Los Nasca, famosos por el cromatismo y el extraordinario brillo de su cerámica, así como el gran despliegue de colores de su tapicería tuvieron manifestaciones artísticas metalúrgicas aunque fueron más pobres en comparación con la tradición norteña. La Cultura Tiahuanaco y Tiahuanaco-Huari abarcaron la zona del Antiplano hasta la zona de Ayacucho y de ahí amplían su zona de influencia hasta el norte del Perú, en periodos histórico sucesivos. Entre los años 500 a 700 de nuestra era, florecieron los metalurgistas de Tiahuanaco. Aleaban el cobre con estaño para fabricar bronces duros y resistentes, así como piezas fundidas con finos detalles. Fundieron barras especiales de cobre que utilizaron para asegurar piedras gigantescas de edificios especialmente imponentes. Luego fue la hegemonía de los Huari, de ellos nos queda entre otras cosas una porra de cobre, la primera arma de metal, utilizada para la defensa de Cerro Baúl -Moquegua.
1.2.1.1. El cobre.
El cobre (del latín cuprum), cuyo símbolo es Cu, es el elemento químico de número atómico 29. Se trata de un metal de transición de color rojizo y brillo metálico, se caracteriza por ser uno de los mejores conductores de electricidad (el segundo después de la plata). Gracias a su alta conductividad eléctrica, ductilidad y maleabilidad, se ha convertido en el material más utilizado para fabricar cables eléctricos y otros componentes electrónicos. 17
El cobre forma parte de una cantidad muy elevada de aleaciones que generalmente presentan mejores propiedades mecánicas, aunque tienen una conductividad eléctrica menor.
Figura N° 1: Metal, rojizo.
Las
más
importantes
son
conocidas
con
el
nombre
de bronces y latones. Por otra parte, el cobre es un metal duradero porque se puede reciclar un número casi ilimitado de veces sin que pierda sus propiedades mecánicas. Fue uno de los primeros metales en ser utilizado por el ser humano en la prehistoria. El cobre y su aleación con el estaño, el bronce, adquirieron tanta importancia que los historiadores han llamado Edad del Cobre y Edad del Bronce a dos periodos de la Antigüedad. El cobre es uno de los metales de mayor uso, de apariencia metálica y color pardo rojizo. El cobre es un elemento de transición de la tabla periódica, y su número atómico es 29. Su punto de fusión es de 1083 °C, mientras que su punto de ebullición es de unos 2567 °C, y tiene una densidad de 8,9 g/cm3. Su masa atómica es 63,546 u.m.a. Tiene elevada conductividad del calor y electricidad, gran maleabilidad y ductilidad, además de su belleza. Debido a su extraordinaria conductividad, sólo superada por la plata, el uso más extendido del cobre se da en la industria eléctrica. 18
Su ductilidad permite transformarlo en cables de cualquier diámetro, a partir de 0,025 mm. La resistencia a la tracción del alambre de cobre estirado es de unos 4200 kg/cm 2. Puede usarse tanto en cables y líneas de alta tensión exteriores como en el cableado eléctrico en interiores, cables de lámparas y maquinaria eléctrica en general:
generadores,
señalización,
aparatos
motores,
reguladores,
electromagnéticos
y
equipos
de
sistemas
de
comunicaciones. 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.
Información General:
Nombre, Símbolo, Número: Cobre, Cu, 29
Serie Química: Metales de transición.
Grupo, Periodo, Bloque: 11, 4, d
Masa Atómica: 63,536 u
Configuración Electrónica: [Ar] 3d104s1
Dureza Mohs: 3.0
Propiedades Físicas: Estado Ordinario: Solido (diamagnético) Densidad: 8960 kg/m 3 Punto de fusión: 1357,77K (1084,62°C) Punto de Ebullición: 2835 K (2562°C) Entalpia de vaporización: 300 kJ/mol Entalpia de fusión: 13.1 kJ/mol
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Otros: Estructura cristalina: Cubica centrada en las caras. Calor específico: 385J/ (Kg) Conductividad eléctrica: 58,108 × 106 S/m Conductividad térmica: 400 W/(K.m) Velocidad del sonido: 3570 m/s a 293,15 K(20 °C)
Química: cobre puro, con pequeñas cantidades de plata, bismuto, mercurio, arsénico y antimonio. Se disuelve en HNO 3 concentrado.
Forma de presentarse: los más frecuentes son los grupos dendríticos arborescentes, pero aparece también cristalizado, siendo el octaedro la forma más frecuente en la que se presenta.
Génesis: en la zona de oxidación de los depósitos de cobre, los yacimientos primarios están asociados a lavas basálticas, donde el cobre nativo aparece como resultado de reacción de soluciones hidrotermales con minerales de óxidos de hierro.
Cristalografía: Sistema y clase:
Cúbico, holoédrico
(4/m3 2/m).Como se
muestra en la figura Nº 2.
Grupo espacial:
Fm3m
a = 3.615 Å; Z = 4.
Figura Nº2. Esquema cristalográfico del Cobre. 20
Aplicaciones: El cobre se utiliza muchas veces con un gran nivel de pureza, cercano al 100 % y/o como aleado con otros elementos. El cobre puro (Fig. N° 3) se emplea principalmente en la fabricación de cables eléctricos.
Figura N° 3: Cobre Puro. El cobre es el metal no precioso con mejor conductividad eléctrica, por lo cual se emplea en la electricidad y telecomunicaciones. También se emplea en los medio de transporte como radiadores gracias a su alta conductividad térmica y resistencia a la corrosión. Debido a que resiste a la corrosión se emplea también en la construcción y ornamentación, y cabe mencionar que un uso muy notorio son las monedas.
1.2.1.2. Minerales de cobre Existe una diversidad de especies mineralógicas que contienen cobre, en la mayor parte del mundo son los minerales sulfurosos como: Calcocita (Cu2S), Covelita (CuS), Chalcopirita (CuFeS 2), Bornita (Cu3FeS3) y Enargita (Cu 3 AsS4).
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Figura N° 4:Calcocina
Figura N° 5:Covelina
Figura N° 6:Chalcopirita
Además de estas especies mineralógicas hay también minerales oxidados como son la cuprita (Cu 2O), tenorita (CuO), malaquita (Cu2CO3(OH)2), azurita (Cu3(CO3)2(OH)2), crisocola ((Cu.Al)4H4(OH)8 Si4O10 ·nH2O) y brocantita (Cu4SO4(OH)6), que contienen cobre metálico. 22
Figura N° 7:Cuprita
Figura N° 8: Azurita Estas especies mineralógicas son las que mayormente se procesan en el Perú según las informaciones obtenidas, ya que este posee una gran variedad de minerales.
1.2.2. La chalcopirita La chalcopirita es la mena la mena de cobre de cobre más ampliamente distribuida. Del griego khalkós, cobre y pyrós, fuego o pirita , literalmente ‘ pirita de cobre’. Químicamente es un disulfuro de hierro y cobre metalizado, de la clase 2 según la clasificación la clasificación de Strunz de los minerales. Los
cristales
son
pseudotetraedros,
corrientemente
con
recubrimiento de tetraedrita de tetraedrita o tenantita. tenantita. La mayoría de las veces se la encuentra en forma masiva y las pocas veces que se ven los cristales están muy maclados y aplanados. 23
Figura N° 9: Mineral chalcopirita Forma
una
serie
de
minerales
de solución
sólida con
la eskebornita la eskebornita (CuFeS2), sustituyendo gradualmente el anión sulfuro por el seleniuro. Se clasifica dentro de los sulfuros. Es un mineral muy común en los filones de sulfuros diseminados por las rocas
ígneas. ígneas.
Puede
formarse
rocas pegmatitas rocas pegmatitas neumatolíticas,
y
encontrarse
rocas hidrotermales rocas hidrotermales de
en: alta
temperatura, depósitos de metamorfismo de contacto, así como constituyente primario de rocas ígneas básicas. En los yacimientos de cobre suele ser el principal mineral de este metal que aparece. Es la principal minería del cobre. Casi dos tercios de su peso son de hierro y cobre, ambos metales de gran aplicación industrial, pero por su valor en el mercado es extraído el cobre con alto rendimiento económico. Las principales características de la chalcopirita son las siguientes:
Categoría: mineral sulfuroso Formula química: Nombre químico: Sulfuro de cobre (II) y Hierro (II). Nombre común: Calcopirita o Chalcopirita. Composición: Cobre: 34,5 %, Hierro: 30,5 %, Azufre: 35 % Presentación:
comúnmente
se
encuentra
en
masas
compactas, empañadas o con irisaciones siendo los cristales 24
muy raros. Las chalcopirita se confunde fácilmente con la pirita, pero su color es más amarillento; se encuentra en general en vetas metálicas o en rocas más antiguas asociada con la pirita o sulfuro de hierro.
Color : amarillo latón, amarillo miel Raya: negra verdosa. Dureza: 3,5 – 4,0 (Escala de Mohs) Gravedad especifica: 4,1 – 4,3. Densidad: 4.1 g. /cm 3. Lustre: metálico. Exfoliación: poco marcada. Fractura: concoidea o irregular. Sistema cristalográfico: Tetragonal, escalenoédrico Variedades principales Calcopirita estañosa: Con estaño. Calcopirita aurífera: Con oro.
1.2.3. Yacimientos de cobre en el Perú
Southern Perú Copper Corp. Suc. del Perú.
Ubicación: Cuajone (Moquegua); Toquepala.
Producción: Concentrado de Blíster y cobre refinado, concentrado de Molibdeno, Zinc
Compañía Minera AntaminaS.A.
Ubicación: En el distrito de San Marcos, en la Región Ancash.
Producción: Concentrado de cobre, zinc, molibdeno, plomo.
Compañía Minera Bhp Billiton Tintaya S.A. 25
Ubicación: Provincia de Espinar en Cusco.
Producción: Cátodo de cobre (oxido de cobre); concentrado de cobre (sulfuro de cobre).
Sociedad Minera Cerro Verde S.A.A.
Ubicación: 30 Km de la ciudad de Arequipa.
Producción: Concentrado de cobre y Molibdeno.
Compañía Minera Doe Run Perú S.R.L.
Ubicación: Localizada
en los Andes Centrales del Perú,
Complejo metalúrgico de la Oroya y de la Mina Cobriza en Huancavelica
Producción: Concentrados de Zinc, Plomo, Plata, Oro, Cobre.
Compañía Minera Condestable S.A.
Ubicación: En la cumbre de la Cordillera Occidental entre el departamento de Huánuco (Provincia de Lauricocha, Distrito de San Miguel de Cauri) y Lima (Provincia de Oyòn)
Producción: Concentrado de Cobre, Zinc, Plomo.
Compañía Minera Atacocha S.A.
Ubicación: En la Sierra Central del Perú a 15 Km al Nor Este de Cerro de Pasco.
Producción: Concentrado de Plomo, Cubre, Zinc, Plata, Oro.
Compañía Minera Volcan S.A.
Ubicación: Km. 120 Carretera Central Casa palpa Perú.
Producción: Concentrado de Cobre, Plomo, Zinc, y Plata.
Empresa Minera Pan American Silver S.A.C. Mina Quiruvilca.
Ubicación: A 130 Km. De la ciudad Costeña de Trujillo.
Producción: Concentrado de Cobre, Plata, Plomo, Zinc.
26
Compañía Minera Milpo S.A.
Ubicación: Cuenta con unidades como el Porvenir (Pasco), La mina Atacocha (Pasco), mina Chapi (Moquegua), Mina Cerro Lindo (Ica), Refinería Ivan (Antofagasta - Chile).
Producción: Concentrado de Zinc, Plomo, Cobre, Sulfatos de Cobre y Cátodo de Cobre.
Compañía Minera Colquisiri S.A.C .
Ubicación: Al Norte de Lima y al Oeste de la Ciudad de Huaral.
Producción: Concentrado de Cobre, Plata, Plomo, Zinc.
Sociedad Minera El Brocal S: A.
Ubicación: Distrito de Tinyahuarco (Pasco)
Producción: Concentrado de Cobre, Plata, Cobre y Plata.
Sociedad Minera Corona S.A.
Ubicación: Distrito
de
Allis,
provincia
de
Yauyos,
Departamento de lima.
Producción: Concentrado de Plomo, Cobre, Plata y Zinc.
Compañía Minera Casapalca S.A.
Ubicación: Sierra de la Región de Lima.
Producción: Concentrado de Plata, Zinc y Cobre.
Compañía Minera Buenaventura S.A.
Ubicación: Opera en diversos lugares del Perú; Orcapampa, Ucucchacua, Antapite, Julcani, Ishihuenca y Shila-Paula.
Producción: Concentrado de Oro, Plata, Cobre, Plomo y Zinc.
27
Compañía Minera Antapaccay S.A.
Ubicación: Está ubicada provincia de Espinar, región Cusco.
Producción: Planta concentradora (línea única) de mineral sulfurado mediante trituración/flotación .
Compañía Minera Argentum S.A.
Ubicación: Provincia de Yauli, Departamento de Junín .
Producción: Concentrado de cobre, oro, plomo, plata, zinc
Compañía Minera Caudalosa S.A.
Ubicación: Distrito de Huachocolpa, provincia y departamento de Huancavelica.
Producción: Produce principalmente plomo y zinc .
Compañía Minera Raura S.A.
Ubicación: Opera la mina San Miguel de Cuari en la Región Huánuco.
Producción: Minerales no ferrosos y polimetálicos como el zinc, plomo y concentrados de cobre .
Compañía Minera San Nicolás S.A.
Ubicación: Cuenca del río Tingo Maygasbamba, provincia de Hualgayoc, en Cajamarca.
Producción: Concentrado de cobre, oro, plomo.
Minera Chinalco Perú S.A.
Ubicación: Provincia de Morococha, en Junín.
Producción: Produce metales raros, metales no ferrosos y cobre.
28
1.2.4. Yacimiento de minerales de cobre en la provincia de nazca Ica es un departamento generalmente agrícola y minero, siendo la provincia de Nazca fundamentalmente minera. En Nazca los principales yacimientos de minerales sulfurados de cobre se encuentran en las siguientes minas:
Corporación MINERA LIBRA S.A.C. Este yacimiento está reconocido, por el ministerio de energía y minas, ya que en su mayoría son artesanales, no reconocidos mediante ley.
Nota Nº 1: Cabe mencionar que la ciudad de nazca predomina por sus numerosas plantas concentradoras, mas no de yacimientos mineros, los minerales a concentrar en dichas plantas provienen de diferentes yacimientos, en su mayoría de la zona sur, y sureste del país. Para las pruebas experimentales requeridas por el proyecto de investigación se trabajó con la calcopirita, un mineral sulfuroso de cobre proveniente del yacimiento SANTA MONICA, provincia de Lucanas, Región de Ayacucho.
29
1.2.5. Flotación para minerales sulfurados de cobre 1.2.5.1. El proceso de flotación Se define la flotación como un proceso de concentración de minerales en el cual se procura separar las partículas de menas útiles de estériles o gangas, mediante un tratamiento físico-químico que modifica su tensión superficial para lograr que burbujas de aire finamente divididas se adhieran a las primeras y las enriquezca en una espuma. En vista de esta última característica, este proyecto recibe también el nombre de flotación de espuma (froth flotation).tiene sobre otros procedimientos de concentración, puramente físicos, la ventaja de:
Tener flexibilidad suficiente para concentrar selectivamente, es decir, con producción de concentrados limpios y de alta ley, todos los minerales sulfurados y la mayoría de los no sulfurados y
oxidados.
Mediante
combinaciones
(o
formulaciones)
adecuadas de aditivos o reactivos de flotación.
Adaptarse fácilmente al tratamiento en gran escala y con ayuda de técnicas automáticas de control y medición, a pulpas de mineral
con
granulometría
de
amplia
gama:
entre
48
mallas/pulgadas hasta unos pocos micrones.
Integrarse fácilmente con técnicas modernas de molienda y clasificación, así como con medios mecanizados de manejo de productos, tales como bombeo y separación solido/liquido.
30
Figura N° 10: Esquema de flotación por Espuma El proceso esencial de la flotación comprende la anexión de partículas minerales a las burbujas de aire, de tal modo que dichas partículas son llevadas a la superficie de la pulpa mineral, donde pueden ser removidos. Éste proceso abarca las siguientes etapas. a) El mineral es molido húmedo hasta aproximadamente 48 mallas (297 micrones) b) La pulpa que se forma, es diluida con agua hasta alcanzar un porcentaje de sólidos en peso entre 25% y 45%. c) Se adiciona pequeñas cantidades de reactivos, que modifican la superficie de determinados minerales. d) Otro reactivo, específicamente seleccionado, se adiciona para que actúe sobre el mineral que se desea separar por flotación. este reactivo cubre la superficie del mineral haciéndola aerofílico e hidrofóbica. e) Luego se adiciona otro reactivo, que ayuda a establecer una espuma estable. f) La pulpa químicamente tratada en un depósito apropiado, entra en contactos con aire introducido por agitación o por la adición directa de aire a baja presión.
31
g) El mineral aerofílico, como parte de la espuma, sube a la superficie de donde es extraído. la pulpa empobrecida, pasa a través de una serie de tanques o celdas, con el objeto de proveer tiempo y oportunidad a las partículas de mineral para contactar burbujas de aire y pueden ser recuperadas en la espuma. Por lo tanto, podemos señalar que la flotación es un macro fenómenos de hidrofobicidad y de aerofilicidad de la superficie de los minerales, que se desean recuperar. Cabe mencionar que en este proceso de flotación existe el contacto de tres fases liquido (agua), solido (mineral) gaseoso (aire). Para que la flotación de minerales sea efectiva, se requiere de los siguientes aspectos.
Reactivos químicos en la flotación del cobre
Colectores; Son compuestos químicos orgánicos que actúan selectivamente en la superficie de ciertos minerales, haciéndolas repelentes al agua y asegurando la acción de las burbujas de aire, haciéndolas aerofílicas.
Espumantes; Son sustancias orgánicas de superficies activas heteropolares, que se concentran por absorción en las interfaces aire-agua, ayudando a mantener a las burbujas de aire dispersas y evitando su coalescencia.
Modificadores; Dentro de estos tenemos a los depresores, activadores, dispersantes y sulfurantes.
Equipos y componentes del proceso de flotación de cobre
Diseño de celda; En función a este podremos determinar la cantidad de mineral optimo a utilizar en el proceso. 32
Sistema de agitación; será el que permita una eficiente combinación de las fases presentes para un buen proceso.
Flujo de aire; La aireación permitirá aumentar o retardar la flotación en beneficio de la recuperación o de la ley, respectivamente.
El aire es uno de los tres elementos
imprescindibles en el proceso de flotación, junto con el mineral y el agua.
Configuración y control de los bancos de celdas; La flotación de minerales se lleva a cabo en los llamados bancos de celdas o máquinas de flotación, la que ha venido evolucionando en sus formas geométricas, en sus formas de agitación de la pulpa, así como en sus tamaños.
Parámetros y variables de operación en el proceso de flotación de cobre Velocidad de alimentación; el cual se terminara en función a la capacidad de la planta y las toneladas de mineral a procesar.
Mineralogía; las especies mineralógicas dentro de una mena, no son de la misma dureza. Esto significa que en el proceso de reducción de tamaño, las especies más blandas se desintegran en mayor proporción que las duras.
Tamaño de partícula; Adquiere gran importancia dado que la flotación requiere que las especies minerales útiles tengan un grado de liberación adecuado para su concentración.
Densidad de pulpa;Existe un porcentaje de sólidos óptimo para el proceso que tiene influencia en el tiempo de residencia del mineral en los circuitos.
PH; La flotación es sumamente sensible al pH, especialmente cuando se trata de flotación selectiva. Cada fórmula de reactivos 33
tiene un pH óptimo ambiente en el cual se obtendría el mejor resultado operacional. Comúnmente se emplea cal, NaOH, Na2CO3.
Velocidad de agitación; La velocidad de agitación es un parámetro que puede influir en el desarrollo del proceso, siendo necesario un equilibrio entre la buena homogeneización y la correcta función de los insumos para la flotación.
Tiempo de Residencia; El tiempo de residencia dependerá de la cinética de flotación de los minerales de la cinética de acción de reactivos, del volumen de las celdas, del porcentaje de sólidos de las pulpas en las celdas y de las cargas circulantes.
Calidad del Agua; En las Plantas la disponibilidad de agua es un problema. Normalmente se utiliza el agua de recirculación de espesadores que contiene cantidades residuales de reactivos y sólidos en suspensión, con las consecuencias respectivas derivadas por este flujo de recirculación.
1.2.5.2. Mecanismo de flotación Para estudiar el mecanismo de la flotación es suficiente, en principio, enterarse con todo detalle de lo que sucede entre una partícula de mineral y una burbuja de aire para que ellos formen una unión estable. Con respecto a las partículas de minerales, es sabido que pocas de ellas tienen propiedades hidrofóbicas suficientemente fuertes como para que puedan flotar. En primer lugar, en la gran mayoría de los casos hay que romper enlaces químicos (covalentes y iónicos principalmente) para efectuar la liberación del mineral. Esto inmediatamente lleva a la hidratación de la superficie mineral. En resumen, es necesario hidrofobizar las partículas minerales en la pulpa para hacerlas flotables. Esto se efectúa con los reactivos 34
llamados colectores, que son generalmente compuestos heteropolar, o sea, una parte de la molécula es un compuesto evidentemente apolar (hidrocarburo) y la otra es un grupo polar con propiedades iónica igual a propiedades eléctricas. Para facilitar la absorción de estos reactivos sobre la superficie de las partículas minerales hay que crear condiciones favorables en la capa doble de cargas eléctricas, lo que se hace con los reactivos llamados modificadores. La partícula mineral queda cubierta por el colector que se afirma en su red cristalina por medio de su parte polar, proporcionándole con la parte apolar propiedades hidrofóbicas (propiedades no mojables) El otro componente del futuro agregado partícula-burbuja es la burbuja de aire. Esta es necesaria para:
Recoger las partículas en la pulpa.
Transportarlas hacia la superficie
Las experiencias con inyección directa de aire en la pulpa generalmente dan resultaos negativos si no se emplea un espumante, por cuanto el aire se distribuye en forma dispareja, las burbujas son inestables y se asocian una con otras. Al agregar el espumante, se estabilizan, se obtiene el tamaño y la dispersión del aire es pareja. Los espumantes, que son reactivos tensoactivos, se absorben selectivamente en las interfaces gas –líquidos. Las partes polares de estos compuestos tensoactivos se orientan hacia el agua y la parte polar hacia la burbuja misma. Las partículas y burbujas están en una constante agitación, debido a los rotores de las máquinas de flotación, de modo que para realizar su unión son necesario: 35
Su encuentro.
Condiciones favorables para formar el agregado.
El encuentro se realiza por el acondicionamiento y la agitación dentro de la maquina misma.
Figura N° 11: Mecanismo de Flotación por Espuma
Los conceptos de las condiciones que determinan la unión estable entre la partícula y la burbuja son los siguientes: no hay problemas en explicar el acercamiento de la burbuja y la partícula hasta el punto en que la película de agua que las separa queda muy fina. En este momento, la partícula, para acercarse más a la burbuja tiene que superar lo que se considera una barrera energética. Para las partículas hidrofilicas, en que la asociación de la partícula con las moléculas de agua es muy firme, esta barrera nunca se supera y las partículas no flotan. Para las partículas hidrofóbicas, la barrera queda repentinamente rota por fuerzas todavía no bien conocidas, permitiendo un contacto trifásico. Los conceptos modernos de la dinámica de contacto entre la burbuja y la partícula consideran que el encuentro entre ambas se efectúa del 36
modo como ocurre la colisión entre dos cuerpos elásticos. Esto significa que los cuerpos chocan y rebotan.se ha podido observar el hundimiento de la burbuja cuando es chocada por la partícula y el rebote elástico de esta última. La partícula, enseguida, vuelve nuevamente a chocar con las burbujas hasta que se encuentra con la que tiene condiciones energéticas y eléctricas para asociarla. Este mecanismo, entonces contempla como factores de importancia, el tamaño de la partícula (fuerza dinámica) y su mojabilidad (condiciones eléctricas)
Figura N° 9: Flotación, un proceso fisicoquímico
1.2.5.3. Proceso de flotación para la chalcopirita Para lograr un concentrado de cobre se necesita pasar por una serie de etapas y/o operaciones, como es la conminución que consta de dos operaciones que es el chancado y la molienda, para obtener la granulometría deseada siendo así que mediante este estudio lograremos optimizar el tiempo de molienda para una granulometría eficiente, y así llegar a la siguiente etapa que es el proceso de flotación las cuales se detallan a continuación. 37
1.2.5.3.1.
Chancado
El mineral proveniente de la mina presenta una granulometría variada, desde partículas de menos de 1mm hasta fragmentos mayores que 1 m de diámetro, por lo que el objetivo del chanchado es reducir el tamaño de los fragmentos mayores hasta obtener un tamaño uniforme máximo de ½ pulgada. Para lograr el tamaño deseado de ½ pulgada, en el proceso del chancado se utiliza la combinación de tres equipos en línea que van reduciendo el tamaño de los fragmentos en etapas, las que se conocen como etapa primaria, etapa secundaria y terciaria.
En la etapa primaria el chancador primario reduce el tamaño máximo de los fragmentos a 8 pulgadas de diámetro.
En la etapa secundaria el tamaño del mineral se reduce a 3 pulgadas de diámetro.
En la etapa terciaria, el material mineralizado logra llegar finalmente a ½ pulgada.
1.2.5.3.2.
Molienda y clasificación
Mediante la molienda, se continua reduciendo el tamaño de las partículas que componen el mineral, para obtener una granulometría máxima de 180 micrones (0.18 mm), la que permite finalmente la liberación de la mayor parte de los minerales de cobre en forma de partículas individuales. El proceso de la molienda se realiza utilizando grandes equipos giratorios o molinos en forma cilíndrica, en dos formas diferentes: molienda convencional o molienda SAG; en esta etapa al material mineralizado se le agregan agua en 38
cantidades suficientes para formar un fluido lechoso y los reactivos necesarios para realizar el siguiente proceso que es la flotación. El tipo de molino más usado actualmente es el que opera con bolas de acero, las cuales caen sobre las rocas cuando el molino gira, siendo así que reduce más su tamaño.
1.2.5.3.3.
Flotación
Existen muy pocos casos en la práctica en los que la primera operación produce un concentrado comercial de alta calidad y relaves que contienen escaso mineral valioso. Frecuentemente eso es imposible por las siguientes razones:
Los minerales que deben separarse tienen propiedades similares de flotación, de tal modo que no puede obtenerse alta selectividad.
Es necesario en muchos casos no dos, sino varios productos de concentración.
Frecuentemente es usual moler los productos individuales para obtener más completa la exposición a la operación.
Por esto es necesario utilizar diversas etapas en las operaciones de flotación. Un sistema combinado de diversas etapas en las operaciones de flotación se llama “circuito” o “esquema de flotación”
a) Flotación primaria o rougher: Es aquella que recupera una alta proporción de las partículas valiosas, aun a costa de la selectividad, utilizando las mayores concentraciones de reactivos colectores y /o depresores del circuito, velocidades altas de agitación y baja altura de la zona de espumas. 39
El concentrado rougher, no es el producto final y deberá pasar a las etapas de limpieza o cleaner.
b) Flotación en limpiezas(cleaner): Se utiliza para describir las operaciones en las que los concentrado primarios o la de las unidades de procesamiento están sujetos a flotaciones repetidas para mejorarla calidad del concentrado. Tienen como finalidad obtener concentrado de alta ley aun a costa de una baja en la recuperación; en algunos caso en estas etapas para hacer más selectivo el proceso, se requieren bajos porcentajes de sólidos en las pulpas de flotación, menores velocidades de agitación, mayor altura de la zona de espumas y principalmente
menor
concentración
de
reactivos
colectores que en la etapa rougher. También es habitual añadir a estas etapas reactivos depresores que incrementan la selectividad de la flotación. Los relaves de limpieza generalmente no son descartados y regresan para su retratamiento a la etapa anterior.
c) Flotación scavenger: Es aquella operación en la que se recupera la mayor cantidad de valiosos posibles; su relave será un descarte final, mientras que su concentrado deberá retornar generalmente a la etapa rougher para incrementar su ley. Generalmente, las cargas circulantes deben tener concentraciones (leyes) similares a os flujos a los cuales 40
se unen; así el concentrado scavenger deberá tener una ley cercana a la del alimento fresco y al relave de la primera limpieza ya que los tres se unen. Por la misma razón, el relave de la segunda limpieza deberá ensayar un contenido de material valioso cercano al del concentrado rougher. Es común que el concentrado scavenger y el relave de la primera limpieza contengan partículas mixtas en las cuales intercrecen mineralógicamente mineral valioso y de ganga Por ellos estos productos pueden ser sometidos a remolienda para romper los intercrecimientos por reducción de tamaño.
1.2.6. Reactivos del proceso de flotación Un reactivo es el componente y la variable más importante del proceso de la flotación, debido a que no puede efectuarse éste sin la participación de dicho reactivo. Dentro de los reactivos más importantes del proceso de flotación se tienen los siguientes:
1.2.6.1. Colectores: Son compuestos químicos orgánicos que actúan selectivamente en la superficie de ciertos minerales, haciéndolos repelentes al agua y asegurando la acción de las burbujas de aire, convirtiéndolas en aerofílicas. La gran mayoría de los colectores comerciales son moléculas
complejas,
estructuralmente
asimétricas
y
están
compuestos de una parte polar y de una parte no polar, con propiedades diferentes. La parte no polar es orientada hacia el agua, debido a que difícilmente reacciona con los dipolos del agua y por consiguiente tiene propiedades fuertes para repeler al agua y la parte polar hacia el mineral, porque la superficie del mineral presenta una 41
respuesta frente a esta parte de los colectores. Esto hace que la superficie del mineral cubierta por las moléculas de los colectores se haga hidrofóbica. Como podemos apreciar la Figura Nº 6 ilustra una superficie de contacto de la burbuja de aire sobre el mineral, con y sin un colector. Algunos agentes quelantes y aceites funcionan también como colectores. Los colectores se clasifican en aniónicos catiónicos.
A) Colectores aniónicos: Son reactivos cuyo anión, es decir, cuyo componente de carga negativa, queda adsorbido al mineral. También existen colectores no aniónicos, que pueden ser tanto bipolares como absolutamente apolares. En función de su grado polar, los colectores aniónicos se dividen en sulfhidrílicos y oxhidrílicos. Esta clasificación concuerda en amplio grado con su aplicación; es decir, los primeros resultan adecuados para minerales sulfurosos y los segundos para minerales no sulfurosos. Los Xantatos conforman el principal grupo de colectores sulfhidrílicos.
Colectores Sulfhidrilicos: Forman parte de este grupo todas las sustancias que tienen como mínimo un átomo de Azufre en la parte polar, es decir, Solidófila de un anión. Ello les confiere una gran afinidad respecto a todos los minerales sulfurosos, los cuales, por consiguiente, pueden separarse de manera muy selectiva de los restantes de la ganga. Dentro de este grupo figuran las líneas de Xantatos y Ditiofosfatos. Los Xantatos conforman el principal grupo de colectores Sulfhidrílicos.
42
Xantatos: Los Xantatos son derivados del ácido carbónico en el cual dos oxígenos son reemplazados por azufre y un hidrógeno por un grupo aril. El método de preparación de los Xantatos alcalinos, de sodio o potasio, consiste en la disolución de un hidróxido alcalino en el alcohol alquílico apropiado, seguido por una adición de bisulfuro de carbono al metal-alcoholato. Las reacciones son: ROH NaOH RONa → alcohol alquilico hidroxido de sodio alcoholato de sodio HO
→
= =
El nombre del Xantato depende del alcohol y el metal de hidróxido alcalino empleado. Los
Xantatos
son
compuestos
heteropolares
que
contienen un grupo funcional inorgánico, iónico, unido a una cadena de hidrocarburos, no iónico. En medio acuoso el Xantato se disocia en iones Xantatoy iones del metal alcalino de la siguiente forma:
= =
→ = + = −
La flotación de una especie mineral que está íntimamente ligada a la solubilidad de ésta o de la sal superficial formada, esto es, la flotabilidad aumenta al disminuir la solubilidad. Los Xantatos de metales alcalinos y alcalinotérreos son solubles en agua. Por otro lado, los 43
Xantatos de metales pesados tienen solubilidad limitada en soluciones acuosas.
Tipo de Xantatos:
Z-3: Xantato etílico de Potasio. El Xantato etílico de potasio es una débil pero muy selectiva forma de xantato. Este producto se usa tipicamente em minerales complejos donde se requiere un alto grado de selectividad. Se usa más frecuentemente em minerales de plomozinc, ya sea sólo o com otros agentes modificadores, em flotación o en combinación com otros colectores. Nuevamente el rango típico de dosificación está entre 20 y 160 g./ton.
Z-4: Xantato etílico de sodio. El Xantato etílico de sodio es el más débil, pero es el producto más selectivo de los Xantatos. Este reactivo es usado frecuentemente em minerales complejos donde se requiereel grado más alto de selectividad. Es usado frecuentemente en separación de plomozinc por el método de flotación o en combinación com ditiofosfatos para efectuar la separación deseada. Las dosificaciones requeridas dependerán de las condiciones metalúrgicas del circuito, pero tipicamente fluctúan entre 20 y 160 g./ton.
44
Z-6: Xantato amílico de potasio. El xantato amílico de potasio es el colector más fuerte y es el menos selectivo. Este producto se usa generalmente como um reactivo em flotación rougher o en circuito de flotación scavenger donde se deseen altas recuperaciones. Nuevamente este puede ser usado sólo, o com otros modificadores em flotación o en combinación com otros químicos colectores. El rango típico de dosificaciones está también entre 20 y 160 g./ton.
Z-11: Xantato isopropílico de sodio El
xantato
isopropílico
de
sodio
se
usa
frecuentemente y provee um buen resultado entre el poder de colección y selectividad. Este producto se usa em un amplio rango de separaciones de mineral dependiendo de las características del mineral y de los
resultados
que
se
desean.
La
forma
isopropìlicatiene una tendência mayor a flotar pirita que la forma etílica. Como se indicó anteriormente, todos estos productos pueden
ser
usados
solamente
con
agentes
modificadores de flotación o en combinación com ditiofosfato para efectuar La separación deseada. Las dosificaciones fluctúan también típicamente entre 20 y 160 g./ton.
45
Z-12: Xantato butílico secundario de sodio. Este xantato es utilizado ampliamente en La flotación conjunta de todos los minerales sulfurosos y, bajo condiciones adecuadas, para La flotación selectiva de menas de cobre y zinc, después de la activación con sulfato de cobre.
Z-14: Xantato isobutílico de sodio. El xantato isobutílico de sodio es um colector más fuerte
que
los
anteriores,
pero
es
también
relativamente menos selectivo en contra de la pirita y otros sulfuros. Este producto se usa generalmente em sulfuros complejos y también puede ser usado sólo, con agentes modificadores o en combinación com
otros
colectores
como
ditiofosfatos,
tiocarbonatos o ditiocarbonatos. Las dosificaciones fluctúan también tipicamente entre 20 y 160 g./ton.
Ditiofosfatos: Se
desarrollaron
originalmente
por
La
firma
American
CyanamidCo. Es el productor más importante y el más antiguo de ditiofosfatos, quienes obtuvieron La patente en 1925 y le dieron e lnombre comercial de Aerofloats. Com el nombre de “aerofloat”. Se fabrican a partir delpentasulfuro de fósforo y del
ácido cresílico (aerofloat 25). Los ditiofosfatos se diferencian de los xantatos por La presencia (enalgunos de ellos) del espumante, ácido cresílico y por tener em su fórmula estructural una cadenacon doble grupo alifático. La estructura de estos compuestos presenta la fórmula general:
46
Siendo R radical hidrocarburo aromático o alifático y X, átomo de hidrogeno o metal alcalino o Ión amônio. Los Ditiofosfatos soncompuestos químicos de classe sulfhídrica que se emplean em minería como promotores para La separación de minerales sulfurosos y metálicos. Además, estossonbásicamente ácidos aril-ditiofosfóricos ysalesdel ácido alquilo-ditiofosfórico. Actualmentelosditiofosfatos se obtienen por vía de La interaccióndelpentasulfuro de fósforo com fenoles o alcoholes, por La reacciónsiguiente:
Donde R es el radical alquilo de alcohol o radical arilo de fenol. Aunque se ha encontrado que existe una reacción de descomposicióncuando se ponen em contactocon agua em medio alcalino, este processo ocorre tan lentamente que no influye em los resultados de laflotación.
Tipos de Ditiofosfatos: Ditiofosfato AR-1242 (Aerofloat 242): Es un promotor fuerte, soluble en agua y con ligeras características espumantes; es especialmente útil 47
cuando se necesita un promotor selectivo, rápido y activo, y cuando no es posible acondicionar el promotor con la pulpa. Además, posee propiedades espumantes muy débiles, presenta un color café oscuro-negro. Es el más selectivo, generalmente en aquellos circuitos de donde se requiere recuperar la mayor cantidad de plata. Otra particularidad de este reactivo es que también puede usarse en los circuitos de flotación de zinc.
Ditiofosfato AR-131 (Aerofloat 31): Posee
características
físicas
esencialmente
similares al AR-125, pero son colectores más enérgicos. Es un colector preferido en la recuperación de plata/plomo por su grado de selectividad.
Ditiofosfato AR-125 (Aerofloat 25): Es de uso general como promotor selectivo para la flotación de sulfuros y combina propiedades tanto promotoras como espumantes, y es un colector de acción rápida, usado en los circuitos de flotación de Plata, Plomo, Cobre y Zinc. Especialmente en las celdas unitarias; actúa muy bien en circuitos neutros y alcalinos, y tiene buena sinergia en los Xantatos.
Ditiofosfato AR1-404(Aerofloat 404): Este promotor se desarrolló originalmente para la flotación de carbonato de plomo sin el empleo de un agente sulfurizante. Este colector tiene bajas 48
propiedades espumantes. Actúa bien en circuitos débilmente ácidos (pH de 6 a 7), e n combinación con elAR-1242 forma una mezcla sinergética de mejor acción, para la recuperación de cobre, plomo y zinc.
Ditiofosfato AR-1238 (Aerofloat 238): Este reactivo es un promotor excelente para sulfuro de cobre, especialmente útil en la flotación de chalcopirita, en presencia de pirita cuando se desea la selectividad. Colector usado en la flotación de sulfuros de cobre plata, por su selectividad al sulfuro de fierro. También es usado en los circuitos de Scavenger, mejorando larecuperación de los valores que se pierden en el relave. No es un buen colector de Galena y, al igual que los otros ditiofosfatos, tiene considerable selectividad con respecto a la pirita en circuito alcalino.
Colectores Oxhidrílicos: Mayormente está compuesto por carboxílicos (ácidos grasos, sus sales y los jabones), Tienen fuertes propiedades colectoras y, además, son pocos selectivos, lo que impide una eficiente separación de los sulfuros de sus gangas. Se usan actualmente en la flotación de minerales oxidados, sales y no metálicos; por ejemplo, en la flotación de minerales de Manganeso y Hierro, y en la flotación de la malaquita.
B) Colectores Catiónicos: Se derivan de un ion complejo de amonio, son aquellos donde la repelencia al agua es asegurada 49
por el catión (cargado positivamente); al igual que los colectores aniónicos, consiste de un radical hidrocarbonado y un grupo solidofílico, el cual se halla químicamente ligado al radical. El elemento principal en la mayoría de colectores catiónicos es el nitrógeno, así como el grupo amino. Por lo general, los aniones de este tipo de colectores son haluros, los cuales no toman parte activa en la reacción con el mineral. En contraposición con los colectores aniónicos, donde la adherencia del colector al mineral es muy fuerte, la adhesión de los colectores catiónicos es muy débil y la desorción del colector puede ser efectuada solamente reduciendo la concentración. Los colectores catiónicos se usan principalmente en la flotación de silicato y óxidos, alúmino-silicatos, siendo bastante limitada y son menos selectivos que los reactivos aniónicos.
1.2.6.2. Agentes espumantes: Son sustancias orgánicas de superficies activas heteropolares que se concentran por absorción en las interfases aire-agua ayudando a mantenerse a las burbujas de aire dispersas y evitando su coalescencia. Entre los agentes espumantes más utilizados se tienen:
a) Aceite de pino. Proporciona una espuma fina, fácilmente quebrable y manipulable.
Tiene
tendencia
a
proporcionar
altas
recuperaciones y grados de concentración medianos. Cuando se utiliza en exceso abate las espumas y proporciona efervescencia. Se usa fundamentalmente en sulfuros de cobre y en menor intensidad en la flotación de Galena y Blenda.
50
b) Aceite cresílico. El ácido cresílico proporciona espumas menos finas, pero tiene las mismas propiedades que las del aceite de pino. Se usa sólo o combinado con el metilisobutil carbinol. Se usa muy ampliamente en la flotación de la galena, de pirita y en la flotación bulk de sulfuros.
c) Metil-isobutil-carbinol (MiBC). Espumante de excelentes propiedades selectivas debido a su cadena corta de carbones, lo hace ideal para recuperar valores de zinc, cobre, plomo y otros cuando se busca una buena selectividad.
d) Dowfroth 200 o 250. Fabricado por la firma The Dow Chemical Company, Midland, MI 48674. Su nombre ciéntifico es Polypropylene glicol methylether.
1.2.6.3. Modificadores: Son reactivos inorgánicos que se emplean en dosis más altas que los reactivos orgánicos. La finalidad de los modificadores es producir condiciones que favorezcan el proceso de flotación, ya sea regulando el pH, activando el intercambio de iones, dispersando el medio, etc. Los modificadores de la flotación se clasifican en reguladores de pH, depresores, activadores, dispersantes y sulfurantes.
a) Reguladoresde pH: Estabilizan el pH e influye en los fenómenos de ionización de los minerales sulfurados y en la reacción con las moléculas heteropolares. Cada sulfuro posee 51
su propio pH de flotación en donde flota mejor; esta propiedad varía de acuerdo al mineral.
CaO (Óxido de calcio) En forma de polvo, su dosificación está en un rango de 250 a 2500 g./ton. Deprime a los sulfuros de hierro, plomo marmatítico y ciertos minerales de cobre si se usa en exceso, en minerales preciosos deprime el oro. Tiene poco efecto sobre sulfuros de plata. En no metálicos retarda la recuperación de silicatos con promotores de tipo catiónico.
Na2 CO3 (carbonato de sodio) Polvo blanco grisáceo soluble. Este producto se amortiguará a un pH de 10,25. En forma de polvo se dosifica entre 250 a 1500 g./ton. En sulfuros actúa como dispersante de lamas de la ganga y ayuda en la recuperación de arsenopirita cuando se usa con sulfato de cobre. Ayuda en la flotación de metales preciosos y sulfuros como también a ciertos minerales no metálicos como rodocrosita, sheelita, etc.
NaOH (hidróxido de sodio) En forma de escamas o en polvo. Se dosifica entre 250 a 2000 g./ton. Regulan las lamas de la ganga, con sulfato de cobre activa la arsenopirita, ayuda en la recuperación de oro libre y además es un saponificador para ácidos grasos, regulador de alcalinidad para la sheelita y algunos otros minerales no metálicos.
H2SO4 (ácido sulfúrico) En forma líquida. Se dosifica entre 250 a 1000 g./ton, Ayuda en la recuperación de sulfuros de hierro, especialmente después de la depresión con cal o cianuro. Deprime al cuarzo 52
en la flotación, ayuda en la recuperación de óxidos de hierro y otros minerales que contienen hierro.
b) Depresores: Su función es la de disminuir la flotabilidad de un determinado mineral y ayudar a separar minerales de flotabilidad similar.
NaCN (cianuro de sodio). Son cristales en forma de pellets de
color blanquecino, se
usan para el recubrimiento y depresión de minerales sulfurados de fierro, cobre y zinc.
ZnSO4 (sulfato de zinc). Son cristales incoloros; es uno de los reactivos reguladores principales de acción depresora. Es utilizado para la flotación selectiva de minerales de cobre y plomo de la esfalerita.
NaHSO3 (sulfato acido de sodio). Es un depresor para sulfuros de zinc y fierro. Se usa en reemplazo del cianuro de sodio particularmente en minerales con contenido de plata. La adición del agente reductor sulfito de sodio o bisulfito de sodio previene la oxidación y, por consiguiente, la activación resultante de la esfalerita.
K2Cr 2O7 (bicromato de potasio)
Deprimen a la galena, pero no a la blenda o los sulfuros de Cu.
NaHS (sulfuro acido de sodio)
c) Activadores: Su función es contraria a la función depresora, es decir, que los reactivos de este tipo hacen flotar los sulfuros que han sido deprimidos en otros circuitos.
53
CuSO4 (sulfato de cobre). Es un activador de la esfalerita, también pirita, calcopirita, pirrotita, arsenopirita y cuarzo.
Pb(NO3)2 (nitrato de plomo)
Pb(CH3COO)2 (acetato de plomo)
d) Dispersante: En la molienda se producen lamas que tienen tendencia a pegarse a las burbujas y flotan junto con ellas ensuciando los concentrados. Para que evitar que estas lamas floten, se usan los reactivos dispersantes.
Na2SiO3 (silicato de sodio) Los silicatos solubles son utilizados en numerosos procesos para la concentración de minerales. El uso principal del silicato de sodio en la flotación mineral, es como depresor y dispersor, de minerales silíceos que no se desean. En general sólo se necesitan pequeñas cantidades de silicato, similares a las concentraciones utilizadas en las operaciones de limpieza. Algunas veces la habilidad del silicato, para reaccionar o precipitar iones de metal pesado y formar una capa de iones de sodio en una superficie particular, es importante preparar esta superficie o bien aplicar una separación selectiva.
e) Sulfurantes: Mediante un proceso de sulfurización, estos reactivos hacen que las superficies oxidadas se comporten como superficies sulfuradas.
Na2S (sulfuro de sodio) 54
NaHS (sulfuro acido de sodio)
1.3. Marco conceptual En el presente trabajo se ha utilizado una serie de términos técnicos las cuales serán definidas para un mejor entendimiento: - Chalcopirita: La calcopirita es la mena de cobre más ampliamente
distribuida. Es un mineral muy común en los filones de sulfuros diseminados por las rocas ígneas. Puede formarse y encontrarse en rocas pegmatitas neumatolíticas,
rocas hidrotermales de
alta
temperatura, depósitos de metamorfismo de contacto, así como constituyente primario de rocas ígneas básicas. En los yacimientos de cobre suele ser el principal mineral de este metal que aparece. -
Concentrado de cobre: producto final que se obtiene mediante una serie de procesos y operaciones (molienda flotación) donde se recupera gran porcentaje de mineral valioso .
-
Densidad de pulpa Se define como la relación entre el peso total de una pulpa (sólido más líquido) y el volumen que ocupa.
- Flotación
Proceso de concentración mediante el cual las partículas de un mineral son inducidas a adherirse a las burbujas creadas por un agente espumante presente en la pulpa, que las hace flotar. -
Flotación Primaria o Rougher Es aquella que recupera una alta proporción de las partículas valiosas aun a costa de la selectividad, utilizando las mayores concentraciones de reactivos colectores y/o depresores del circuito velocidades altas de agitación y baja altura de la zona de espuma. El 55
concentrado Rougher, no es producto final y deberá pasar a las etapas de limpieza o Cleaner.
-
Flotación en limpiezas (Cleaner) Se utiliza para describir las operaciones en las que los concentrados primarios o la de las unidades de procesamiento están sujetos a flotaciones repetidas para mejorar la calidad del concentrado.
-
Flotación Scavenger Es aquella operación en la que se recupera la mayor cantidad de valiosos posibles; su relave será un descarte final mientras que su concentrado deberá retornar generalmente a la etapa Rougher para incrementar su ley.
- Ley
Indica la cantidad de metal por unidad de material estéril. Generalmente se expresa en porcentaje en peso, - Mineral
Sustancia homogénea originada por un proceso genético natural con composición química, estructura cristalina y propiedades físicas constantes dentro de ciertos límites. - Molienda
Mediante esta operación , se continua reduciendo el tamaño de las partículas que componen el mineral, para obtener una granulometría adecuada, la que permite finalmente la liberación de la mayor parte de los minerales de cobre en forma de partículas individuales. -
Molino de bolas Cilindro metálico cuyas paredes están reforzadas con material fabricado en aleaciones de acero al manganeso. Estas molduras van apernadas al casco del molino y se sustituyen cuando se gastan. El molino gira y la molienda se realiza por efecto de la bolas de acero al cromo o manganeso que, al girar con el molino, son retenidas por las 56
ondulaciones de las molduras a una altura determinada, desde donde caen y pulverizan por efecto del impacto, el material mineralizado mezclado con agua. - Muestra
Porción de material tomado de una gran cantidad, con el propósito de estimar sus propiedades o su composición mediante análisis de laboratorio. - Optimización
Es la Búsqueda de realizar una actividad de la mejor manera, ya sea reduciendo costos, mejorando el proceso con nuevos métodos y/o estrategias. - Proceso
Son los métodos a seguir para la obtención de concentrados de cobre mediante operaciones que involucren cambios físicos y químicos en el mineral. - Tamizado
Es un método físico el cual consiste en hacer pasar una mezcla de partículas de diferentes tamaños por un tamiz para separar los sólidos formados por partículas de tamaño diferente. -
Trituración primaria Proceso por el cual el mineral es triturado entre 1/2 a 1/6 de su tamaño original, en preparación a la siguiente etapa de reducción (segunda o tercera etapa de trituración o circuito de molienda).
-
Yacimiento minero Lugar o zona rica en mineral el cual es estudiado para determinar las leyes de mineral por áreas.
57
CAPITULO II: FUNDAMENTOS DE LA INVESTIGACION 2.1.
Formulación del problema
2.1.1. Situación problemática. Las actividades mineras en el Perú en los últimos años se han incrementado por muchas razones, entre ellas, por la creciente demanda de los metales y por el precio, cuya cotización aumenta gradualmente. Sin embargo existen numerosos problemas por los que atraviesa la industria minero-metalurgia en nuestro país y sobre toda en nuestra región (Ica). Entre los principales problemas de este sector productivo del Perú se tiene los siguientes:
La falta de tecnología para mejorar la extracción de los minerales y, así mismo, para el procesamiento.
La falta de estudios e investigaciones que permitan optimizar la recuperación, el rendimiento y la eficiencia de los procesos de obtención de concentrados de minerales. Esto, si se tiene en cuenta que los minerales de los metales por naturaleza, tiene diferencia de composición, dependiendo demás de la zona en la que se encuentra.
Otro de los problemas del sector minero-metalúrgico es el crecimiento de la minería informal, la cual por la baja inversión y por el escaso control de las operaciones de procesamiento dan lugar a una producción de concentrados de baja calidad.
Sin lugar a duda, un problema muy común en la flotación es la presencia de “lamas”, éstos son minerales muy finos los cuales
provienen de una molienda inadecuada en función al tiempo; las lamas por ser muy finas tienden a sedimentar y difícilmente son arrastradas por la espuma, de lo contrario para que haya recuperación, el consumo de reactivos tendría que ser más de
58
lo común, el cual generaría exceso de consumo, por ende gasto.
Otro problema es lograr alcanzar un PH adecuado, debido a que los reactivos actúan en un medio básico (PH 10-12), por ellos se realizan constantes pruebas de laboratorio para determinar la cantidad de cal a necesitar.
2.1.2. Problema. Según los antecedentes expuestos, se demuestra que no hay estudios relacionados con el tiempo óptimo de molienda en el proceso de flotación de minerales sulfurados de cobre. Por lo tanto, se formula el siguiente problema de investigación:
¿Cuál es el tiempo óptimo de molienda para obtener alto rendimiento de concentrado de cobre por flotación del mineral calcopirita? 2.2.
Objetivos
2.2.1. Objetivo general El objetivo general de la investigación a realizar es el siguiente:
Determinar el tiempo óptimo de molienda para obtener alto rendimiento de concentrado de cobre por flotación del mineral chalcopirita.
2.2.2. Objetivos específicos Como objetivos específicos tenemos los siguientes:
59
Evaluar las condiciones técnicas necesarias para el proceso de molienda de mineral de Cobre (calcopirita).
Establecer el rendimiento óptimo del concentrado de cobre a partir de la flotación del mineral calcopirita.
2.3.
Hipótesis
2.3.1. Hipótesis general. En el proyecto de tesis se plantea probar experimentalmente la siguiente hipótesis general:
La determinación del tiempo óptimo de molienda es un indicador técnico significativo para obtener un alto rendimiento de concentrado de cobre por flotación del mineral calcopirita. 2.3.2. Hipótesis secundaria. Hipótesis secundaria 1La evaluación preliminar de las condiciones técnicas necesarias para el proceso de molienda de mineral de cobre (chalcopirita) permite obtener la granulometría adecuada. Hipótesis 2La aplicación de las condiciones granulométricas adecuadas permite obtener un rendimiento óptimo del concentrado de cobre a partir de la flotación del mineral chalcopirita.
2.4.
Variables de investigación
Las variables de investigación son las siguientes:
Variable independiente
Tiempo de molienda
Velocidad de rotación del molino 60
Volumen de alimentación de agua
Variable dependiente
Rendimiento del concentrado de cobre
2.5 Indicadores de las variables Variables
Indicadores
Variables independientes: -
Tiempo de molienda
-
Duración del proceso de molienda
-
Ley del concentrado
Variables dependientes: -
Rendimiento del concentrado de cobre
61
CAPITULO III: METODOLOGIA DE LA INVESTIGACION 3.1.
Tipo de investigación La investigación es de tipo aplicada debido a que está referida a la operación del proceso de flotación de cobre; asimismo, el nivel de investigación es tecnológica-experimental porque se basa en un conjunto de pruebas experimentales de flotación del mineral de cobre en la planta procesadora.
3.2.
Población y muestra de estudio
Población: La población está constituida por los minerales de cobre de los yacimientos oficialmente reconocidos en el Perú.
Muestra: La muestra de investigación consistió de 30kg de mineral calcopirita proveniente del yacimiento minero SANTA MONICA ubicado en la provincia de Lucanas, Región de Ayacucho.
3.3.
Diseño del Método de investigación El diseño del método aplicado es experimental de tipo pre test-post test de grupo único, cuyo código es el siguiente:
G.E.: O1 --- X --- O2 En donde:
O1: representa el pretratamiento de la muestra de mineral. X: representa el proceso de flotación. O2: representa el análisis y evaluación del concentrado de cobre. 3.4.
Técnicas e instrumentos de recolección de información En esta investigación se aplicaron las siguientes técnicas:
-
Investigación bibliográfica. 62
- Análisis documental. -
Experimento.
Como instrumentos de recolección de información se utilizaron:
-
Ficha bibliográfica.
-
Ficha de análisis de contenidos.
-
Ficha de inventario.
- Analizador por volumetría. 3.5.
Técnicas de análisis de datos y resultados Para el análisis y procesamiento de datos y resultados obtenidos de la experimentación se aplicaron las siguientes técnicas: -
Clasificación matricial.
-
Análisis estadístico descriptivo e inferencial.
-
Modelamiento matemático y correlación de variables.
63
CAPITULO IV: FLOTACIÓN EXPERIMENTAL DE LA CHALCOPIRITA. 4.1. Determinación de la humedad del mineral: 4.1.1. Equipos y Materiales. Bandeja, cronometro.
Cucharas de fierro, brochas, espátulas.
Estufa
Balanza digital
4.1.2. Procedimiento Experimental. 1º. Seleccionamos una porción o muestra representativa del mineral a trabajar, esta muestra se obtendrá por el método de cuarteo.
2º. Revisamos que la balanza digital este previamente calibrada y luego registramos el peso de la bandeja, el cual resulto:
PBnj 286.46gr 3º. De la muestra obtenida por el método del cuarteo, se agrega a la bandeja y registramos su peso:
PBnj+n 802.27gr. Luego:
PMn ú= PBnj+n PBnj PMn ú= 802.27gr 286.46gr PMn ú= 515.81gr………… (4.1) 4º. Observamos que a simple vista no podemos deducir si el mineral este húmedo o no; por lo cual la muestra presente en la bandeja la colocamos en una estufa a una temperatura de 180°C por 25 min.
5º. Habiendo transcurrido los 25 min retiramos la bandeja más el mineral ya seco y registramos su peso:
PBnj+Mn 799.32gr 64
6º. Realizando operaciones básicas, determinaremos el peso del mineral seco.
PMn PBnj+Mn PBnj PMn 799.32gr 286.46gr PMn 512.86gr … … … … (4.2) 7º. Por último, hallamos el porcentaje de humedad aplicando la siguiente fórmula:
%Humedad
PMn ú PMn X 100 … … … … … (4.3) PMn ú
Reemplazando los resultados (4.1) y (4.2) en la formula (4.3)
%Humedad
515.81 512.86 X 100 515.81
%Humedad 0.5727% 0.57%
4.2. CHANCADO: Otra de las operaciones fundamentales, tenemos el chancado, en la planta concentradora “Santa Mónica” la chancadora de quijada tenía una
dimensión de 4*6, el mineral. Una vez tomando las muestras, tras una previa homogenización se chanco el mineral en una chancadora a escala de laboratorio, donde el tamaño promedio de partícula en la alimentación fue de media pulgada y el tamaño de partícula promedio de descarga fue de 3/8 de pulgada; Con estos datos calculamos el ratio de reducción. 1⁄ 3 2 4⁄3 1.333 ⁄8 65
De la descarga del chancado pasamos el mineral por malla 10, donde el 10M se empleó para la molienda.
4.3. Cálculo de la densidad del mineral por el método del Picnómetro: 4.3.1. Equipos y Materiales Picnómetro.
Agua destilada.
Balanza digital.
Mineral a procesar.
4.3.2. Procedimiento experimental. Prueba N° 1:
1er Paso: Se acondiciona el picnómetro, por lo cual debe secarse por dentro y por fuera.
2do Paso: Una vez seco se pesa el picnómetro. Su peso es: P picnómetro = 66.15
3er Paso: Se agrega cierta cantidad de mineral al picnómetro y se procede a pesar siendo su peso: P picnómetro + mineral = 96.76 gr.
4to Paso: Luego se enrasa el picnómetro con agua destilada hasta llegar a los 100 ml y se pesa, su peso es: P picnómetro + mineral + agua = 185.18 gr.
5to Paso: Se determina el peso del mineral: 66
P mineral = P picnómetro + mineral - P picnómetro P mineral = 96.76. – 66.15 gr P mineral = 30.61 gr.
6to Paso: Se descuenta el porcentaje de humedad que tiene el mineral: P mineral seco= P mineral húmedo – (P mineral húmedo x porcentaje de humedad) P mineral seco= 30.61 gr. – (30.61 gr. X 0.0057) P mineral seco= 30.61- 0.174 P mineral seco= 30.436gr……………........................ (4. 4)
7mo Paso: Hallando el peso del agua: Pagua= P picnómetro
+ mineral + agua
– (P
humedad) Pagua= 185.18 – (96.76 -0.174) Pagua= 185.18 gr. – 96.58 gr. Pagua= 88.594 gr.
8tavo Paso: Hallando el volumen del mineral: V mineral = V
picnómetro -
Pagua
V mineral = 100 ml – 88.594 ml V mineral = 11.406 ml… (4.18)
9no Paso: Hallando la densidad del mineral: 67
picnómetro + mineral
- porcentaje de
ℓ
………….. (4.6)
Donde: ℓ: densidad del mineral
m: masa del mineral V: volumen del mineral Reemplazando los resultados obtenidos en (4.4 – 4.5) en la formula (4.6) ℓ 2.668
Prueba N°2:
1er Paso: Se acondiciona el picnómetro , por lo cual debe secarse por dentro y por fuera.
2do Paso: Una vez seco se pesa el picnómetro. Su peso es: P picnómetro = 66.14
3er Paso: Se agrega cierta cantidad de mineral al picnómetro y se procede a pesar siendo su peso: P picnómetro + mineral = 104.33 gr.
4to Paso: Luego se enrasa el picnómetro con agua destilada hasta llegar a los 100 ml y se pesa, su peso es: P picnómetro + mineral + agua = 190.04 gr.
5to Paso: 68
Se determina el peso del mineral: P mineral = P picnómetro + mineral - P picnómetro P mineral = 104.33. – 68.14 gr P mineral = 38.19 gr.
6to Paso: Se descuenta el porcentaje de humedad que tiene el mineral: P mineral seco= P mineral húmedo – (P mineral húmedo x porcentaje de humedad) P mineral seco= 38.19 gr. – (38.19 gr. X 0.0057) P mineral seco= 38.19 - 0.218 P mineral seco= 237.972 gr……………........................ (4. 7)
7mo Paso: Hallando el peso del agua: Pagua= P picnómetro
+ mineral + agua
– (P
humedad) Pagua= 190.04 – (104.33 -0.218) Pagua= 190.04 gr. – 104.112 gr. Pagua= 85.928 gr.
8tavo Paso: Hallando el volumen del mineral: V mineral = V
picnómetro -
Pagua
V mineral = 100 ml – 85.928 ml V mineral = 14.072 ml… (4.8)
9no Paso: 69
picnómetro + mineral
- porcentaje de
Hallando la densidad del mineral:
ℓ
………….. (4.6)
Donde: ℓ: densidad del mineral
m: masa del mineral V: volumen del mineral Reemplazando los resultados obtenidos en (4.7 – 4.8) en la formula
o
(4.6)
ℓ 2.698
Prueba N° 3:
1er Paso: Se acondiciona el picnómetro, por lo cual debe secarse por dentro y por fuera.
2do Paso: Una vez seco se pesa el picnómetro. Su peso es: P picnómetro = 66.33
3er Paso: Se agrega cierta cantidad de mineral al picnómetro y se procede a pesar siendo su peso: P picnómetro + mineral = 103.64
4to Paso: Luego se enrasa el picnómetro con agua destilada hasta llegar a los 100 ml y se pesa, su peso es: 70
P picnómetro + mineral + agua = 190.07
5to Paso: Se determina el peso del mineral: P mineral = P picnómetro + mineral - P picnómetro P mineral = 103.64gr – 66.33 gr P mineral = 37.31 gr.
6to Paso: Se descuenta el porcentaje de humedad que tiene el mineral: P mineral seco= P mineral húmedo – (P mineral húmedo x porcentaje de humedad) P mineral seco= 37.31 gr. – (37.31 gr. X 0.0057) P mineral seco= 37.31- 0.213 P mineral seco= 37.097 gr ……(4.9)
7mo Paso: Hallando el peso del agua: Pagua= P picnómetro
+ mineral + agua
– (P
humedad) Pagua= 190.07 – (103.64 -0.213) Pagua= 190.07 gr. – 103.427 gr. Pagua= 86.643 gr.
8tavo Paso: Hallando el volumen del mineral: V mineral = V
picnómetro -
Pagua
V mineral = 100 ml – 86.643 ml 71
picnómetro + mineral
- porcentaje de
V mineral = 13.357 ml… (4.10 )
9no Paso: Hallando la densidad del mineral:
ℓ
………….. (4.6)
Donde: ℓ: densidad del mineral
m: masa del mineral V: volumen del mineral o
Reemplazando los resultados obtenidos en (4.9 – 4.10) en la formula (4.6)
ℓ 2.77
4.3.2.1. Determinación de la densidad del mineral. Una vez habiendo realizado las tres pruebas por formula simple de promedio aritmético determinación la densidad del mineral a evaluar.
ρn
2.668 2.698 2.777 3
2.715
72
……(4.11)
4.4. Molienda. 4.4.1. Equipos y materiales. a) Mineral de cobre sulfurado (-10 m) b) Molino de bolas c) Balanza digital d) bandeja, brocha, franela. e) Cronometro. f) Tamiz malla 200. g) Rotap. 4.4.2. Procedimientos Experimentales.
Se retira las bolas del molino y se limpia su interior.
Se realiza un carteo en el cuarteador Jones de la muestra a procesar y previo al cuarteo tomamos chalcopirita, y se procede a la molienda
900 gr de mineral durante el tiempo
necesario para llegar a un 65% malla -200.
Una vez obtenida la granulometría deseada, que es el 65% malla 200, se procede a llevarlo al proceso de flotación.
A continuación se efectúan 4 pruebas experimentales
para
encontrar el tiempo “Optimo” de molienda y obtener un 65% malla -
200.Dichas pruebas se muestran en la Tabla Nº4.1.
Tabla Nº4.1 Resultados de las pruebas realizadas para la obtención del 65% malla -200.
73
Prueba Nº1: Malla
T=16min
200
Abertura
Peso de la
%
(um)
muestra retenida (gr)
peso
74
4.5
45
5.5
55
10.0
100
Abertura
Peso de la
%
(um)
muestra retenida (gr)
peso
74
4.0
40
6.0
60
10.0
100
Abertura
Peso de la
%
(um)
muestra retenida (gr)
peso
74
3.5
35
6.5
65
10.0
100
Abertura
Peso de la
%
(um)
muestra retenida (gr)
peso
74
2.30
23.00
6.70
67.00
10.0
100
Pan
Prueba N2: Malla
T=19min
200 Pan
Prueba N3: Malla
T=22min
200 Pan
Prueba N4: T=25min
Malla 200 Pan
Fuente: Elaboración ro ia de los autores de la Tesis.
Luego se procede a realizar pruebas en el molino, para poder hallar el 65% malla -200, como podemos apreciar en la Tabla Nº 4.2, y hacemos un gráfico “Tiempo” vs“ % Peso retenido ” como podemos observar en el Gráfico
Nº4.1.
74
Tabla Nº4.2 Resultados de las pruebas en el molino de bolas. % Peso
t
Acumulado (min) 55
16
60
19
65
22
67
25
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis.
% 65 Malla -200 30 25 ) n i 20 m ( o 15 p m e i 10 T
5 0 50
55
60
65
70
% Peso Acumulado
Gráfico Nº 4.1. Tiempo de molienda vs. % Peso retenido.
75
% Peso
t
Retenido (min) 45
16
40
19
35
22
33
25
GRAFICO 50
45
40
35
30
25 15
17
19
21
23
76
25
27
4.5. Cálculo del porcentaje de sólidos para la flotación. Sirve para saber la cantidad de mineral, que está presente en la pulpa, mediante la fórmula (4.25), ya que la pulpa está compuesta de agua y mineral chalcopirita.
…………………(4.1
2)
Donde: Gs: Densidad del mineral (gr/ml) dp: Densidad de pulpa (gr/ml), que generalmente para aplicaciones prácticas
es de 1257 gr/L.
X: Fracción de porcentaje de sólidos (en peso).
Despejando “X” en la ecuación (4.12).
(−) −
……………………(4.13 )
Reemplazando los valores de (4.11) y la densidad de pulpa que es de 1257 gr/L, en la formula (4.13). 77
X = 32.99%.....................(4.14) 32.99%.....................(4.14)
4.6. Cálculo para hallar hallar la cantidad de mineral mineral a emplear emplear en la flotación. Mediante este cálculo nos permite, saber con qué cantidad se va a trabajar, en las pruebas de laboratorio, sabiendo el volumen de la celda de flotación, como se muestra en la Figura Nº 4.1.
Figura Nº 4.1. Celda de flotación. Donde: Vt = H1 + H2 + H3. H1: Espacio vacío. H2: Colchón de espuma (altura=2 cm). H3: Volumen de Pulpa, que para la celda utilizada tiene un volumen estándar de 2.5 L que corresponde al 75% del volumen total de la celda, Por lo tanto, H 1 + H2 es el 35% del volumen total de la celda, que efectuando los cálculos respectivos es de 1.35 L.
Vt = 1.35 L + 2.5 L = 2.16 L. 78
Fórmulas:
………….. (4.15) Wpulpa = 1.257 Kg/L gx 2.16 L = 2.715 Kg
% …………….. (4.16) Reemplazando los resultados prácticos en la formula (4.16):
2.715 2.715 0.3299 0.3299 0.89 0.8955
4.7. Cálculo para hallar hallar el porcentaje de concentración de Xantato Xantato Z-6.
Xantato Z-6 al 10 % de concentración. 1er Paso: Se pesa una fiola de 100 ml y se tara.
2do Paso: Se hace el cálculo para saber qué cantidad de Xantato Z-6 se necesita para que esté al 10 % de concentración.
10 % 100 100 %
10
;
Teniendo presente que la densidad del agua es 1 gr/ml,
entonces (x= 10 gr.)
3er Paso: Se agrega 10 gr a la fiola y se enrasa hasta su línea límite.
4to Paso: 79
Se tapa la solución y se agita.
Las cantidades cantidades de reactivo para las las diferentes concentraciones se muestran en la Tabla Nº 4.3.
Tabla Nº 4.3 Cantidad de reactivo que se va necesitar para la concentración
Z-6
Xantato
% Concentración al 10% 10 gr
4.8. Cálculo del pH para el Xantato Z-6.
En una celda de flotación se agrega la cantidad de mineral y agua a trabajar, se homogeniza y se procede a acondicionar con cal, hasta obtener un pH=6, como se muestra en la tabla Nº 4.19.
Tabla Nº 4.4 Cantidad de cal para un pH = 6.1
pH = 6.1 Reactivo
Cantidad
Cal
1 gr
Xantato Z-6
1 cm³
owfroth 250 1 gota 80
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis.
En una celda de flotación se agrega la cantidad de mineral y agua a trabajar, se homogeniza y se procede a acondicionar con cal, hasta llegar a obtener el pH=10, como se muestra en la tabla Nº 4.20.
Tabla Nº 4.20 Cantidad de cal para un pH = 10 pH = 10 Reactivo
Cantidad
Cal
5 gr
Xantato Z-6
1 cm³
Dowfroth 250
1 gota
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis.
En una celda de flotación se agrega la cantidad de mineral y agua a trabajar, se homogeniza y se procede a acondicionar con cal, hasta llegar a obtener el pH=11, como se muestra en la tabla Nº 4.21.
Tabla Nº 4.21 Cantidad de cal para un pH = 11 pH = 11 Reactivo
Cantidad
Cal
3 gr
Xantato Z-6
1 cm³ 81
Dowfroth 250
1 gotas
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis.
4.9. Flotación. 4.9.1. Equipos y materiales. Celda de flotación. PH metro y solución buffer alcalino. Baldes de plástico, picetas, probetas de 1000ml, vasos de 250 cm 3 y fiolas de 50 cm 3. Goteros y jeringas descartables (1cm 3). Reactivos de flotación. Luna de reloj. Reporte de prueba experimental.
4.9.2. Procedimiento experimental: 1. Prueba Nº1. Se transfiere la pulpa a la celda de flotación. Se mide el pH de la pulpa. Iniciamos el acondicionamiento, controlando el tiempo (1 min) y el pH (11). 82
Adicionamos el colector Z-6 al 10 %. Agregamos los espumantes 15 segundos antes de finalizar el acondicionamiento, diluyendo la pulpa. Abrimos la llave de aire e iniciamos la flotación rougher. Plateamos el concentrado con la luna de reloj y observamos su composición. Finalizar a los 5 min. Con lo no flotado, le adicionamos Colector Xantato Z-6 al 10 %. Iniciamos el acondicionamiento (1min). Agregamos los espumantes 15 segundos antes de finalizar el acondicionamiento. Abrimos la llave de aire e iniciamos la flotación de los medios. Plateamos el concentrado con la luna de reloj y observamos su composición. Finalizamos a los 3 min. Después mezclamos el concentrado rougher con el concentrado medio, en una celda de menor volumen, y lo flotamos. Abrimos la llave de aire e iniciamos la flotación cleaner. Plateamos el concentrado con la luna de reloj y observamos su composición. Finalizamos a los 2 min. El concentrado y el relave, lo tenemos que filtrar, secar y secar, para poderle hacer sus respectivos análisis químicos. En las prácticas realizadas en el laboratorio, se utilizó Xantato Z-6 al 10% para las 3 pruebas, pero solo se variará en el pH (10, 11,12) y los demás reactivos utilizados fueron las mismas cantidades. Como podemos apreciar en las Tablas Nº 4.25, Nº 4.26, Nº 4.27.
Tabla Nº 4.25. 83
Consumo de reactivos utilizados en este proceso. Xantato Z-6 al 10 % Flotacion Rougher Flotación de los medios pH = 6.1 Reactivo
Cantidad Reactivo
Cantidad
Cal
1 gr.
1 gota.
Aeroflot 404
Xantato Z-6 (al 10%) 1 cm3. Aeropint 3418 1 gota. Dowfroth 250
1 gota.
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis.
Tabla Nº 4.26. Consumo de reactivos utilizados en este proceso. Xantato Z-6 al 10 % Flotacion Rougher Flotación de los medios pH = 10 Reactivo
Cantidad Reactivo
Cantidad
Cal
5 gr.
1 gota.
Aeroflot 404
Xantato Z-6 (al 10%) 1 cm3. 84
Aeropint 3418 1 gota.
Dowfroth 250
1 gota.
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis.
Tabla Nº 4.27. Consumo de reactivos utilizados en este proceso. Xantato Z-6 al 10 % Flotacion Rougher
Flotación
pH = 11
medios
de
los
Reactivo
Cantidad Reactivo
Cantidad
Cal
5 gr.
1 gota.
Xantato Z-6 (al 10 %)
Aeroflot 404
1 cm3. Aeropint
Dowfroth 250
3418
3
1 gota.
gotas.
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis.
Una vez obtenido los 3 concentrados y relaves, en las prácticas de laboratorio, se procede a su análisis químico de cobre total, por el método de análisis volumétrico. Y sus resultados se muestran en el siguiente capítulo.
4.10.
Ley del concentrado.
Los resultados obtenidos de las pruebas experimentales, en base al tiempo de molienda, formulado en el capítulo anterior, para la flotación de 85
la chalcopirita, Para el Porcentaje de cobre total en el concentrado: Colector Xantato Z-6. El porcentaje de cobre total en los concentrados presentes en las Tablas Nº 5.1 y Nº 5.2 obtenido de la flotación, se determinó por análisis químico de cada una de las muestras con el siguiente procedimiento:
1. Se ataca una muestra de 0.5 gr en un erlemmeyer de 250 ml, con 10 ml de ácido nítrico concentrado, calentando a ebullición hasta disgregar toda la muestra, completar el ataque con 8 ml de ácido clorhídrico concentrado, calentar hasta el despeje de vapores nitrosos, dejar enfriar.
2. Se fuma con 8 ml de ácido sulfúrico concentrado, una vez reducido el volumen del erlemmeyer, exponer al fuego directo y llevarlo a estado siruposo nuevamente se deja enfriar.
3. Se agrega 25 ml de agua destilada y se calienta a ebullición 5 min, para disolver las sales anhidras, especialmente el sulfato ferroso. Se retira de la fuente de calor y se añade 25 ml de agua enfriar.
4. Se agrega agua de bromo en cantidad suficiente y se hierve para eliminar el exceso de agua de bromo se retira de la fuente de calor y se enfría medianamente.
5. El paso anterior (4) se puede reemplazar de la siguiente forma: se añade 3 ml de amoniaco concentrado (se torna negro), se añade 3 ml más y se añade 2 ml de peróxido de hidrogeno al 4% (se observa reacción), luego se añade 3 ml más de amoniaco y se lleva a la plancha.)
6. Si el paso anterior (5) se obvio, entonces neutralizar con hidróxido de amonio hasta observar una precipitación parcial del hierro o un ligero color azulino (hasta que no huela NH 3 15-20 min). Debe evitarse todo exceso innecesario de hidróxido de amonio.
7. Se incorpora 7 ml de ácido acético glacial y se hierve durante 2 minutos. Se deja enfriar. 86
8. Se añade 2 gr de fluoruro de sodio agitando (presenta decoloración el fierro), se agita durante 2 minutos.
9. La titulación se realiza añadiendo 4 ml de IK en solución acuosa al 50 %, con lo que se libera yodo. Finalmente se valora con solución 0.1 N de tiosulfato de sodio o (solución empírica), empleando como indicador 5 ml de almidón.
10. Luego los resultados obtenidos en la titulación se reemplaza en la siguiente fórmula:
%
∗ ∗ 100
87
CAPITULO V: RESULTADOS, ANÁLISIS Y DISCUSIÓN. 5.1. Presentación de resultados. Los resultados obtenidos de las pruebas experimentales, en base al tiempo de molienda, formulado en el capítulo anterior, para la flotación de la chalcopirita con el colector Xantato Z-6 son las siguientes. Evaluación del proceso de flotación: Los índices de evaluación de dicho proceso son los siguientes: Recuperación metalúrgica: es la razón entre la masa del material útil obtenido en el concentrado y la masa del material útil en la alimentación. Recuperación en peso: es la razón entre la masa del concentrado y la masa de la alimentación . Razón de concentración: Es la razón entre la masa de alimentación y la masa de concentrado. En términos prácticos, se refiere a las toneladas de mineral necesarias para obtener una tonelada de concentrado. Razón de enriquecimiento: es la razón entre la ley del componente deseado en el concentrado y la ley del mismo componente en la alimentación. Considerando la figura 5.1 donde se muestra los flujos de alimentación, concentrado y relave (colas) de un sistema de flotación se tendrá:
Razón de concentración:
R
F C
Recuperación Metalúrgica:
100
Haciendo un balance másico se obtiene lo siguiente: F=C+T
(balance de flujos másicos)
Ff = Cc + Tt
(balance de finos)
T = F – C Ff = Cc + (F – C) t Ff = Cc + Ft – Ct 88
F (f – t) = C(c –t)
( ) 100…………… ó (… ) ( )
Donde: F C T
= = = = = =
Peso de alimentación. Peso de concentrado. Peso de relave. Leyes del componente útil en la alimentación. Leyes del componente útil en el concentrado. Leyes del componente útil en el relave.
Figura5.1. Flujos de alimentación, concentrado y relave en un sistema de flotación.
89
a) Para el Porcentaje de cobre total en el concentrado: Colector Xantato Z6. El porcentaje de cobre total en el concentrado presente en las Tablas Nº 5.1 obtenido de la flotación, se determinó por análisis químico de cada una de las muestras aplicando las siguientes fórmulas:
()
%
∗ ∗ 100
Donde: c : Ley del concentrado. C : Peso del concentrado. f : Ley de cabeza. F : Peso del mineral cabeza. K : Constante de flotación.
90
Tabla Nº 5.1. Resultados del Porcentaje de cobre total en el concentrado obtenido en un tiempo de 16 min. COMPONENTE
PRUEBA N1 CABEZA T=16 min CONCENTRADO RELAVE
peso TMS
ley %
900.000
4.25
114.958
30.2
785.042
0.45
K
CM. 38.250
7.829
34.717 3.533
Tabla Nº 5.2. Resultados del Porcentaje de cobre total en el concentrado obtenido en un tiempo de 19 min. COMPONENTE
PRUEBA N2 CABEZA T=19 min CONCENTRADO RELAVE
peso TMS 900.000
ley % 4.15
119.372
29.85
780.628
0.22
K
CM. 37.350
7.539
35.633 1.717
Tabla Nº 5.3. Resultados del Porcentaje de cobre total en el concentrado obtenido en un tiempo de 22 min. PRUEBA N3 T=22 min
peso TMS
ley %
CABEZA
900.000
4.28
CONCENTRADO
123.988
29.19
RELAVE
776.012
0.3
COMPONENTE
91
K
CM. 38.520
7.259
36.192 2.328
Tabla Nº 5.4. Resultados del Porcentaje de cobre total en el concentrado obtenido en un tiempo de 19 min.
PRUEBA N4 T=25 min
peso TMS
ley %
CABEZA
900.000
4.3
CONCENTRADO
126.587
28.8
RELAVE
773.413
0.29
COMPONENTE
K
CM. 38.700
7.110
36.457 2.243
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis. a) Resultados del porcentaje de recuperación del cobre: Colector Xantato Z-6. El porcentaje de recuperación del cobre que se muestran en la tabla Nº 5.4, se determinó por la siguiente fórmula:
(%)
100
Donde: c
: Ley del concentrado.
C
: Peso del concentrado.
f
: Ley de cabeza.
F
: Peso del mineral cabeza.
92
Tabla Nº 5.5. Resultados del porcentaje de recuperación del cobre obtenido en un tiempo de molienda de 16 min. PRUEBA N1 CABEZA
peso TMS
ley %
900.000
4.25
T=16 min CONCENTRADO
114.958
30.2
785.042
0.45
COMPONENTE
RELAVE
K
CM.
R
38.250 7.829
34.717
90.76
3.533
Tabla Nº 5.6. Resultados del porcentaje de recuperación del cobre obtenido en un tiempo de molienda de 19 min.
COMPONENTE
PRUEBA N2 CABEZA T=19 min CONCENTRADO RELAVE
peso TMS 900.000
ley % 4.15
119.372
29.85
780.628
0.22
K
CM.
R
37.350 7.539
35.633
95.40
1.717
Tabla Nº 5.7. Resultados del porcentaje de recuperación del cobre obtenido en un tiempo de molienda de 22 min.
PRUEBA N3 T=22 min
peso TMS
ley %
CABEZA
900.000
4.28
CONCENTRADO
123.988
29.19
RELAVE
776.012
0.3
COMPONENTE
93
K
CM.
R
38.520 7.259
36.192 2.328
93.96
Tabla Nº 5.8. Resultados del porcentaje de recuperación del cobre obtenido en un tiempo de molienda de 25 min.
PRUEBA N4 T=25 min
peso TMS
ley %
CABEZA
900.000
4.3
CONCENTRADO
126.587
28.8
RELAVE
773.413
0.29
COMPONENTE
K
CM.
R
38.700 7.110
36.457
94.20
2.243
Fuente: Elaboración ro ia de los autores de la Tesis.
Tabla Nº 5.9. Resultados del Tiempo de Molienda con la recuperación del cobre obtenido.
RECUPERACIÓN TIEMPO DE MOLIENDA (min) (R) 16 19 22 25
90.76 95.4 93.96 94.2
Fuente: Elaboración ro ia de los autores de la Tesis.
A continuación se procede a calcular la ecuación que permita hallar el tiempo óptimo de recuperación, el cual lo determinaremos mediante los siguientes gráficos de diferentes ajustes.
94
Línea de tendencia exponencial:
TIEMPO DE MOLIENDA Vs. RECUPERACIÓN 100 ) R ( N Ó I C A R E P U C E R
y = 87.6e 0.0032x R² = 0.3398 95
90 10
15
20
25
30
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
Línea de tendencia lineal:
TIEMPO DE MOLIENDA Vs. RECUPERACIÓN 100 ) R ( N Ó I C A R E P U C E R
y = 0.296x + 87.512 R² = 0.3343
95
90 10
15
20
25
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
95
30
Línea de tendencia logarítmica:
TIEMPO DE MOLIENDA Vs. RECUPERACIÓN 100
) R ( N Ó I C A R E P U C E R
y = 6.4113ln(x) + 74.303 R² = 0.3862
95
90 10
15
20
25
30
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
Línea con tendencia polinómica:
TIEMPO DE MOLIENDA Vs. RECUPERACIÓN 100
) R ( N Ó I C A R E P U C E R
y = 0.0479x3 - 3.0681x2 + 64.815x - 357.03 R² = 1
95
90 10
15
20
25
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
96
30
Línea con tendencia potencial:
TIEMPO DE MOLIENDA Vs. RECUPERACIÓN 100 y = 75.909x0.0695 R² = 0.3921
) R (
N Ó I C A R E P U C E R
95
90 10
15
20
25
30
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
Podemos deducir que la gráfica que más se ajusta es la de tendencia polinómica de tercer grado. Ahora, para que nuestra grafica sea más exacta, variaremos las escalas semilogaritmica y logarítmica. TIEMPO DE MOLIENDA RECUPERACIÓN (min) (R)
16 19 22 25
90.76 95.4 93.96 94.2
Fuente: Elaboración propia de los autores de la Tesis
97
Escala semilogaritmica:
TIEMPO DE MOLIENDA Vs. RECUPERACIÓN 100
) R ( N Ó I C A R E P U C E R
y = 0.0479x 3 - 3.0681x2 + 64.815x - 357.03 R² = 1 10
1 15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
Escala logarítmica:
TIEMPO DE MOLIENDA Vs. RECUPERACIÓN 100 ) R ( N Ó I C A R E P U C E R
y = 0.0479x 3 - 3.0681x2 + 64.815x - 357.03 R² = 1
10
1 1
10
100
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
98
25
5.2. 5.3. 5.4.
Análisis. Discusión de resultados. Contestación de hipótesis.
99
CONCLUSIONES
1. Se logró El tiempo óptimo de 19 minutos para la obtención del alto rendimiento de concentración de cobre mediante el método de flotación de la chalcopirita, el cual fue de 95.4. 2. Las condiciones técnicas valoradas para la presente investigación fueron: Mineral de cobre sulfurado (-10 m), Molino de bolas, Balanza digital, Cronometro, Tamiz malla 200, Rotap. 3. Se realizaron cuatro pruebas con el método de flotación, siendo la prueba número 02 donde se obtuvo el tiempo óptimo y una recuperación de 95.4. 4. La presente investigación tuvo la oportunidad de realizarse en una prueba piloto a nivel industrial en la planta “Santa María” la cual obtuvo un tiempo de molienda de 18 minutos y con recuperación de 95.69. La materia prima utilizado fue de 179.763 gramos.
100
RECOMENDACIONES
Retirar las burbujas que se forman en las celdas de flotación con una paleta de madera mientras estas presenten un color verde metálico, porque son indicios de que están cargadas de concentrado, ya que de lo contrario se podría arrastrar material insoluble (ganga) que ensuciaría el concentrado.
Antes de proceder al análisis granulométrico se debe de secar el mineral a tratar, ya que todo mineral tiene su porcentaje de humedad y ello dificultaría dichos cálculos metalúrgicos.
Al momento de cuartear el mineral se debe evitar el derrame del mismo por las áreas laterales del cortador Jones, ya que con ello, no se conseguiría una adecuada división equitativa de la muestra.
En la medida de los pesos para las muestras y reactivos del análisis metalúrgico se recomienda calibrar la balanza analítica de 6 dígitos antes de las operaciones para poder obtener datos más precisos.
En la sección molienda se recomienda utilizar un 65% malla -200, ya que a un porcentaje mayor correspondería a un producto muy fino. Así, al momento de llevar a la flotación, originaria lamas, la cual contaminaría o ensuciaría el concentrado.
101
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Tapia Quezada, Jaime. Preparación mecánica de minerales. Chile: Publicación particular, 2002.
Tecsup. Concentración de minerales. Perú: Centro de capacitación, 2008.
103
ANEXOS
ANEXO A: Ubicación geográfica de la planta concentra dora “Santa María” y
el yacimiento minero “Santa Mónica”.
104
Yacimiento minero,” Santa Mónica”.
Ubicado en: Pj. José Olaya Nro. Sn C.H. Anexo Santiago de Vado, distrito Lucanas – Provincia de Lucanas, Ayacucho.
105
Planta concentradora de cobre “Santa María”.
Ubicación: Pista poroma S/N - anexo Poroma del distrito de Vista Alegre, Nazca.
106
ANEXO B:
Resultado del análisis de cobre total en la cabeza, relave y concentrado de las muestra de prueba de pilotaje en la flotación.
107
ANEXO C: Fotografías tomadas durante el desarrollo de la investigación
108
109
110
111
112
113
