Efecto de La Molienda Inerte en La Flotación de Limpieza

UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA METALÚRGICA

EFECTO DE LA MOLIENDA INERTE EN LA FLOTACIÓN DE LIMPIEZA

JAVIER OSVALDO ZÚÑIGA HURTADO

Profesor Guía: Ing. Pablo Bustos C. Trabajo

de

Titulación

presentado

en

conformidad a los requisitos para obtener el Título

de

Metalurgia

Santiago – Chile 2013

Ingeniero

de

Ejecución

en

 © Javier Osvaldo Zúñiga Hurtado. Se autoriza la reproducción parcial o total de esta obra, con fines académicos por cualquier forma, medio o procedimiento, siempre y cuando se incluya la cita bibliográfica del documento.

TABLA DE CONTENIDOS

INDICE DE TABLAS INDICE DE FIGURAS RESUMEN CAPÍTULO 1: INTRODUCCIÓN 1.1 Antecedentes generales de la empresa 1.2 Problemática en Estudio 1.3 Objetivos 1.3.1 Objetivo General 1.3.2 Objetivos Específicos CAPÍTULO 2: ANTECEDENTES TEÓRICOS 2.1 Procesamiento de Minerales 2.1.1 Etapas del Procesamiento de Minerales 2.1.1.2 Procesos para la extracción del cobre oxidado. 2.1.1.3 Procesos para la extracción del cobre sulfurado 2.1.2 Conminución y Concentración de minerales Sulfurados 2.1.2.1 Los minerales sulfurados más comunes 2.1.2.2 Conminución 2.1.2.3 Chancado 2.1.2.4 Chancado Primario 2.1.2.5 Chancado Secundario y Terciario 2.1.2.6 Molienda Convencional 2.1.2.7 Circuitos de Molienda 2.1.3 Clasificación 2.2 Concentración de Minerales 2.2.1 Parámetros de medición en procesos de Concentración 2.2.2 Concentración por Flotación 2.2.3 Requerimientos para la Colección y Separación

iv v viii 1 1 3 5 5 5 6 6 6 8 9 11 11 12 12 13 14 15 24 25 27 29 33 34 i

2.2.4 Objetivos de la Celda de Flotación 2.2.5 Etapas del Proceso de Flotación 2.2.5.1 Captura selectiva de partículas 2.2.5.2 Separación de Burbujas 2.2.6 Fundamentos Físico - Químicos de la flotación 2.2.6.1 Condición de adhesión 2.2.6.2 Angulo de contacto 2.2.6.3 Propiedades Superficiales 2.2.7 Reactivos de Flotación 2.3 Molienda IsaMillTM 2.3.1 Ventajas del IsaMill TM 2.3.1.1 Eficiencia Energética 2.3.1.2 Distribución de tamaño de producto superior 2.3.1.3 Mejor Recuperación por Flotación con Molienda Inerte

35 36 36 36 37 37 39 41 43 47 49 49 50 54

CAPÍTULO 3: TRABAJO EXPERIMENTAL 3.1 Introducción 3.1.1 Desarrollo experimental 3.1.2 Caracterización de la muestra 3.1.3 Cinética de Remolienda 3.1.3.1 IsaMill ™ 3.1.3.2 Cinética de Remolienda Convencional 3.1.4 Cinética de flotación

59 59 60 62 65 65 67 68

CAPITULO 4: RESULTADOS y DISCUSIONES 4.1 Caracterización del Concentrado Rougher 4.1.1 Caracterización Física 4.1.1.1 Granulometría 4.1.1.2 Densidad 4.1.2 Caracterización Química 4.1.2.1 Composición Mineralógica (Muestra de Alimentación) 4.1.2.2 Análisis Químico 4.2 Cinéticas de Remolienda

70 70 70 70 72 73 74 76 77 ii

4.2.1 Cinética de remolienda con IsaMill ™ 4.2.2 Cinética de Remolienda Convencional

77 83

4.2.3 Comparación granulométrica entre IsaMill™ y Remolienda

Convencional. 86 4.3 Cinética de Flotación 89 4.3.1 Prueba n°1: Cinética de flotación de muestra con P80=45,66 µm de la remolienda convencional 90 4.3.2 Prueba n°2: Cinética de flotación de muestra con P80=35,43 µm de la remolienda convencional 92 4.3.3 Prueba n°3: Cinética de flotación de muestra con P80=25,25 µm de la remolienda convencional 94 4.3.4 Prueba n°4: Cinética de flotación de muestra con P80=45,54 µm de la 96 remolienda IsaMill™ 4.3.5 Prueba n°5: Cinética de flotación de muestra con P80=35,93 µm de la 98 remolienda IsaMill™ 4.3.6 Prueba n°6: Cinética de flotación de muestra con P80 = 25,25 µm de 100 la remolienda IsaMill™. 4.3.7 Comparación gráfica entre ambas remoliendas a diferente P80 102

ANEXO A: Resultados Master Sizer Micro por Difracción de rayos X

105

CAPÍTULO 5: CONCLUSIONES

112

BIBLIOGRAFÍA

114

iii

INDICE DE TABLAS

Tabla 2.1 Contenido de Cobre en especies de minerales sulfurado

11

Tabla 2.2 Comparación de potencias y tamaños de bolas entre molinos

50

Tabla 3.1 Calculo de sólido para volumen de celda determinado

67

Tabla 4.1 Distribución granulométrica de concentrado Rougher

71

Tabla 4.2 Determinación de la densidad por el picnómetro de helio

73

Tabla 4.3 Composición mineralógica de minerales sulfurados y otros

75

Tabla 4.4 Composición mineralógica de minerales sulfurados

76

Tabla 4.5 Composición mineralógica de minerales sulfurados de cobre

76

Tabla 4.6 Análisis químico por malla y cabeza del concentrado Rougher

76

Tabla 4.7 Test 1 IsaMill

78

Tabla 4.8 Test 2 IsaMill

79

Tabla 4.9 Test 3 IsaMill

81

Tabla 4.10 Distribución granulométrica de cinéticas de molienda

83

Tabla 4.11 Tiempos finales de remolienda para obtener los P80 de estudio

85

Tabla 4.12 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado Prueba 1

90

Tabla 4.13 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado Prueba 2

92

Tabla 4.14 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado Prueba 3

94

Tabla 4.15 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado Prueba 4

96

Tabla 4.16 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado Prueba 5

98

Tabla 4.17 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado Prueba 6

100

iv

INDICE DE FIGURAS Figura 2-1. Diagrama de flujo en la producción de cobre

7

Figura 2-2. Liberación del mineral de interés

12

Figura 2-3. Chancador primario de mandíbula y giratorio

13

Figura 2-4. Tipos de Chancadores de cono

14

Figura 2-5. Etapas del circuito de Chancado más común

15

Figura 2-6. Molino de bolas industrial

16

Figura 2-7. Efecto de los medios de molienda dentro del molino

18

Figura 2-8. Circuito de molienda convencional unitaria

24

Figura 2-9. Circuito de molienda semiautogeno

25

Figura 2-10. Trayectoria de la carga de un Hidrociclón

26

Figura 2-11. Métodos clásicos de separación

29

Figura 2-12. Esquema de flujos de la etapa de flotación

30

Figura 2-13. Esquema del proceso de flotación

33

Figura 2-14. Diseño de una celda de flotación mecánica con aire forzado

34

Figura 2-15. Etapas del proceso de flotación

37

Figura 2-16. Formación del agregado partícula  – burbuja

38

Figura 2-17. Capa límite del líquido

39

Figura 2-18. Angulo de contacto

39

Figura 2-19. Doble capa eléctrica

42

Figura 2-20. Xantato isopropílico de sodio

43

Figura 2-21. Adhesión del colector a la superficie del mineral

43

Figura 2-22. Espumante MIBC

45

Figura 2-23. Adhesión espumante a la superficie de la burbuja de aire

45

Figura 2-24. IsaMill™ utilizado en planta industrial

47

Figura 2-25. Mecanismo de molienda y retención de los medios de molienda

51

Figura 2-26. Distribución de tamaño de alta pendiente en test de remolienda

53

v

Figura 2-27. Celda Galvánica en un sistema mineral/medios de molienda

55

Figura 2-28. Recuperación de las partículas finas cuando se tratan por separado

58

Figura 3-1. Proceso de test de ciclo abierto

60

Figura 3-2. Esquema desarrollo experimental

61

Figura 3-3. Divisor Rotatorio

62

Figura 3-4. Rotap y set de tamices para realizar análisis granulométrico

63

Figura 3-5. Master Sizer Micro

64

Figura 3-6. Picnómetro de Helio

65

Figura 3-7. Collar de bolas IsaMill

66

Figura 3-8. Equipamiento Molino IsaMill M-4

67

Figura 3-9. Molino de volumen interno de 5 litros para remolienda

68

Figura 3-10. Reactivos Matcol (colector) y Nalco (Espumante)

68

Figura 3-11. Celda Agitair y pH metro

69

Figura 4-1. Curva “pasante Ac. (%) v/s Abertura (um)

71

Figura 4-2. Signature Plot Test 1

79

Figura 4-3. Signature Plot Test 2

80

Figura 4-4. Signature Plot Test 3

83

Figura 4-5. Perfiles granulométricos para distintos tiempos de remolienda

85

Figura 4-6. Gráfico de cinéticas de remolienda P80 v/s Tiempo

86

Figura 4-7. Comparación granulométrica Pass1 Test 3 IsaMill y remolienda 8´51”

87

Figura 4-8. Comparación granulométrica Pass1 Test 3 IsaMill y remolienda 18´00” 88 Figura 4-9. Comparación granulométrica Pass1 Test 3 IsaMill y remolienda 30´10” 89 Figura 4-10. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación Prueba n°1

92

Figura 4-11. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación Prueba n°1

92

Figura 4-12. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación Prueba n°2

94

Figura 4-13. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación Prueba n°2

94

vi

Figura 4-14. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación Prueba n°3

96

Figura 4-15. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación Prueba n°3

96

Figura 4-16. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación Prueba n°4

98

Figura 4-17. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación Prueba n°4

98

Figura 4-18. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación Prueba n°5

100

Figura 4-19. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación Prueba n°5

100

Figura 4-20. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación Prueba n°6

102

Figura 4-21. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación Prueba n°6

102

Figura 4-22. Gráfico Recuperación v/s tiempo a 45 µm entre ambas remoliendas

103

Figura 4-23. Gráfico Recuperación v/s tiempo a 45 µm entre ambas remoliendas

104

Figura 4-24. Gráfico Recuperación v/s tiempo a 45 µm entre ambas remoliendas

105

vii

RESUMEN SGS es una empresa compenetrada en la industria minera apoyando con certificaciones y estudios a diferentes empresas. En conjunto con Xstrata Technology ( actual XT-Glencore Company ) se decidió hacer estudios de diferentes concentrados mineros para poder hacer una comparación entre su molino IsaMill ™  que aún no está instalado en ninguna planta de Chile y que funciona con bolas de cerámica versus los molinos tradicionales con bolas de acero para ver por resultados

que la

molienda en IsaMill ™ beneficia la recuperación en la flotación. Después de realizar estudios de remolienda tanto en el molino IsaMill ™ como el convencional se decidió trabajar con 3 tamaños de P 80  distintos (45 µm, 35 µm y 25 µm) para someterlos a los procesos de flotación. Los resultados comparativos entre las flotaciones de limpieza

nos

entregaron diferencias sustentables para afirmar que la molienda IsaMill ™ beneficia la flotación de limpieza en comparación con la molienda tradicional entregando mejores recuperaciones de Cu de hasta un 15% de diferencia. Para las flotaciones con 45 µm recuperación de Cu de un 93,67%

de P80 el IsaMill ™  entregó una

mientras que el molino convencional

85,76%. Para 35 µm la recuperación final de Cu de la muestra que se trabajó en IsaMill™ fue de 93,26 % y la de molino convencional un 80,03%. Finalmente donde se observó la mayor diferencia fue cuando se trabajó con 25 µm en donde la molienda realizada en el IsaMill ™  entrego 93,39% de Recuperación

y la molienda convencional sólo obtuvo un 76,20%.

viii

CAPÍTULO 1: INTRODUCCIÓN

1.1 Antecedentes generales de la empresa Con su sede en Ginebra, Suiza, SGS fue creada en 1878 y hoy en día es el líder mundial en el sector de inspección, verificación, pruebas y certificación. Opera a nivel mundial bajo la marca SGS. La red mundial incluye más de 1.650 oficinas y laboratorios, con una plantilla diversa de más de 80.000 empleados trabajando en sus laboratorios y oficinas, y operando en este ámbito en más de 120 países en distintos sectores comerciales del ámbito de la agricultura, automotriz y minería por nombrar los principales. En Chile se encuentra ubicada a lo largo de todo el país, pero en Santiago específicamente en Las Esteras Norte n°2441 comuna de Quilicura donde se encuentra la Planta Piloto y en Pudahuel con dirección Puerto Madero n°9600 se ubica toda el área de laboratorios metalúrgicos, geometalúrgicos y químicos. Sus servicios básicos pueden dividirse en tres categorías:



Inspección: La cartera integral de servicios de inspección, verificación y el cumplimiento de todos los requisitos reglamentarios relevantes en diferentes regiones y mercados.



Pruebas:  La red mundial de instalaciones de pruebas, permite reducir riesgos, abreviar el tiempo para probar la calidad, la seguridad y el rendimiento de sus productos según los estándares aplicables de salud, seguridad y reglamentación. 1



Certificación:  Como empresa demuestra que sus productos, procesos, sistemas o servicios son conformes con estándares y reglamentos nacionales o internacionales, o con estándares definidos por el cliente, a través de la certificación. En un mundo de globalización, avances tecnológicos, mayores

regulaciones y mercados en continua fluctuación, la exploración y la minería se enfrentan a retos más complejos que nunca. En la fase de exploración, ofrece una amplia variedad de servicios que incluyen pruebas de geoquímica, cálculos de recursos e informes técnicos, geometalurgia, estudios de ámbito de acción y desarrollo de diagramas de flujo, pilotaje y servicios medioambientales. Los especialistas están disponibles para asesorar sobre las tecnologías más adecuadas al proyecto, así como proporcionar datos y diagramas de flujo para que el proyecto progrese. Para las minas en fase de inicio y operativas, SGS ofrece un conjunto integral de servicios que abarcan laboratorios in situ, tratamiento de aguas, puesta en marcha y asistencia operativa in situ, consultoría de procesos, eliminación de cuellos de botella, optimización de los equipos y sistemas expertos. En las etapas de viabilidad y pre-producción, los técnicos combinan la experiencia en metalurgia con la experiencia en el diseño e ingeniería de plantas para la entrega de soluciones efectivas a tiempo, probadas y rentables para la mejora de plantas a pequeña escala, actualizaciones y proyectos en zonas no urbanizadas e industriales.

2

Los servicios de toma de muestras e inspección apoyan tanto a los compradores como a los vendedores de cargas de valor alto. Se llevan a cabo inspecciones de los buques y sus cargas, pruebas y ensayos de equipos de seguimiento de pilas de materiales y análisis comerciales.  Además de proporcionar una amplia gama de pruebas, ensayos y análisis estándar, se suministran laboratorios móviles de última generación e incluso instalar y proporcionar personal a los laboratorios in situ, para ofrecer sus propias instalaciones de pruebas y ensayos personalizados, en cualquier lugar del país.

1.2 Problemática en Estudio En términos generales los procesos de remolienda en las plantas concentradoras no reciben la atención requerida y sus sistemas de control son deficientes, o no se encuentran operativos. Las progresivas disminuciones de leyes en las cabezas de las operaciones actuales y futuras obligan a extremar los controles de cada etapa del proceso. Por lo tanto, ante este escenario la remolienda, que tiene consecuencia directa sobre la respuesta metalúrgica del circuito de limpieza, cobra mayor relevancia en la operación de las plantas concentradoras. Los molinos convencionales de Bolas y de Torre han demostrado ser poco eficientes en lograr un tamaño caracteristico específico para una correcta liberación y asociación del mineral de cobre de interés a la baja eficiencia energética y el elevado consumo de medios de molienda hechos de acero a lo largo del tiempo. 3

Los molinos convencionales a su vez tienen medios de molienda que traen efectos perjudiciales en la flotación porque aportan fierro a la pulpa produciendo recubrimientos sobre la superficie del mineral que impiden una adecuada recuperación de cobre al aplicar los reactivos químicos en la flotación y además tienen largos tiempos de residencia, dando como resultado una sobremolienda y distribuciones de tamaño deficientes. Esto conduce a una pérdida de energía innecesaria, generación de lamas y un mayor consumo de reactivos en la flotación para tratar de aumentar la recuperación.  Además considerando estas limitantes también impide trabajar con leyes muy bajas porque no sería económicamente conveniente. Por esto se diseñó el IsaMill TM  con diseño horizontal que utiliza medios de molienda inertes muy pequeños (entre 1,5 y 6 mm dependiendo del P 80 que se necesita se determina el collar de bolas a utilizar) que mejora los efectos en la química de flotación y también abarca mayor área superficial para disminuir de tamaño las partículas gruesas con una frecuencia más alta de colisión entre las partículas y los medios porque trabaja a mayores revoluciones por minuto, lo que se traduce en una mejor transferencia de energía haciéndolos más eficientes. La elevada intensidad de potencia (> 300kW/m³) nos entrega un molino con tiempos cortos menores a 1 minuto de residencia que evita la sobremolienda. Esta es una de las claves de la eficiencia energética del IsaMill TM porque la energía es dirigida a las partículas más gruesas y no se desperdicia en las finas, las cuales abandonan rápidamente el molino.

4

1.3 Objetivos 1.3.1 Objetivo General 

El presente trabajo está orientado en comparar el efecto de la molienda del IsaMillTM con medios inertes de menor tamaño y

la molienda

convencional con bolas de acero para efectos de mejorar la flotación de limpieza.

1.3.2 Objetivos Específicos  

Verificar que con el IsaMill TM  se obtienen mejores resultados en recuperación de Cu y mejores leyes de concentrado comparando con igual P80 ambos tipos de remolienda en la flotación de limpieza con diferentes concentrados provenientes de distintas faenas mineras.



Analizar si los concentrados de bajas leyes de Cu son un buen negocio a trabajar con el IsaMill TM  porque se pueden obtener mejores recuperaciones para así aumentar la producción.



Verificar mediante un programa experimental que el molino IsaMillTM es más beneficioso para el control del proceso de remolienda que el molino convencional para producir minerales finos debido a

sus diferentes

ventajas tales como: -La intensidad de molienda. -La eficiencia energética. -Mejor recuperación en la flotación.

5

CAPÍTULO 2: ANTECEDENTES TEÓRICOS

2.1 Procesamiento de Minerales Una operación minera consiste en procesar diversas especies mineralógicas, algunas de ellas de valor comercial (generalmente las menos abundantes) y otras de menor o sin valor relativo (ganga). El procesamiento de minerales sigue a la exploración minera con el objetivo de preparar el mineral para la extracción del metal valioso (menas metálicas) o entregar un producto final (minerales industriales). Una vez realizado el procesamiento, el producto adquiere un valor de mercado y puede transarse comerciablemente o con precio y mercado de referencia.

2.1.1 Etapas del Procesamiento de Minerales 

Exploración geológica:  es la primera etapa, y sin ella, ninguna otra

etapa posterior tendría sentido. Aquí, se identifica que hay un yacimiento con mineral suficiente para ser trabajado, se determinan sus características y se establece la forma de explotarlo.



Extracción, carguío y transporte:   teniendo claro que existe un

yacimiento, se decide comenzar a trabajar en él. Las rocas y los minerales adecuados se extraen de la mina y son transportadas a la planta donde continúan los demás procesos de producción.

6



Chancado: Es la etapa en la que grandes máquinas reducen el tamaño

del material extraído en la mina a porciones cada vez más pequeñas y compactas, de no más de 1,5 pulgadas. Dicho material se ordena apilándolo. Hasta aquí no hay diferencias, sin embargo, existen diferentes procesos productivos como se observa en la Figura 2-1.  , dependiendo si el cobre se encontró en la naturaleza combinado con oxígeno (oxidado) o azufre (sulfurado). Generalmente en los yacimientos, el cobre oxidado se encuentra más superficialmente.

Figura 2-1. Diagrama de flujo en la producción de Cobre.

7

2.1.1.2 Procesos para la extracción del cobre oxidado. Lixiviación: Las pilas de material mineralizado se riegan con una

   que disuelve el cobre contenido en los minerales oxidados, formando una solución de sulfato de cobre () solución de agua con ácido sulfúrico (

con concentraciones de hasta 9 gramos por litro denominadas PLS, las cuales serán llevadas a diversos tanques donde se realizará una purificación de éstas, eliminando las partículas sólidas que pudiese contener.

Extracción por solvente: En esta etapa la solución que procede de las pilas de lixiviación, se libera de residuos o impurezas y se concentra su contenido de cobre, pasando de 9 a 45 gramos por litro, mediante una extracción iónica. Para extraer el cobre de la solución PLS, ésta se mezcla con una solución de parafina y resina orgánica. La resina atrapa los iones de cobre (

) en forma

selectiva, obteniéndose por un lado un complejo resina-cobre y por otro una solución empobrecida en cobre que se denomina refino, la cual es reutilizada en el proceso de lixiviación y es recuperada en las soluciones que se obtienen del proceso. El compuesto de resina-cobre es tratado en forma independiente con una solución electrolito rica en ácido, el que provoca la descarga del cobre desde la resina hacia el electrolito, mejorando la concentración del cobre en esta solución llegando hasta los 45gpl. Esta es la solución que se lleva a la planta de electro-obtención.

8

Electroobtención: es una electrólisis, es decir un proceso mediante el cual se separa un compuesto (cobre en este caso), de otros, usando para ello la electricidad. Así se recupera el cobre desde la solución desarrollada en la lixiviación, obteniéndose cátodos de la más alta pureza (99,99%).

Cátodos: los cátodos obtenidos son examinados cuidadosamente para que los seleccionados sean apilados, pesados y embalados para su despacho, el que se realiza mediante trenes y/o camiones a los puertos de embarque.

2.1.1.3 Procesos para la extracción del cobre sulfurado Molienda: Mediante molinos se continúa reduciendo las partículas de mineral hasta obtener un tamaño máximo de 180 micrones (0,18mm). Con esto se forma una pulpa con agua y reactivos que se lleva a la flotación.

Flotación: En esta etapa se genera espuma, cuyas burbujas atrapan el cobre

y

otros

minerales

sulfurados

contenidos

en

la

pulpa.

Luego de varios ciclos, se recolecta y se seca esta espuma para obtener el concentrado de cobre que continúa su purificación.

Fundición: Para separar el cobre de otros minerales e impurezas, el concentrado de cobre seco se trata a grandes temperaturas en hornos especiales. Luego de varios procesos se obtiene cobre RAF (refinado a fuego) el que es moldeado en placas de un peso aproximado de 225 kilogramos , llamadas ánodos.

Electrorefinación: Este proceso se basa en las características y beneficios que ofrece el fenómeno químico de la electrólisis, que permite refinar 9

el cobre anódico (ánodo) mediante la aplicación de la corriente eléctrica, obteniéndose cátodos de cobre de alta pureza (99,99%), los que son altamente valorados en el mercado del cobre. La electrorefinación se realiza en celdas electrolíticas, donde se colocan en forma alternada un ánodo (que es una plancha de cobre obtenido de la fundición), y un cátodo, (que es una plancha muy delgada de cobre puro), hasta completar n ánodos y n+1 cátodos en cada celda. La electrólisis consiste en hacer pasar una corriente eléctrica por una solución de ácido sulfúrico y agua. El ion sulfato de la solución comienza a atacar el ánodo de cobre formando una solución de sulfato de cobre ( CuSO4) denominada electrolito. Al aplicar una corriente eléctrica, los componentes de la solución se cargan eléctricamente produciéndose una disociación iónica en la

) es atraído por el ánodo (+) y el catión (Cu ) es atraído por el cátodo (-). El anión (  ) ataca al ánodo formando sulfato de que el anión sulfato (

2+

cobre, el que se ioniza en la solución por efecto de la corriente eléctrica, liberando cobre como catión que migra al cátodo, y se deposita en él. El ion sulfato liberado migra al ánodo y vuelve a formar sulfato de cobre que va a la solución, recomenzando la reacción. Este proceso es continuo durante 20 días. El día 10, se extraen los cátodos y se reemplazan por otros y los ánodos se dejan 10 días más y se reemplazan por otros. De esta forma, al final del día 20, nuevamente se extraen los cátodos y se renuevan los ánodos.

10

2.1.2 Conminución y Concentración de minerales Sulfurados 2.1.2.1 Los minerales sulfurados más comunes Los minerales por definición son sustancias inorgánicas naturales que poseen una composición y estructura química definida. En la Tabla 2.1 se muestra el contenido de cobre en especies de minerales sulfurados.

Tabla 2.1 Contenido de cobre en especies de minerales sulfurados. Especie

Fórmula

Peso Molecular 

% Cu

% Mo

% Zn

% Fe

%S

Calcopirita

CuFeS2

183,5

34,63

30,43

34,94

Calcosina

Cu2S

159,2

79,85

-------

20,15

Covelina

CuS

95,6

66,46

-------

33,54

Bornita

Cu5FeS4

501,8

63,31

11,13

25,56

Digenita

Cu9S5

732,2

78,10

-------

21,90

Tetraedrita

Cu3SbS3,25

416,6

45,76

25,01

Tenantita

Cu3 AsS3,25

369,8

51,56

28,18

Enargita

Cu3 AsS4

393,8

48,41

32,57

Molibdenita

MoS2

160,1

-------

Esfalerita

ZnS

97,5

-------

Pirita

FeS2

120,0

-------

59,94

40,06 67,10

32,90 46,55

53,45

11

2.1.2.2 Conminución El objetivo de la Conminución es llevar las rocas de mineral a un tamaño, lo suficientemente pequeño, como para liberar las partículas de mineral económicamente valioso de la ganga como muestra la Figura 2-2. y facilitar su futura concentración e incrementar su área superficial disponible para alguna reacción química.

Figura 2-2. Liberación del mineral de interés 2.1.2.3 Chancado El Chancado es la primera parte de los procesos de Conminución. Generalmente es una operación en seco y usualmente realizada en 1, 2 o 3 etapas. Las colpas del mineral proveniente de las minas pueden ser lo suficientemente grandes que alcanzan desde un metro hasta 1,5 metros y el producto final requerido variará, según sea la aplicación de que se trate. Los Chancadores son equipos eléctricos de grandes dimensiones. En estos equipos, los elementos que trituran la roca mediante movimientos 12

vibratorios están construidos de una aleación especial de acero de alta resistencia. Son alimentados por la parte superior y descargan el mineral chancado por su parte inferior a través de una abertura graduada de acuerdo al diámetro requerido como muestra la Figura 2-3. Todo el manejo del mineral en la planta se realiza mediante correas transportadoras, desde la alimentación proveniente de la mina hasta la entrega del mineral chancado a la etapa siguiente.

2.1.2.4 Chancado Primario El Chancador primario es el de mayor tamaño (16,5 metros de ancho por 22,5 metros de alto). Que reduce las colpas de mineral de 1.5  – 1 metro hasta entregar un producto cercano a los 20 centímetros. En algunas plantas de operaciones, este se ubica en el interior de la mina (cerca de donde se extrae el mineral). Para realizar esta etapa existen básicamente 2 tipos de equipos que son los Chancadores de Mandíbula y los Giratorios.

Figura 2-3. Chancador Primario de Mandíbula y Giratorio.

13

2.1.2.5 Chancado Secundario y Terciario En esta etapa se utilizan los Chancadores de Cono que giran sobre su eje vertical con rotaciones de movimientos, debido a esto las medidas de los productos variaran entre una de máxima y mínima abertura del Chancador como se observa en la Figura 2-4.

Figura 2-4. Tipos de Chancadores de Cono.

En la etapa secundaria de Chancado, el tamaño del material se reduce a 3 pulgadas y en la terciaria el material mineralizado logra llegar finalmente a ½ pulgada pasando por un circuito de Chancado determinado por las diferentes faenas mineras como se muestra en la Figura 2-5.

14

Figura 2-5. Etapas del Circuito de Chancado más común. 2.1.2.6 Molienda Convencional La Molienda es la segunda parte de los procesos de Conminución porque es la etapa en que el mineral producto del Chancado pasa a ser la alimentación de los molinos para obtener una granulometría que permita finalmente la liberación de la mayor parte de los minerales de cobre en forma de partículas individuales. Este molino, cuyas dimensiones pueden ser de hasta 42 x 25 pies (12,8 m de diámetro por 7,6 m de ancho), está ocupado entre un 35% y 45% de su capacidad por bolas de 3,5 pulgadas de diámetro, las cuales son los medios de molienda. En un proceso de aproximadamente 20 minutos, el 80% del mineral es reducido a un tamaño máximo de 180 micrómetros. Los molinos giran alrededor de su eje horizontal, como se observa en la

Figura 2-6, los cuales contienen la carga de cuerpos sueltos de molienda que están libres para moverse a medida que el molino

gira produciendo la

reducción de tamaño de las partículas de mineral por una combinación de impacto y abrasión.

15

Figura 2-6. Molino de bolas industrial El propósito de la operación de molienda es ejercer un control estrecho en el tamaño del producto y debido a esto se dice que una molienda correcta es la clave de una buena recuperación de la especie mineral útil. Por supuesto, una submolienda da como resultado un producto que es demasiado grueso, con un grado de liberación demasiado bajo para separación económica, obteniéndose una recuperación y una razón de enriquecimiento bajo en la etapa de concentración. Una sobremolienda innecesaria reduce el tamaño de partículas del constituyente mayoritario (ganga) y puede reducir el tamaño de partículas del componente minoritario (generalmente el mineral de interés) bajo el tamaño requerido para la concentración más eficiente.  Además hay perdidas de energía que no benefician a la productividad del proceso teniendo en cuenta que la etapa de molienda es la que implica mayor potencia al tratar de seguir disminuyendo de tamaño minerales que presentan menores fallas intersticiales y eso tiene como efecto un proceso de mayor potencia para lograr los productos finales requeridos para las siguientes etapas.

16



Medios de Molienda Un factor que influye demasiado en la molienda de manera económica

es la recarga de bolas que se deben hacer constantemente a los molinos debido al desgaste que sufren por la reiterada abrasión e impacto que son sometidos además de la corrosión que sufren por la oxidación que sufren con el agua de proceso entregándole además al mineral partículas de hierro que afectan en cierta forma a la etapa de flotación. Los medios de molienda ocupados son resistentes a la abrasión y más densos que el mineral a fracturar (densidad acero 7,8 g / cm3). Estas se fabrican de acero moldeado, fundido, laminado o forjado, normalmente se emplea acero al manganeso o al cromo. El mineral en su paso por el molino, puede ser fracturado mediante dos formas: 1. Ciclo de cascada, el tipo de fractura es vía impacto preferencialmente. 2. Cizalle (interior), el tipo de fractura es vía abrasión o atrición.

Se puede ver en la Figura 2-7.  el comportamiento de los cuerpos moledores dentro del molino y los dos tipos de fracturas, tanto el ciclo de cascada como el de cizalle.

17

Figura 2-7. Efecto de los medios de molienda dentro del molino.

 Así los materiales menos resistentes se fracturan al interior del molino o se desgastan paulatinamente hasta desaparecer, debido a los repetidos impactos y el desgaste al cual están sometidos.



Velocidad de Rotación

 Al rotar el molino eleva su carga, existe una velocidad de rotación más allá de la cual un elemento de la carga tendrá la suficiente fuerza para adherirse a esta. Esta velocidad que evidentemente no se debe alcanzar, es la velocidad crítica (Vc) y depende del diámetro del molino. Para poder estimar esta velocidad es necesario realizar un balance de fuerzas del cual se obtiene la relación de velocidad de rotación crítica.

  √   



D: diámetro (m)

18

En un molino de bolas, la velocidad óptima se ubica entre 65% y 80% de la velocidad crítica en metros por segundo.



Circuito de Molienda

El objetivo principal de la molienda es la producción de partículas que tengan una característica granulométrica dada, expresada como un % de partículas más pequeñas o más grandes que un cierto tamaño. La fragmentación de partículas es aleatoria, pues depende de la probabilidad de impacto entre los cuerpos moledores. Así, una partícula puede ser molida muchas veces mientras que otras no se molerán nunca. El producto obtenido contiene entonces una amplia distribución de tamaños de partícula, por lo tanto es necesario acoplar los molinos con unidades de clasificación por tamaño para obtener un producto de mejor calibre. Estas unidades tienen un importante efecto en la calidad del producto molido. El rechazo de las partículas gruesas es retornado al circuito de molienda para una nueva variable clave en el control de la molienda



Variables operacionales de un molino de bolas.

Para que la molienda sea racional y económica hay que considerar 3 factores fundamentales que influyen en los resultados y son: I.

La carga del mineral.

II.

Alimentación de agua

III.

Medios de molienda.

19



La carga de mineral de alimentación al molino.

Cuanto más rápida sea la alimentación al molino más veloz será la descarga que llega al otro extremo y el producto final será más grueso porque tendrá menor tiempo de residencia por lo tanto la alimentación de carga del mineral debe ser constante y uniforme.



Alimentación de agua.

 Al operar el molino por vía húmeda, el mineral finalmente molido es extraído con agua de los intersticios entre las bolas y por lo tanto no perjudica la molienda de las partículas de mineral gruesas, por ende en las operaciones se agrega un 50% a 60% de agua en peso, para asegurar una descarga rápida del mineral. El exceso de agua dentro del molino lavara las bolas cuando se hace funcionar el molino porque el mineral no se encuentra adherido en las bolas, haciendo una pulpa más fluida que sacara la carga del mineral de manera más rápida, no dando tiempo a moler y disminuyendo el tiempo de molienda , dando como resultado una molienda excesivamente gruesa, consumo de bolas y desgaste de revestimientos, todas estas condiciones unidas representan un aumento en el costo de producción y una baja eficiencia de la molienda. En el circuito las cargas circulantes elevadas tienden a aumentar la producción y disminuir la cantidad de mineral fino no deseado.



Carga de bolas.

La cantidad de bolas que se coloca dentro de un molino depende en gran parte de la cantidad de energía disponible para mover este.

20

Generalmente nunca llega al 50% de volumen, aunque una carga de bolas igual a 50% del volumen del molino da la capacidad máxima , el volumen total de las bolas no debe ser menor que el 20% del volumen medido interior ( las cargas normales varían de 40 a 50%). Donde quiera que se desee una producción mínima de finos debe usar una carga de bolas cuyo diámetro está relacionado al tamaño del mineral que se alimenta, el aumento de la carga de bolas, hace elevar el gasto de energía hasta alcanzar un valor máximo, por encima del cual la energía necesaria disminuye al aumentar la carga, por acercarse al centro de gravedad de esta, es decir su eje de rotación. La carga se puede aumentar elevando el peso de bolas cargando al molino aumentando la concentración de sólidos de la pulpa a moler o trabajando a nivel de líquidos más altos. Este nivel de pulpa, que es función de la cantidad de molienda, constituye un factor muy importante en el funcionamiento del molino de bolas. Normalmente la carga de bolas se debe determinar mediante ensayos metalúrgicos por estudios detenidos. La potencia necesaria es máxima cuando el contenido en sólidos de alimentación es del orden del 75%. El consumo de bolas esta dado en función al tonelaje tratado, a la dureza del mineral y al tamaño de la carga de mineral. Cuanto más pequeñas sean las bolas, menor será el tamaño del producto final.

21



Factores que afectan la eficiencia de molienda.

Es fundamental que en el proceso de molienda las bolas siempre estén cubiertas con una capa de mena porque una pulpa demasiado diluida aumenta el contacto metal con metal elevando el desgaste del acero y disminuyendo la eficiencia del proceso. El rango de operación normal de los molinos de bolas es entre 65% a 85% de sólidos en peso, dependiendo de la mena. La viscosidad de la pulpa aumenta con la fineza de las partículas, por lo tanto, los circuitos de molienda fina pueden necesitar densidad de pulpa menor. La eficiencia de la molienda depende del área superficial del medio de molienda. Luego las bolas deberían ser lo más pequeñas posible y la carga debería ser distribuida de modo tal que las bolas más grandes sean justo lo suficientemente pesadas para moler la partícula más grande y más dura de la alimentación. Una carga balanceada consistirá de un amplio rango de tamaños de bolas y para agregar nuevas bolas al molino por lo general siempre deben ser del tamaño más grande requerido. Las bolas que van disminuyendo su tamaño por el desgaste van dejando el molino junto con la mena molida y pueden separarse haciendo pasar la descarga por harneros.



El exceso de agua en el molino.

Un exceso de agua lavara las bolas y cuando se hace funcionar el molino no se obtiene una buena acción de molienda pues el mineral no está pegado a las bolas, haciendo una pulpa demasiado fluida que saca la carga de mineral demasiado rápida, no dando tiempo a moler, disminuyendo el tiempo de molienda.

22

El exceso de agua en la molienda da como resultado:

o

Molienda gruesa.

o

Aumento de costo de producción.

o

Densidad baja.

o

Menor eficiencia del molino.

o

Bajo tonelaje del molino.

o

Excesivo consumo de bolas y revestimiento.

o

Paradas obligadas del molino por pernos flojos, rupturas de pernos, caída de revestimientos interiores.

o



Costo alto de molienda.

Falta de agua en el molino.

La pulpa del mineral avanza lentamente y se hace cada vez más densa, las bolas no muelen, porque el barro es muy espeso alrededor de las bolas, impidiendo bueno golpes, esto se debe a que la pulpa amortigua todos los golpes. En estas condiciones de operación las bolas pueden salir junto con la pulpa de mineral. La falta de agua en un molino ocasiona:

o

Molienda gruesa que no beneficia la posterior etapa.

o

Paradas obligatorias del molino.

o

Densidad elevada.

o

Molienda deficiente por que la pulpa se pega a las bolas amortiguando los golpes.

o

Perdidas de tonelaje en el molino. 23

2.1.2.7 Circuitos de Molienda Los circuitos de molienda como muestran la Figura 2-8. y Figura 2-9. se utilizan para reducir el tamaño de las partículas de mena al tamaño requerido para su beneficio. La mayoría de las menas sulfuradas se muelen en circuitos húmedos usando una o más etapas de molienda para obtener la liberación de los minerales necesarios para producir un concentrado final que cumpla con los criterios deseados. Las ventajas de molienda húmeda son: I.

Menor consumo de energía por tonelada de producto.

II.

Mayor capacidad por unidad de volumen.

III.

Eliminar el problema medio ambiental de partículas en suspensión

IV.

Hacer posible el uso de métodos simples de manejo y transporte de pulpas tales como bombas, cañerías y canaletas.

V.

Posibilitar el uso de clasificación mecánica como los hidrociclones para controlar el tamaño del producto.

Figura 2-8. Circuito de molienda convencional unitaria 24

Figura 2-9. Circuito de molienda Semiautógeno. 2.1.3 Clasificación La industria minera es el principal usuario de los hidrociclones, siendo aplicado en clasificación de líquidos, espesamiento, ordenamiento de partículas po densidad o tamaño y lavado de sólidos. El Hidrociclón como se observa en la Figura 2-10. consiste de una parte cónica seguida por una cámara cilíndrica, en la cual existe una entrada tangencial para la suspensión de la alimentación (feed). La parte superior del Hidrociclón presenta un tubo para la salida de la suspensión diluida (overflow) y en la parte inferior existe la salida de la suspensión concentrada (underflow). El ducto de alimentación se denomina Vórtex y el orificio de salida del concentrado se denomina Apex. La pulpa es bombeada bajo presión y entrando al Hidrociclón a través del tubo de alimentación se genera un movimiento de tipo espiral descendente debido a la forma del equipo y la acción de la fuerza de gravedad. A razón de 25

este movimiento se produce una zona de muy baja presión a lo largo del eje del equipo, por lo que se desarrolla un núcleo de aire en ese lugar.  A medida que la sección transversal disminuye en la parte cónica, se superpone una corriente interior que genera un flujo neto ascendente también de tipo espiral a lo largo del eje central del equipo, lo que permite que le flujo encuentre en su camino al Vórtex que actúa como rebalse. Las partículas en el seno del fluido se ven afectadas en el sentido radial por dos fuerzas opositoras: una hacia la periferia del equipo debido a la aceleración centrifuga y la otra hacia el interior del equipo debido al arrastre que se mueve a través del Hidrociclón. Consecuentemente, la mayor parte de las partículas finas abandonarán el equipo a través del Vórtex, y el resto de las partículas, mayoritariamente los gruesos, saldrán a través del Apex.

Figura 2-10. Trayectoria de la carga de un Hidrociclón.

26

Básicamente los cuatro parámetros independientes que permiten variar las condiciones de operación son: la densidad de la pulpa, la caída de presión en la alimentación, el diámetro de Vórtex y el diámetro del Apex. El tamaño de corte y la eficiencia de la separación son controlados mediante el ajuste de estos parámetros. El diámetro del Hidrociclón puede variar, los de mayor diámetro producen separaciones gruesas y los de menos diámetro producen separaciones finas.

2.2 Concentración de Minerales Es la etapa siguiente a la explotación en el interior de la mina y su tarea es preparar el mineral para extraer el mineral valioso. Fuera de uniformar el tamaño del mineral, es un proceso de separación entre las partes con valor (mena) y las sin valor (ganga), para producir una porción enriquecida, o concentrado, que contiene la mayor parte del mineral valioso y un descarte (cola). La concentración o en este caso el proceso de enriquecimiento reduce considerablemente la cantidad de material que debe ser manipulado en las plantas

disminuyendo así mismo la cantidad de energía y reactivos para

producir el metal puro en los siguientes procesos. El proceso de concentración de minerales reduce el volumen y el peso del concentrado que debe ser enviado a fundición, reduce el costo de transporte y manipulación, la reducción de costos de fundición es significativa debido a la disminución del tonelaje a tratarse, la menor cantidad de caja hace que la recuperación suba en la fundición.

27

Contra estas ventajas se debe anotar el costo del tratamiento en la planta de concentración y las pérdidas que se producen en la planta. Los diferentes tipos de concentraciones se deben a la separación selectiva de una o más especies, las cuales se separan aprovechando alguna propiedad del mineral. a) Propiedades Físicas   Tamaño

o

  Forma

o

  Densidad

o

b) Propiedades Químicas   Conductividad

o

  Magnetismo

o

o

Propiedades superficiales

  Radioactividad

o

  Color

o

 Asociado a cada mineral y su MENA, (roca que lo contiene), hay propiedades que lo diferencian:

o

Magnetismo (Fe y sus óxidos, Fe3O4, Fe2O3, FeO.nH2O)

o

Comp. Dieléctrico (Conductor – Aislante)

o

Comportamiento Hidrofílico y Aerofílico

o

Alta diferencia de densidad Usando esta diferencia se genera el proceso de concentración que se

usará posteriormente como se observa en la Figura 2-11. , pero nos enfocaremos en la etapa de flotación que es la más relevante en este estudio. 28

Figura 2-11. Métodos clásicos de separación

2.2.1 Parámetros de medición en procesos de Concentración Para cuantificar los resultados de las pruebas de flotación se requiere realizar el balance másico y de finos para poder calcular el rendimiento metalúrgico de la prueba. Se entiende por finos a la masa de especie valiosa que se quiere evaluar. Por lo tanto, para calcular el fino de un determinado elemento en el mineral, se debe conocer la ley, o la cantidad porcentual que ocupa ese elemento en la masa mineral. Con la ley del elemento y la masa de mineral se determina el contenido de fino de ese elemento mediante la siguiente relación Fino = Pes o x Ley

29

En un proceso de flotación se tiene la siguiente situación respecto del balance de masa y de finos , según esquema que muestra la Figura 2-12.

1. Cabeza o Alimentación (F):  Se denomina al tonelaje de MENA que está alimentando el proceso. ( ley de alimentación = f ) 2. Concentrado (C):  Producto que contiene los minerales útiles separados de la ganga, aunque siempre acompañado de impurezas. (ley de concentrado = c ) 3. Relave o Cola (T): Producto que contiene los minerales sin valor comercial y contiene siempre algo del elemento útil. ( ley de Relave = t )

Figura 2-12. Esquema de flujos de la etapa de flotación.

30

La recuperación metalúrgica corresponde a la razón entre la cantidad de fino (elemento de interés) producido o recuperado en el concentrado respecto del total de fino alimentado. Esta recuperación por ley de la naturaleza no puede alcanzar el 100% puesto que siempre algo se perderá en un proceso industrial pasando una fracción minoritaria de la parte útil a las colas o relaves.

               

(2.2)

 Analizando el esquema de la Figura 2-12  podemos realizar los siguientes balances:

Balance de masa



(2.3)

Balance de finos



(2.4)

Balance de agua

    

(2.5)

Se tiene que saber el peso de C y F, lo cual no es usual en un circuito continuo, donde se hace el balance en base a leyes. 31

Reemplazando la ecuación (2.3) en (2.4) tenemos



(2.6)

    

(2.7)

Sabiendo que por la ecuación (2.2)

          

(2.8)

    

(2.9)

De la ecuación (2.7) obtenemos

Finalmente obtenemos la recuperación metalúrgica en base a las leyes al reemplazar la ecuación (2.8) en (2.9)

   

(2.10)

32

2.2.2 Concentración por Flotación

La Flotación es un proceso físico-químico cuyo objetivo es la separación de especies minerales a través del uso de la adhesión selectiva de partículas a las burbujas de aire. La Figura 2-13. muestra un diagrama general del proceso de separación por flotación.

Figura 2-13. Esquema del proceso de flotación

El proceso de flotación se utiliza para separar y recuperar en forma selectiva partículas sólidas, finamente molidas, desde una pulpa o suspensión. El sistema es multifase (sólido, líquido y gas) y heterogéneo en tamaño, forma, composición de las partículas minerales y en el tamaño de las burbujas de gas (aire). 33

 A pesar de la complejidad del sistema, se han establecido parámetros y modelos simples que permiten un adecuado dimensionamiento, diseño, evaluación y control de la operación como se observa en la Figura 2-14.

Figura 2-14. Diseño de una celda de flotación mecánica con aire forzado.

2.2.3 Requerimientos para la Colección y Separación Los requerimientos para la adhesión selectiva entre partículas y burbujas son: a) Adecuada suspensión de partículas de tamaño y densidad variable. b) Dispersión de aire en pequeñas burbujas. 34

c) Promover una zona de calma tal que se forme una interfase pulpaespuma nítida y estable. d) Descarga de la espuma de la celda después de separar la ganga y las partículas menos hidrofóbicas por el drenaje y coalescencia de burbujas.

2.2.4 Objetivos de la Celda de Flotación 

Mantener las partículas en suspensión – Velocidad ascendentes de pulpa

mayor a la velocidad de asentamiento de las partículas más grandes.



Asegurar que todas las partículas que entren a la máquina tengan

oportunidad de ser flotadas.



Dispersar burbujas finas de aire en el seno de la pulpa.



Promover el contacto partícula- burbuja.



Proporcionar una región de pulpa en quietud inmediatamente debajo de

la espuma para minimizar el arrastre y disolución turbulenta de la capa de espuma.



Proporcionar suficiente espesor de espuma para permitir que ocurra el

drenaje de las partículas arrastradas.

35

2.2.5 Etapas del Proceso de Flotación

2.2.5.1 Captura selectiva de partículas Las partículas de diferentes especies se unen a las burbujas a diferentes velocidades. Mientras mayor es la diferencia entre la velocidad del componente de interés y la ganga, más selectiva es la separación. Esta etapa se caracteriza por la formación del agregado partículaburbuja, lo cual se logra añadiendo reactivos químicos que modifican las propiedades superficiales de los minerales, tanto valioso como ganga. Existen minerales que son afines al agua, es decir, son HIDROFÍLICOS, pero otros no lo son y son conocidos como minerales HIDROFÓBICOS.

2.2.5.2 Separación de Burbujas El agregado partícula-burbuja es separado de la mezcla suspensiónburbuja por levitación, formando una capa de espuma que finalmente rebalsa como producto concentrado. Idealmente las burbujas no son arrastradas hacia las colas donde se retira la ganga no flotada. En la práctica existe arrastre de burbujas finas, arrastre de mineral valioso a las colas, arrastre de ganga al concentrado y retorno de mineral valioso a la pulpa.

36

Lo anterior se debe a que el proceso y los equipos no son perfectos. La Figura 2-15. muestra un esquema del proceso de flotación real.

Figura 2-15. Etapas del proceso de flotación.

2.2.6 Fundamentos Físico - Químicos de la flotación 2.2.6.1 Condición de adhesión En un proceso de flotación las partículas minerales colisionan con burbujas. Las partículas se clasifican como flotables, si se adhieren a las burbujas y son transportadas hasta una capa de espuma. 37

Una condición clásica para la adhesión partícula-burbuja ( ver Figura 2-16. ), manteniendo constante: base unitaria, presión, temperatura, composición química, número moles; está dada por las ecuaciones de energía libre, ∆G. ∆G= G2 - G1 = G2S - G1S

(2.11)

∆G = ɣSG - ɣSL - ɣLG ˂ 0

(2.12)

Figura 2-16. Formación del agregado particular-burbuja. G1 , G2 : Energía de Gibbs en el estado 1 y 2 G1S , G2S : Energías libres en superficie de adherencia ɣSG , ɣSL ,ɣLG : Tensiones superficiales

38

Se debe tener en cuenta que para la formación del agregado es necesario romper la capa límite de líquido (ver Figura 2-17.) entre la partícula y la burbuja, por lo tanto, se requiere energía para lograr dicho objetivo.

Figura 2-17. Capa límite del líquido

2.2.6.2 Angulo de contacto Las fuerzas de tensión desarrollan un ángulo denominado Angulo de Contacto entre la superficie del mineral y la superficie de la burbuja. Como muestra la Figura 2-18.

Figura 2-18. Angulo de contacto

39

Para conocer el ángulo de contacto que se debe alcanzar para producir la adhesión de la partícula de sólido a la burbuja, se realiza un balance de fuerzas entre las tensiones superficiales. ɣSG = ɣSL + ɣLG Donde

θ

x

cos θ

(2.13)

corresponde al ángulo de contacto que satisface el equilibrio

de fuerzas de la ecuación. El trabajo requerido para romper la interfase partícula-burbuja se denomina Trabajo de Adhesión, W SG, y es igual al trabajo requerido para separar la interfase sólido-gas y producir interfases separadas sólido-agua y agua-gas conocido como Trabajo de Ruptura. El trabajo de adhesión se puede obtener de la ecuación

WSG = ɣSL + ɣLG - ɣSG

(2.14)

WSG = - ∆G

(2.15)

Ecuación de Young

De esta se puede concluir a) Al aumentar el ángulo de contacto, el trabajo de adhesión aumenta y la estabilidad del agregado partícula-burbuja va en aumento, es decir, existe mayor resistencia a la ruptura. b) Si el ángulo de contacto es igual a cero ( θ = 0), no existe adhesión y no se forma el agregado. 40

c) El ángulo de contacto está estrechamente relacionado con la flotabilidad de un mineral. d) Los minerales que poseen un ángulo de contacto pequeño son conocidos como minerales

Hidrofílicos ,

es decir, tienen una alta afinidad con el agua.

e) Los minerales que poseen un ángulo de contacto grande son conocidos como minerales

Hidrofóbicos .

2.2.6.3 Propiedades Superficiales

Estas son fundamentales para los procesos de flotación y floculación, y dependen de: a) Naturaleza del mineral. b) Heterogeneidad (liberación, diseminación, asociación). c) Forma de las partículas. d) Topografía de las partículas (rugosidad) La superficie de los minerales es hidrófila debido a las cargas eléctricas asociadas a la polarización generada durante el proceso de reducción de tamaño del mineral. Dicho proceso fractura el mineral y, por lo tanto, rompe enlaces químicos razón por la cual quedan cargas eléctricas expuestas debido a la polarización del mineral. Estas cargas se asocian con los iones de las moléculas de agua, que rodean las partículas, para lograr el equilibrio eléctrico.

41

Los minerales quedan polarizados eléctricamente producto del proceso de reducción de tamaño. Al entrar en contacto con un medio polar, como es el caso del agua, las cargas superficiales comienzan a desplazarse y se reordenan de tal manera de lograr el equilibrio eléctrico lo cual modifica el potencial eléctrico de la superficie. Se genera una capa estancada, conocida como Capa Stern la cual enmascara la carga real de la superficie del mineral. Por lo tanto, se define un potencial eléctrico que considera el efecto de la capa estancada, conocido como Potencial Zeta como muestra la Figura 2-19.

Figura 2-19. Doble capa eléctrica

42

2.2.7 Reactivos de Flotación 

Colectores:  son sustancias orgánicas cuyo anión o catión tiene una estructura integrada por una parte polar y otra apolar. Como ejemplo se muestra en la Figura 2-20. el Xantato isopropílico de Sodio.

Figura 2-20. Xantato isopropílico de Sodio La parte polar del ión se adsorbe en la superficie del mineral y la parte apolar, constituida por una cadena de hidrocarburos, queda orientada hacia la fase acuosa, dando el carácter hidrofóbico al mineral como se observa en la

Figura 2-21.

Figura 2-21. Adhesión del colector a la superficie del mineral. 43

El ángulo de contacto no es una característica inherente del mineral, sino del grupo apolar (cadena hidrocarburos) del agente colector, por lo tanto: a) Mientras más larga sea la cadena de hidrocarburos mayor será el ángulo de contacto y mayor será la hidrofobicidad adquirida por el mineral. b) Se ha comprobado que las cadenas de tipo ”iso”(iso -propil, iso-butil)

forman ángulos de contacto mayores que las cadenas de tipo normal.



Espumantes: En la flotación es necesario incorporar burbujas de aire

las cuales al colisionar con las partículas de mineral manifiesten su avidez por el aire adhiriéndose a las burbujas. La estabilidad de la adherencia a la burbuja dependerá de la eficiencia del espumante. Dentro de los equipos se produce en forma espontánea coalescencia de las burbujas y éstas crecen. El espumante modifica las propiedades superficiales de la burbuja para reducir la coalescencia. Los líquidos puros (agua, parafina, alcohol etílico) no producen una espuma estable cuando se agitan con aire y las burbujas que se producen coalescen o colapsan muy rápido. Sin embargo, la adición de pequeñas cantidades de substancias activas como alcoholes superiores, forman una espuma estable con la adición de aire disperso. La resistencia de la espuma dependerá de la intensidad en la interacción del espumante con el agua en la zona interfacial líquido-gas.

44

Los espumantes más comunes son los que contienen grupos hidroxílicos, OH -, como por ejemplo: •

 

•

•

Aceite de pino, C 10H 17OH . Cresoles, CH 3C 6H 4OH . Metil Isobutil Carbinol, C 6H 13OH , (ver Figura 2-22.)

Figura 2-22. Espumante MIBC.  Al igual que los colectores, estos están constituidos por una “cabeza” polar que se orienta hacia la fase líquida y una “cola” de hidrocarburos que se

orienta a la fase gas como se observa en la Figura 2-13.

Figura 2-23. Adhesión espumante a la superficie de la burbuja de aire.

45

Las características más importantes de un espumante son: a)

En mínimas concentraciones debe generar espumas de suficiente volumen y estabilidad.

b)

Debe tener bajas condiciones colectoras.

c)

Aunque no sea necesariamente soluble, debe dispersarse en el agua con facilidad.

d)

Una vez que la espuma que retiene al mineral es retirada de la celda de flotación, debe romperse fácilmente.

e) Generar burbujas pequeñas de 1 a 2 [mm].



Activadores: Tienen como función preparar o acondicionar la superficie del mineral para la adsorción del colector. Por ejemplo, CuSO4)



+2 Cu   (en

es adecuado para flotar el mineral de esfalerita,

la forma de

ZnS .

Depresantes: Tienen como función inhibir o evitar la adsorción del colector en la superficie de aquellos minerales que no son valiosos para el proceso. Por ejemplo: el cianuro, Fe

NaCN ,

se utiliza para depresar los compuestos de

y se utiliza principalmente en la flotación selectiva de molibdeno y cobre.

46

2.3 Molienda IsaMillTM Molienda de alta intensidad y con alta eficiencia energética, que proporciona soluciones versátiles a la industria de procesamiento de minerales. IsaMill™ es una tecnología de molienda a gran  escala y con alta

eficiencia energética, desarrollada y probada en aplicaciones metalíferas muy exigentes ( Platino , Cobre , Zinc , Plomo , Zinc y Oro). Este molino utiliza más potencia por unidad de volumen que los molinos de bolas y los molinos de torre. Esto significa que ocupa poco espacio como se observa en la Figura 2-24. , se puede instalar fácilmente y el mantenimiento es sencillo.

Figura 2-24. IsaMillTM utilizado en planta industrial. La configuración horizontal ha permitido un rápido escalamiento a molinos grandes – 3000 kW y 8000 kW. Por primera vez, las ventajas de la molienda inerte con agitación están disponibles para la molienda primaria de gran tonelaje. 47

El IsaMill™ reduce el costo de energía, de los medios de molienda y el

de capital de la molienda. Por otro lado, la intensa fricción inerte frecuentemente mejora el rendimiento metalúrgico en comparación a los medios de molienda convencionales de acero. Además

produce en circuitos abiertos una

distribución de tamaños de partículas con una pendiente empinada

sin

necesidad de harneros internos o ciclones operando en circuito cerrado. El diseño horizontal tipo “flujo pistón” evita los cortocircuitos y

proporciona una tecnología robusta y fácil de operar. Esto significa que los circuitos son más simples y fáciles de operar. El IsaMill™ es muy usado en metales básicos (cobre, plomo, zin c y

níquel), metales del grupo del platino (rutenio, rodio, paladio, osmio, iridio y platino), aplicaciones industriales y plantas de procesamiento de oro, siendo la elección óptima para: 

Remolienda de Concentrados



Molienda Fina/Ultra Fina



Molienda Primaria

48

2.3.1 Ventajas del IsaMillTM 2.3.1.1 Eficiencia Energética Simplemente, la eficiencia energética se debe al tamaño de los medios de molienda. Los medios más pequeños tienen más área superficial y una frecuencia más alta de colisión de partículas/medios, haciéndolos más eficientes. La alta intensidad en el IsaMill™ significa que los medios pequeños pueden romper las partículas gruesas. La gran escala del IsaMill™ hace que la

eficiencia esté disponible para la molienda secundaria/ terciaria. La elevada eficiencia energética de los molinos con agitadores en comparación con los molinos de bolas es bien comprendida. El uso de molinos de torres como una alternativa eficiente energéticamente a los molinos secundarios o los molinos de bola para la remolienda se convirtió en una práctica común en la última parte del siglo pasado. Tradicionalmente, este aumento de eficiencia energética se atribuyó a la diferencia entre la molienda por fricción de los molinos de torre y a la molienda por impacto de los molinos de bola. Sin embargo, el factor más importante para la molienda fina es el tamaño de los medios de molienda como se puede ver en la Tabla 2.2 , y por lo tanto, la velocidad de fractura. Los medios de molienda pequeños tienen una mayor área superficial, lo que se traduce en una mejor transferencia de energía. Aunque los Molinos de Torre realizan una molienda completamente por atrición, están limitados a usar medios relativamente gruesos de bolas (12  –  25 mm de diámetro). En contraste, el IsaMill™ p uede operar con medios muchos más finos (1 mm) e intensidades de entrada de energía mucho más altas.

49

Tabla 2.2 Comparación de potencias y tamaños de bolas entre molinos.

Molino

Intensidad de potencia (kW/m³)

Tamaño de los medios de molienda (mm³)

Número de bolas (por m³)

Bolas

20

20

95.000

Torre

4

12

442.000

IsaMill™

400

1

1.146.500.000

2.3.1.2 Distribución de tamaño de producto superior Los medios inertes para la molienda producen superficies minerales limpias y nuevas que con frecuencia mejoran el rendimiento del procesamiento aguas abajo. La pronunciada pendiente de la distribución de tamaños también beneficia la recuperación por flotación y también ayuda al manejo de materiales de los procesos posteriores. La combinación de una distribución de tamaño ajustada, poco espacio ocupado, y medios inertes tiene profundas implicaciones para el diseño del circuito. Los molinos pueden ser distribuidos fácilmente a través de todo el circuito de flotación, moliendo sólo aquellas partículas que lo necesitan y produciendo una distribución de tamaño ajustada (sin ciclones), ideal para la posterior flotación. El uso de medios inertes implica que en vez de dañar la química de flotación, con frecuencia se ve beneficiada por la etapa de molienda.

50

El rendimiento de la molienda de un IsaMill™ es fundamentalmente

diferente de las tecnologías alternativas de molienda. El corto tiempo de residencia, el flujo pistón, la molienda por atrición y el separador de producto patentado se combinan para obtener una distribución de tamaño de producto acorde a lo que el proceso necesita (Ver Figura 2-25).

Figura 2-25. Mecanismo de molienda y retención de los medios de molienda del IsaMill™ por medio del separador de producto patentado.

51

El IsaMill™ opera al agitar los medios de molienda finos a gran velocidad

(velocidad periférica superior a 20 m/s). Los medios finos y la alta velocidad del disco aumentan la probabilidad de colisiones de medios y partículas, así como la energía de estas c olisiones. El IsaMill™ rompe las partículas usando los mecanismos de fractura por atrición y abrasión. Las partículas son desgastadas reiteradamente para producir un producto de tamaño fino con un consumo relativamente bajo de energía. El rendimiento de m olienda de un IsaMill™ es fundamentalmente diferente al de un molino de bolas. El mecanismo de impacto y los largos tiempos de residencia en los molinos de bolas, combinado con las ineficiencias inherentes de los ciclones, da como resultado una molienda indiscriminada y distribuciones de tamaño deficientes. Esto conduce a generación de lamas, mayor consumo de reactivos y despilfarro de energía. En contraste, el IsaMill™ produce una distribución de tamaño diferente. La molienda secuencial del IsaMill™ no ap lana la distribución de tamaño, la

agudiza como muestra la Figura 2-26.  , incluso en un circuito abierto. Esta característica notable tiene implicaciones cruciales para la eficiencia energética y el procesamiento desde su origen  – la energía de molienda se focaliza en las partículas gruesas que lo necesitan, no se desperdicia creando partículas ultra finas. Hay cuatro razones para esto: a) El tamaño pequeño de los medios de molienda favorece la molienda por fricción

52

b) Cada partícula de mineral tiene que pasar a través de 8 cámaras consecutivas de molienda (los discos de molienda), asegurando que no haya cortocircuitos. c) Las partículas tienen que escapar de las altas fuerzas centrípetas del separador de productos (velocidad periférica de 20 m/s) antes de abandonar el molino (por esta razón IsaMill™ no necesita estar en un circuito cerrado de ciclones). d) La alta intensidad de potencia significa que todo lo anterior ocurre en un corto tiempo de residencia. El típico tiempo de residencia promedio en un IsaMill™ es sólo 1,5 minutos, dejando pocas oportunidades para la molienda excesiva.

Figura 2-26. Distribución de tamaño de alta pendiente en test de remolienda con IsaMill™ modelo M-4 de laboratorio.

53

El separador de producto del IsaMill ™ es una de sus ventajas claves debido a que las 8 cámaras consecutivas de molienda y la alta velocidad periférica del separador implican que el molino entrega constantemente un rendimiento de tamaño definido. No hay harneros o cribas que fallen o se bloqueen, todas las partículas que abandonan el molino deben escapar de las mismas fuerzas centrífugas. Una ventaja adicional de este mecanismo es que permite al IsaMill™

usar una amplia gama de medios de molienda naturales. Incluso si una porción de medios se degrada anticipadamente, puede salir del molino sin bloquear las mallas, con los medios competentes restantes retenidos para molienda. En contraste, los molinos rodeados por mallas finas están limitados a usar sólo los medios más competentes.

2.3.1.3 Mejor Recuperación por Flotación con Molienda Inerte Si un mineral o metal se sumerge en agua, éste asume un potencial eléctrico con respecto al agua, donde las principales reacciones son de oxidación (del mineral y los xantatos) y de reducción (del oxígeno). Cuando los minerales sulfurados se ponen en contacto con los medios de acero en el agua, se forma una celda electroquímica o galvánica, donde el elemento con el potencial de reposo más alto (por ejemplo, los medios de acero) es el ánodo y el más bajo es el cátodo (Ver Figura 2-27.).

54

Reacción de Oxidación:

    

Oxidación de los medios de acero: ánodo

Reacción de Reducción:

        

Reducción del oxígeno: cátodo

Figura 2-27. Celda Galvánica en un sistema mineral / medios de molienda

La molienda en un ambiente de medios de acero tiene varios efectos perjudiciales: -El efecto Eh afecta porque el ambiente reductor disminuye el oxígeno disuelto y Eh de la solución. La adsorción del colector depende del Eh y puede requerir la oxidación de los xantatos a dixantógenos. El Eh se debe aumentar para asegurar la flotación adecuada (también se puede requerir la aireación después de la molienda inerte si las superficies recién creadas tienen una alta demanda de oxígeno). 55

-La oxidación de los medios de molienda hechos de acero produce recubrimientos de hidróxido de hierro sobre las superficies del mineral. Esto es evidente incluso en los tamaños gruesos de la molienda autógena. Los recubrimientos superficiales reducen la capacidad de selección de la flotación tanto para las partículas finas como gruesas. El impacto es peor en las moliendas más finas, ya que el consumo de medios es más alto y se crean más superficies. -La reducción del oxígeno de las superficies del mineral promueve la precipitación de hidróxidos metálicos insolubles e Hidrofílico sobre la superficie de los minerales sulfurados. Este efecto es más pronunciado en las partículas finas.  Algunos de los impactos de los medios de acero sobre la flotación pueden ser superados al aumentar el pH y una adición más alta de reactivo  – pero con costo en la selectividad total de la flotación. Las condiciones de alta intensidad pueden eliminar algunos de los recubrimientos superficiales, pero a altos costos de capital, de operación y de mantenimiento. Una solución mucho mejor es dirigirse a la raíz del problema como mantener limpias todas las superficies del mineral al usar medios de molienda inertes. Mientras que se han realizado considerables trabajos que demuestran las ventajas de medios con alto contenido de cromo en la flotación y los efectos beneficiosos de los molinos autógenos sobre los convencionales, se han realizado pocos trabajos con base comercial sobre los medios completamente inertes.

56

La molienda en el IsaMill™ con medios completamente inertes es el

siguiente paso para mejorar la recuperación por flotación debido a la mejor liberación sin efectos perjudiciales en la química de flotación, dando como resultado un buen rendimiento de la flotación a través de todas los rangos de tamaño. Por otra parte las partículas finas pueden flotar muy bien en celdas convencionales, logrando una recuperación superior al 95% hasta 1 micrómetro en altas pendientes. El problema con los finos en la mayoría de las plantas es una combinación de los efectos del acero sobre la molienda y el diseño del circuito. La mayoría de las plantas tratan juntas todos los tamaños de partículas, como si tuvieran las mismas propiedades, pero no las tienen porque las partículas finas tienden a tener más recubrimientos superficiales, necesitan más colector y necesitan más tiempo de flotación. Sin embargo cuando se mezclan con partículas gruesas con superficies limpias no se puede alcanzar las condiciones correctas para las partículas gruesas y finas. Esto se complica si hay compuestos de tamaño medio que tienen que ser rechazados en la limpieza para alcanzar la ley objetivo de concentrado por lo tanto el compuesto puede tener más área superficial valiosa que la partícula fina liberada, así que al rechazarlo también se rechazan las partículas finas. Una complicación final ocurre si la planta luego de mezclar envía de vuelta una nueva alimentación fresca a la cabeza de los gruesos, haciendo que circulen grandes cargas de partículas con necesidades muy diferentes.

57

En contraste, las partículas finas pueden ser la parte con mejor rendimiento de su circuito si son tratadas correctamente como se observa en la

Figura 2-28. Ellas se liberan completamente, por lo que si se les da la correcta química superficial y las protege contra el arrastre, se debería esperar recuperaciones y leyes muy altas, usando una cantidad de reactivos mucho menor.

Figura 2-28. Recuperación de las partículas finas cuando se tratan por separado para que no se pierdan por arrastre.

58

CAPÍTULO 3: TRABAJO EXPERIMENTAL 3.1 Introducción Para cumplir con los objetivos de este estudio sobre el efecto de la molienda inerte en la flotación de limpieza se realizaron diferentes pruebas tanto de caracterización así como de ensayos metalúrgicos, los cuales se llevaron a cabo en su totalidad en los laboratorios de SGS Minerals Chile ubicados en Quilicura y en Pudahuel respectivamente. Para poder realizar este estudio se solicitó una muestra de concentrado Rougher y se enviaron como concentrados de pulpa de aproximadamente 45% de sólido (Cp). La muestra de concentrado Rougher con la cual se trabajo fue sometida a diferentes estudios de caracterización tanto química como física para poder determinar los pasos a seguir para nuestras distintas etapas de proceso. Para trabajar con el molino IsaMill ™  M-4 (capacidad 4 litros) necesitamos saber en detalle la granulometría de alimentación y la gravedad especifica del mineral porque se debe hacer un estudio previo de los parámetros de trabajo con los cuales el molino operará para poder obtener los P80 de estudio que necesitamos.

59

3.1.1 Desarrollo experimental El objetivo de las pruebas realizadas es comparar cómo se comporta el concentrado Rougher al trabajar con dos métodos de remolienda distintos y posteriormente el producto trabajarlo en el proceso de 1era Limpieza o 1er Cleaner (flotación) y las distintas recuperaciones que se pueden obtener enfocándonos sólo en esta etapa de un Test de Circuito Abierto como se muestra en la Figura 3-1.

Figura 3-1. Proceso de Test de Circuito Abierto.

60

En la Figura 3-2. se observa el diagrama de pruebas realizadas para este estudio de manera más global.

Figura 3-2. Esquema desarrollo experimental. 61

Este estudio fue realizado en tres etapas de manera secuencial

1. Caracterización de la muestra 2. Cinética de Remolienda 3. Cinética de Flotación

3.1.2 Caracterización de la muestra   Filtrado, Secado y Homogeneizado por divisor



rotatorio para

(Ver

Figura 3-3.) poder realizar Análisis Granulométrico y que todas las muestras sean representativas.

Figura 3-3.Divisor rotatorio



Análisis granulométrico  En la primera etapa se filtró la muestra que

venía como pulpa (45% Cp) y posteriormente ponerlas en estufas de secado para determinar el P 80  de la muestra mediante Análisis granulométrico entre Tamizaje como se muestra en la Figura 3-4.  y el Master Sizer micro que se puede observa en la Figura 3-5.

62

Figura 3-4. Rotap y set de tamices para realizar Análisis granulométrico El objetivo de trabajar con el Master Sizer es para determinar la distribución granulométrica de una muestra ultra fina de un material sólido en donde el rango de medición es desde 0,3 µm hasta 300 µm. La muestra a analizar debe tener una granulometría 100% bajo 75 µm (200# Tyler). Para tamaños mayores se recomienda hacer tamizaje hasta 75 µm para asegurar la correcta lectura por “difracción de rayos X” y que la muestra sea totalmente representativa para su lectura posterior al análisis granulométrico se debe complementar con los resultados de los tamizajes del Master Sizer micro. La cantidad de muestra requerida para la medición debe ser de aproximadamente 10 gramos. Con esta cantidad se prepara una mezcla de consistencia pastosa que se agrega en un vaso con un volumen importante de agua (800cc). La cantidad requerida de sólido es controlada por el software del instrumento.

63

Para disgregar las partículas que pudieran aún mantenerse aglomeradas en el medio acuoso, el instrumento consta de una sonda de ultrasonido para asegurar la completa dispersión de las partículas.

Figura 3-5. Master Sizer micro



Gravedad específica:  Se chequeo por medio del picnómetro de helio (ver Figura 3-6.) con una muestra representativa de 120 gramos que se necesitan como base para su lectura.

Figura 3-6. Picnómetro de Helio

64

3.1.3 Cinética de Remolienda 3.1.3.1 IsaMill™ El test estándar consiste en someter a remolienda una pulpa de concentración de sólido de 50% en circuito abierto por etapas consecutivas, normalmente, mayores a seis dependiendo del grado de remolienda buscado. En cada etapa se determina la distribución granulométrica del sólido, la energía consumida y el tiempo transcurrido. Los parámetros de trabajo que entrego Xstrata fueron de un collar de bolas de 2,5 litros (70% 5mm, 25% 3,5 mm y 5% 1,5 mm) como se observa en la Figura 3-7, con un flujo de pulpa de 3,5 Litros/minuto, trabajando a 1500 rpm y con 20 Kilogramos de mineral seco. Por lo tanto se agregaron 20 litros de agua para obtener una pulpa de 50% Cp.

Figura 3-7. Collar de bolas IsaMill™ De esta forma, se obtiene finalmente el Signature Plot, en el cual se representan las curvas de energía específica

(kWh/t)

para cada tamaño

característico (DX) que se desee evaluar. Como la información generada es 65

escalable 1:1 a nivel industrial, se requiere que el test se efectúe, a lo menos, en duplicado asegurando de esta forma la obtención de información más confiable (generación de los Signature Plot). El equipamiento para la realización de las pruebas de remolienda llamado “Signature Plot” está compuesto por un molino IsaMillTM modelo M-4 (4

litros de capacidad) con su respectivo tablero de control, tablero eléctrico, dos agitadores mecánicos y una bomba peristáltica que se pueden observar en la

Figura 3-8.

Tablero de Control

Tablero Eléctrico

Molino

Figura 3-8. Equipamiento Molino IsaMill TM M-4. En el tablero de control están las botoneras de partida, detención y emergencia, ajuste de rpm del molino, además, de los display de rpm y potencia que puede entregar un valor instantáneo o integrado. 66

3.1.3.2 Cinética de Remolienda Convencional Se determinó que para las pruebas de flotación, que se trabajaron en una celda AGITAIR de 2700cc, el porcentaje de solido fue de un 20% por lo tanto conociendo la gravedad especifica (GE=2.89) del concentrado Rougher las cargas para remolienda convencional tienen que ser de 621 gramos cada una como indica la Tabla 3.1  y se hicieron a distintos tiempos de remolienda ( 10´09”, 13´00”, 17´57” ,20´00” y 30´00”) con un porcentaje de sólido de 50%.

Tabla 3.1 Calculo de sólido para volumen de celda determinado Celda

Molino

Volumen celda

2700

--------

% Sólido

20,0

50

G.E.

2,89

2,89

Peso Sólido

621,3

621

Peso Pulpa

3106

1243

Peso Agua

2485

621

214,97

215

Volumen Sólido

Se utilizó un Molino de laboratorio (ver Figura 3-9.) de diámetro 6 ¾” y largo 8 ¾” (ambos internos) con una carga de bolas de ½ “(8,4 g c/u) con un

peso total de 5 Kgs. (595 bolas en total), con polines para darle al molino giros de 70 rpm y un Timer de control. Los análisis granulométricos fueron realizados después que la muestra fuese deslamada y secada por # 500 (25µm), con las #200 (75µm), 270 (53µm) #325 (45µm), #400(38µm) y #500 (25µm) todas ASTM.

67

Figura 3-9. Molino para remolienda de volumen interno de 5 litros.

3.1.4 Cinética de flotación Una vez establecidos los diferentes

P80 con los que se trabajarán

(25µm, 35µm y 45µm por cada molino) en la celda AGITAIR (ver Figura 3-11. ) y el porcentaje de sólido con los cuales se flotaran las muestras como se observó en la Tabla 3.1, se calculó los reactivos que se utilizarán en la prueba , en estos casos se utilizaron como colector el Matcol D-50 con una dosificación de 9 g/ton y como espumante Nalco DVS 4UO17 con una dosificación de 12 g/ton , que se muestran en la Figura 3-10. Estos reactivos y dosificaciones indicados son los estándar en la compañía minera que donó la muestra de concentrado.

Figura 3-10. Reactivos Matcol (Colector) y Nalco (Espumante) 68

Las cinéticas de flotación se llevaron a cabo según condiciones de laboratorio y se obtuvieron concentrados a distintos tiempos, los cuales son, 30” , 1 , 2 , 4 , 6 , 8 , 11 , 15 y 20 minutos de flotación.

Figura 3-11. Celda AGITAIR y pH metro. En todo momento se fue controlando el potencial y el pH de la flotación para que quedara ajustada con pH=11 con adición de cal con un “pH metro”.

69

CAPITULO 4: RESULTADOS y DISCUSIONES La realización de las pruebas fue estructurada en base al estudio de los resultados que se obtienen al tratar de lograr la mejor recuperación en la flotación teniendo en cuenta las pérdidas que se asocian al mineral de interés que queda en la ganga por no tener oportunidad de ser recuperado, analizando diferentes variables y las influencias de estas en la recuperación del mineral de interés. Cada uno de los gráficos contiene la información experimental señalada con la respectiva leyenda. Los resultados obtenidos son presentados a continuación.

4.1 Caracterización del Concentrado Rougher 4.1.1 Caracterización Física La caracterización física del Concentrado Rougher involucró clasificación por tamaños en el Master Sizer más serie de tamices para la granulometría superior a 75 µm y la determinación de su densidad por método del picnómetro de Helio.

4.1.1.1 Granulometría La Figura 4-1.  corresponde a la curva característica del análisis granulométrico realizado al Concentrado Rougher , mientras que la tabla 4.1 presenta los datos correspondiente de dicho análisis.

70

Tabla 4.1 Distribución granulométrica del Concentrado Rougher

Análisis Granulométrico Abertura µm 1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 37 26 19 14 10 8 6 4 3 2,3 1,7 1,2

D80 (m)

Peso gr 0,0 0,1 0,1 0,9 6,4 14,8 25,9 34,8 43,4 32,6 45,1 47,2 44,0 45,0 42,9 38,4 33,7 29,8 26,4 22,9 19,2 16,1 42,1

Retenido % 0,0 0,0 0,0 0,1 1,0 2,4 4,2 5,7 7,1 5,3 7,4 7,7 7,2 7,3 7,0 6,3 5,5 4,9 4,3 3,7 3,1 2,6 6,9

Pasante % 100,0 100,0 100,0 99,8 98,8 96,4 92,1 86,4 79,3 74,0 66,6 58,9 51,7 44,4 37,4 31,1 25,6 20,7 16,4 12,6 9,5 6,9 78

71

Distribución Granulométrica Tamizaje + MasterSizer 100 80    )    %    (   e    t   n   a   s   a    P

60 40 20 0 1

10

100

1000

10000

Abertura (um)

Figura 4-1. Curva “Pasante Ac. (%) v/s  Abertura (µm)”

Los resultados obtenidos para el análisis granulométrico del concentrado Rougher arrojan la distribución por tamaño correspondiente de la muestra, además se puede desprender el tamaño característico D 80(µm), el cual corresponde a un valor de 78 µm, información que no se ajusta a la realidad de un Concentrado Rougher de una faena minera.

4.1.1.2 Densidad La determinación de la Densidad del concentrado Rougher

se realizó

por la metodología del picnómetro de Helio. El resultado se presenta en la tabla 4.2 mostrada a continuación. El valor de la densidad es de 2,88 g/cm 3. 72

Tabla 4.2 Determinación de la densidad por el picnómetro de Helio.

GAS PYCNOMETRY ANALYSIS Test Type: AMBIENT Test Date: 07-15-2013 07-15-2013 Sample ID: CONC.ROUGHER

Mass

: 79.62 g

Refere Ref erence nce Vol ume : 35.59528 35.59528122 122252 25241 41 cc Sample Chamber Volume: 121.522941581965 cc PF0 PSIA

PI0 PI PF VOLUM V OLUME E DENSITY PSIA PSIA PSIA (cc) (gm/cc) (gm/cc)

14.582 14.584 19.925 16.055 27.682 02.876 14.594 14.594 19.903 16.057 27.578 02.887 Average Volume Volu me : 27.63 27.630 0 cc Average Ave rage Densi ty: 2.882 +/- 0.005 gm/cc

4.1.2 Caracterización Química La caracterización química del Concentrado Rougher involucró Análisis Químico convencional. Además se analizó la la Alimentación que dio origen a nuestro concentrado Rougher mediante análisis mineralógico, resultados presentados a continuación.

73

4.1.2.1 Composición Mineralógica (Muestra de Alimentación) De los elementos descritos en la Tabla 4.3, Tabla 4.4 y Tabla 4.5, nos damos cuenta de la relevancia que tiene el mineral mineral sulfurado sulfurado (CuFeS2) en la alimentación

Calcopirita

para los procesos de Conminución y

concentración para liberar el mineral de interés.

Tabla 4.3 Composición mineralógica de minerales Sulfurados y otros. ESPECIES CALCOPIRITA CALCOSINA DIGENITA COVELINA BORNITA TENANT-TETRAH. ENARGITA COBRE NATIVO CUPRITA COBRE OXIDADO PIRITA MOLIBDENITA GALENA ESFALERITA ILMENITA MAGNETITA HEMATITA LIMONITA RUTILO GANGA TOTAL  A NA L IS IS QUI MIC O:

(*) Contenido de Fe indeterminado

% PESO 1,07 0,02 0,39

%S 0,37 0,00 0,08

%CU 0,37 0,01 0,32

%FE 0,32

0,17

0,04

0,11

0,02

0,01 0,00

0,00

0,00 0,00

0,23 0,01

0,13 0,00

%MO

0,00

0,11 0,01

0,07 0,14

0,05 0,10

0,12 97,78 100,00

0,81

(*) 0,60

0,01

0,81

1,53

0,02

0,63

%AS

0,00

74

Tabla 4.4 Composición mineralógica de minerales Sulfurados ESPECIES CALCOPIRITA CALCOSINA DIGENITA COVELINA BORNITA TENANTTETRAH. ENARGITA MOLIBDENITA ESFALERITA PIRITA TOTAL

% PESO 56,24 0,87 20,78

%S 19,69 0,17 4,18

%CU 19,46 0,69 16,60

%Fe 17,10

8,87

2,27

5,61

0,98

0,27 0,60

0,09 0,24

0,13

12,37 100,00

6,60 33,24

%MO

%AS

0,05 0,36

42,50

5,76 23,85

0,36

0,05

Tabla 4.5 Composición mineralógica de minerales Sulfurados de cobre. ESPECIES CALCOPIRITA CALCOSINA DIGENITA COVELINA BORNITA TENANTTETRAH. ENARGITA TOTAL

% PESO 64,63 1,00 23,88

%S 22,62 0,20 4,80

%CU 22,36 0,80 19,08

%Fe 19,65

10,19

2,61

6,45

1,13

0,31 100,00

0,10 30,33

0,15 48,83

20,78

75

4.1.2.2 Análisis Químico El Concentrado Rougher fue analisado por tamaños de particulas y como Cabeza por análisis químico convencional en el laboratorio de análisis químico de SGS Minerals Chile . En la Tabla 4.6  se presentan los resultados obtenidos.

Tabla 4.6 Analisis quimico por malla y cabeza del concentrado Rougher Elemento Unidad Método Limite Detec. CONC ROUGHER #200 CONC ROUGHER #270 CONC ROUGHER #325 CONC ROUGHER #400 CONC ROUGHER #500 CONC ROUGHER ˂#500 CONC ROUGHER CABEZA

CuT

Fe

Mo

Cu Sol

Cu

% % % AAS022D AAS022D AAS023D 0,001 0,01 0,001 9,892 9,35 0,258 12,437 9,76 0,232 11,565 9,38 0,203 9,763 8,13 0,112 10,599 8,08 0,147 6,685 5,24 0,086 8,135 6,63 0,155

% AAS067D 0,001 0,097 0,133 0,100 0,146 0,139 0,232 0,121

% CON013V 0,01 9,49 11,87 11,11 10,21 10,24 6,49 8,07

Con los resultados del analisis quimico de Cabeza se comprueba como es nuestra recuperación en la flotación de limpieza despues de hacer los balances metalurgicos correspondientes en base a las leyes obtenidas.

76

4.2 Cinéticas de Remolienda 4.2.1 Cinética de remolienda con IsaMill™ El foco principal de este test es determinar el consumo de energía necesario para la remolienda. Esto implica la generación de los Signature Plot, desde los cuales es posible calcular el consumo de energía específico que es necesario para alcanzar un tamaño específico como producto de remolienda. El Signature Plot siempre debe ir en duplicado para ratificar las condiciones de operación y los resultados en base a los P80 que entrega cada pasada por el molino , para posteriormente realizar el test final que nos entrega las pulpas con los P80 de estudio (25µm , 35µm y 45µm) para trabajar en la flotación de 1ra Limpieza. En la Tabla 4.7 y Tabla 4.8  que corresponden a los Test 1 y 2 respectivamente podemos observar los resultados en cada pasada en base a los P80 (µm), consumo energético (kWh/t) y el flujo en (t/h) que opera el molino. En la Figura 4-2. y Figura 4-3. se observa el Signature Plot que grafica el Logaritmo del tamaño de partícula (µm) en el eje "x", contra la energía neta (kWh/t) en escala logarítmica en el eje “y” usando una ecuación adecuada para ajustar los valores experimentales en una

línea a través de la

interpolación y = a x-b.

77

Tabla 4.7  Test 1 IsaMill ™ SGS Lakefield Research Chile S.A. Puerto Madero 9600 Parque Industrial Puerto Santiago, Pudahuel, Santiago, Chile Fono: 56-2-898 9100, Fax: 56-2-7470144, www.met.sgs.com

IsaMill Grinding Test Report Project Name Duty Description Ore /Conc. T ype Company Contact Person Contact Details

Tesis

Date(s) Tested Date Issued Location IsaMill Type Media Spec. Contact Person

Solids SG (t/m3): Pass # N (rpm) 1 1504 2 1504 3 1505 4 1506 5 1506 6 7 8 9 10

2,89 Media Vol (L): 2,5 Media g (Start): NLP (kW) Q (sec/L) Pump % kg/L (Marcy) Temp C E (Wh) 1,08 17,10 1,45 27 218,00 1,08 17,37 1,47 30 212,00 1,08 16,91 1,46 33 190,00 1,08 17,30 1,47 36 185,00 1,08 16,97 1,48 38 177,00

Concentrado Rougher  Xstrata Tec hnology Karina Arburo

09-ago-13 SGS Santiago M4 5 mm graded charge Gustavo Leyton

Test Data

Calculated

1,47 1,47

% Solids

M (t/h)

 Averaged

5591 Media g (End): Time (h) Comments 0,095 0,101 0,093 0,093 0,090

5585

Calculated Data Pass # Feed 1 2 3 4 5

Gross kW 2,29 2,10 2,04 1,99 1,97

Net kW 1,21 1,02 0,96 0,91 0,89

Q (m3/h) 0,211 0,207 0,213 0,208 0,212

49% 49% 49% 49% 49%

0,153 0,150 0,154 0,151 0,154

E (kWh/t) Cumul. E P80 (Test 1) P98 ( Test 1) 8,0 6,8 6,2 6,0 5,8

8,0 14,8 21,0 27,0 32,8

78,0

269,0

45,9

170,4

36,0

123,6

30,9

87,7

28,5 26,4

81,8 76,7

CSI 3,4 3,7 3,4 2,8 2,9 2,9

Comment

Figura 4-2. Signature Plot - Test 78

Tabla 4.8 Test 2 IsaMill™ SGS Lakefield Re search Chile S.A. Puerto Madero 9600 Parque Industrial Puerto Santiago, Pudahuel, Santiago, Chile Fono: 56-2-898 9100, Fax: 56-2-7470144, www.met.sgs.com

IsaMill Grinding Test Report Project Name Duty Description Ore /Conc. Type Company Contact Person Contact Details

Tesis Test 2

Date(s) T ested Date Issued Location IsaMill Type Media Spec. Contact Person

Xstrata Technology Karina Arburo

23-ago-13 SGS Santiago M4 5 mm graded charge Gustavo Leyton

Test Data Solids SG (t/m3): 2,89 Media Vol (L): 2,5 Media g (Start): Pass # N (rpm) NLP (kW ) Q (s ec /L) Pump % kg/L (Marcy) Temp C E (W h) 1 1506 1,06 17,24 1,43 29 215,00 2 1506 1,06 17,50 1,48 32 205,00 3 1506 1,06 17,41 1,45 35 197,00 4 1507 1,06 17,39 1,48 37 190,00 5 1507 1,06 17,60 1,48 39 186,00 6 7 8 9  Averaged 1,46 10 Calculated 1,47

5667 Media g (End): Time (h) Comments 0,100 0,100 0,098 0,096 0,095

5661

Calculated Data Pass # Gross kW Net kW Feed 1 2,14 1,09 2 2,06 1,00 3 2,00 0,95 4 1,98 0,92 5 1,96 0,91

Q (m3/h) 0,209 0,206 0,207 0,207 0,205

% Solids 49% 49% 49% 49% 49%

M (t/h) 0,149 0,147 0,148 0,148 0,146

E (kWh/t) Cumul. E P80 (Test 2) P98 ( Test 2) 7,3 6,8 6,4 6,2 6,2

7,3 14,1 20,5 26,7 32,9

78,0

269,0

45,5

169,4

36,4

136,6

31,6

110,9

28,3

86,5

25,7

75,3

CSI 3,4 3,7 3,8 3,5 3,1 2,9

Comment

Figura 4-3. Signature Plot – Test 2 79

Con los resultados obtenidos en el Test 1 y Test 2 se comprobó que la muestra de Alimentación al molino (Concentrado Rougher) de P80 = 78 µm con las condiciones de operación entregadas por Xstrata en base a:



La carga de bolas (2,5Litros con 70% 5mm, 25 % 3,5 mm y 5% 1,5 mm)



El flujo de alimentación al molino (3,5 L/min)



El porcentaje de sólido (Cp = 50% )



Con 1500 rpm como velocidad de giro de los discos internos. Fueron los correctos para poder obtener las pulpas en promedio con:



P80 = 45µm con 7,6 kWh/t de consumo de energía en la 1ra pasada



P80= 35 µm con 14,5 kWh/t de consumo de energía en la 2da pasada



P80 = 25 µm con 32,8 kWh/t de consumo de energía en la 5ta pasada

80

Siguiendo estas mismas condiciones de operación se realizó el Test 3 en la Tabla 4.9  se presentan los resultados y con estos se puede obtener el Signature Plot que se observa en la Figura 4-4.

Tabla 4.9 Test 3 IsaMill™ SGS Lakefield Re search Chile S.A. Puerto Madero 9600 Parque Industrial Puerto Santiago, Pudahuel, Santiago, Chile Fono: 56-2-898 9100, Fax: 56-2-7470144, www.met.sgs.com

IsaMill Grinding Test Report Project Name Duty Description Ore /Conc. Type Company Contact Person Contact Details

Tesis Test 3

Date(s) Tested Date Issued Location IsaMill Type Media Spec. Contact Person

Xstrata Technology Karina Arburo

29-nov-13 SGS Santiago M4 5 mm graded charge Gustavo Leyton

Test Data Solids SG (t/m3): 2,89 Media Vol (L): 2,5 Media g (Start): Pass # N (rpm) NLP (kW ) Q (sec/L) Pump % kg/L (Marcy) Temp C E (W h) 1 1528 1,08 17,93 1,45 32 223,00 2 1507 1,08 18,12 1,47 36 197,00 3 1507 1,08 18,10 1,48 39 173,00 4 1507 1,08 18,30 1,47 42 171,00 5 1506 1,08 18,62 1,47 43 157,00 6 7 8 9 1,47  Averaged 10 Calculated 1,49

5735 Media g (End): Time (h) Comments 0,106 0,099 0,088 0,088 0,081

5726

Calculated Data Pass # Gross kW Net kW Feed 1 2,11 1,03 2 2,00 0,92 3 1,96 0,88 4 1,95 0,87 5 1,94 0,86

Q (m3/h) 0,201 0,199 0,199 0,197 0,193

% Solids 50% 50% 50% 50% 50%

M (t/h) 0,150 0,149 0,149 0,147 0,145

E (kWh/t) Cumul. E P80 (Test 3) P98 ( Test 3) 6,8 6,2 5,9 5,9 5,9

6,8 13,0 18,9 24,9 30,8

78,0

269,0

45,4

146,4

35,9

102,3

31,3

85,6

28,3 25,7

77,2 68,2

CSI 3,4 3,2 2,8 2,7 2,7 2,7

Comment

81

Figura 4-4. Signature Plot – Test 3 Los resultados obtenidos en este último Test

utilizando las mismas

condiciones de operación fueron los que se tenían presupuestado en donde entregó los siguientes valores.



P80 = 45µm con 6,8 kWh/t de consumo de energía en la 1ra pasada



P80= 35 µm con 13,0 kWh/t de consumo de energía en la 2da pasada



P80 = 25 µm con 30,8 kWh/t de consumo de energía en la 5ta pasada

82

4.2.2 Cinética de Remolienda Convencional Estas fueron realizadas en un molino de bolas con una carga interna de 5 Kg

de bolas de ½”,  con una velocidad de giro de 70 rpm y a una

concentración de sólidos de un 50%. Todas las muestras que se trabajaron tenían un peso seco de 621 grs cuyo P80 de alimentación es de 78 µm. Estas fueron sometidas distintos tiempos de remolienda (10´09 ”,  13´00”,  17´57”, 20´00” y 30´00”)

cuyos

resultados se observan en la Tabla 4.10.

Tabla 4.10 Distribución granulométrica Cinéticas de Remolienda. 17,96 min 10,14 min 13,00 min 20,00 min 30,00 min N° Malla  Abertur   ASTM a (µm) Retenido Pasante Retenido Pasante Retenid Pasante Retenido Pasante Retenido Pasante % % % % o % % % % % % 12

1700

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

16

1180

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

20

850

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

30

600

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

40

425

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

50

300

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

70

212

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

100

150

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

140

106

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

0,00

100,00

200

75

1,86

98,14

9,75

90,25

3,17

96,83

1,40

98,60

1,22

98,78

270

53

4,91

93,23

10,65

79,60

7,34

89,49

4,30

94,31

2,17

96,60

325

45

4,88

88,36

5,08

74,51

5,04

84,46

3,88

90,43

2,46

94,14

400

38

5,66

82,70

5,81

68,70

6,63

77,83

5,95

84,48

4,25

89,90

500

25

13,13

69,57

9,94

58,76

11,30

66,53

12,19

72,28

10,12

79,77

-500

-

69,57

P80 (µm)

58,76 35

66,53 43

72,28 40

79,77 33

25

83

En la Figura 4-5. Se muestran los perfiles granulométricos asociados a los resultados de la remolienda convencional a los distintos tiempos de estudio.

Figura 4-5. Perfiles granulométricos para distintos tiempos de remolienda Con estos resultados obtenidos se realiza con la función  y = a Ln (x )+b la relación tiempo de molienda v/s P80 como se muestra en la Figura 4-6. La cual nos sirve para obtener los tiempos exactos que necesitamos para poder encontrar los P80 de estudio que buscamos para la etapa de flotación.

84

Figura 4-6. Gráfico de cinética de remolienda P 80 v/s Tiempo En la Tabla 4.11 se determina el tiempo final de molienda en función a los P80 que utilizaremos en la etapa de flotación.

Tabla 4.11 Tiempos finales de remolienda para obtener los P 80 de estudio. a

b

R^2

P80

-36,390 Tiempo

147,380 Min.

0,9995 Seg.

45

8,86

8,00

51

35

18,00

18,00

0

25

30,25

30,00

15

Constantes Ecuación

85

4.2.3 Comparación granulométrica entre Convencional.

IsaMill™  y

Remolienda

Una vez establecidos los tiempos de remolienda convencional ( 8´51”, 18´00” y 30´15” ) se realizan nuevamente los ensayos para obtener los P 80 de

las muestras que ingresarán a flotación (45µm, 35µm y 25 µm)

y se

compararon con los resultados del test 3 del IsaMill mediante análisis granulométrico por Master Sizer para observar de manera más detallada el análisis de las partículas más finas de cada remolienda obteniendo los valores que se ven en la Figura 4-7. , Figura 4-8. y Figura 4-9.

Distribución Granulométrica 100 90

Pass 1 (P80=45.54 µm)

80

Remolienda 8´51" (P80=45.66 µm)

70 60

   %  ,   e    t   n 50   a   s   a 40    P

30 20 10 0 0

1

10

100

1000

Tamaño, um

Figura 4-7.  Comparación granulométrica por Master Sizer entre Pass1 del test 3 con IsaMill ™ y remolienda convencional a 8´51”.

86

Distribución Granulométrica 100 90

Pass 2 (P80=35.93 µm)

80

Remolienda 18´00" (P80=35.43 µm)

70 60

   %  ,   e    t 50   n   a   s   a 40    P

30 20 10 0 0

1

10

100

1000

Tamaño, um

Figura 4-8  Comparación granulométrica por Master Sizer entre Pass 2 del test 3 con IsaMill ™ y remolienda convencional a 18´00”.

87

Distribución Granulométrica 100

Pass 5 (P80=25.74 µm)

90

Remolienda 30´15" (P80=25.25 µm)

80 70 60

   %  ,   e    t   n 50   a   s   a    P 40

30 20 10 0 0

1

10

100

1000

Tamaño, um

Figura 4-9. Comparación granulométrica por Master Sizer entre Pass 5 del test 3 con IsaMill ™ y remolienda convencional a 30´00”.

Con estos resultados se puede observar en detalle el comportamiento de ambas remoliendas dando resultados bastante similares a lo largo de toda la distribución granulométrica y observando que es muy poca la sobremolienda que se genera en la remolienda convencional en comparación con el IsaMill, debido a que son pruebas Batch de laboratorio y no representa la remolienda industrial que tiene alimentación continua y si existen perdidas de energía asociadas al tema de la sobremolienda.

88

4.3 Cinética de Flotación La cinética de flotación es una etapa fundamental en el proceso de la metalurgia, ya que corresponde al tiempo máximo que necesitan las partículas más lentas de mineral liberado para ser extraídas de la pulpa y separarlo de la ganga. El tiempo de residencia está vinculado al flujo de aire de manera que si es pequeño, el tiempo de residencia debería ser alto para colectar todas las partículas. Hay una relación directa entre el tiempo de flotación y la probabilidad de flotación, por lo que si esta es alta y el flujo de aire es el adecuado, la recuperación de la especie mineralógica valiosa será aceptable.  A continuación se observaran los resultados de las distintas pruebas de cinéticas de flotación a distintos P80 con sus respectivos análisis químicos y las recuperaciones en peso por

concentrados para realizar los balances

metalúrgicos necesarios para observar las recuperaciones finales de cada prueba. Todas las pruebas fueron realizadas en la misma celda de flotación de 2700cc con una concentración de sólidos de un 20% (621 g mineral seco) , con igual adición de flujo de aire (4 Lts/min), ajuste de pH=11 con adición de cal y la misma cantidad de reactivos con adición del Colector

Matcol D-50 (6

microlitros) y como Espumante Nalco DVS 4U017 (18 microlitros).

89

4.3.1 Prueba n°1: Cinética de flotación de muestra con P80=45,66 µm de la remolienda convencional

Los concentrados de flotación fueron realizados a los siguientes tiempos 30”, 1, 2, 4, 6, 8, 11, 15 y 20 minutos. De los cuales se obtuvieron los análisis químicos y recuperaciones en peso para cada uno que se observan en la  Tabla

4.12. Tabla 4.12 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado Peso (g)

Flujo

Parcial

 Alime ntació n

  611,5

Acum.

Ley Cu (%)

Ley Fe (%)

Recuperación (%)

Parcial Acum.

Parcial Acum.

Peso

  611,5

 8,200

  8,200

Cu

Fe

  7,24

  7,24

100,00

 100,00

100,00

Conc. 0,5

min

25,98

26,0

37,91

37,9

23,0

  22,97

  4,25

  19,64

13,47

Conc.

1

min

17,38

43,4

38,32

38,1

22,7

  22,85

  7,09

  32,92

22,37

Conc.

2

min

29,83

73,2

38,30

38,2

22,1

  22,53

  11,97

  55,70

37,23

Conc.

4

min

26,41

99,6

29,01

35,7

18,0

  21,34

  16,29

  70,98

47,98

Conc.

6

min

14,21

113,8

15,70

33,2

11,1

  20,06

  18,61

  75,43

51,55

Conc.

8

min

11,62

125,4

12,96

31,4

9,9

  19,12

  20,51

  78,43

54,14

Conc. 11

min

13,48

138,9

12,80

29,6

9,8

  18,21

  22,71

  81,87

57,11

Conc. 15

min

12,49

151,4

8,83

27,8

7,5

  17,33

  24,76

  84,07

59,23

Conc. 20

min

13,41

164,8

6,33

26,1

5,7

16,382

  26,95

  85,76

60,96

446,73

446,7

1,60

1,6

3,9

  3,87

  73,05

  14,24

39,04

Relave

El porcentaje de recuperación de Cu a los 20 minutos es de 85,76%, pero ajustándose a los parámetros cinéticos de Klimplel para la flotación de Cobre se obtiene una Recuperación máxima de 89,6% como se observa en la

Figura 4-10 y una constante cinética de flotación K=1,10 (1/t)

 [     ] 90

100 90 80 70

   )    %    ( 60   u    C 50   n    ó    i 40   c   a   r   e 30   p   u   c 20   e    R

Rec. Modelo Rec. Experimental Ley cabeza CuT

10 0 0

5

10

15

Tiempo Flotación (min)

20

Figura 4-10. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación En la Figura 4-11 se puede observar que la curva que corresponde a la ley parcial tiene un punto de intersección con la ley de cabeza analizada , cuyo punto representa el tiempo óptimo de flotación requerido para las partículas de interés de aproximadamente 15 minutos. 50 Ley cabeza CuT Ley Parcial CuT

40

Ley Acum. CuT

   ) 30    %    (   u    C   y   e    L 20

10

0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-11. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación

91

4.3.2 Prueba n°2: Cinética de flotación de muestra con P80=35,43 µm de la remolienda convencional Los concentrados de flotación fueron realizados a los mismos tiempos que la prueba n°1 (30”, 1, 2, 4, 6, 8, 11, 15 y 20 minutos). De los cuales se obtuvieron los análisis químicos y recuperaciones en peso para cada uno que se observan en la Tabla 4.13.

Tabla 4.13 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado Peso (g)

Flujo  Alimen tación

Ley Cu (%)

Parcial

Acum. Parcial

  612,6

  612,6

 

8,067

Ley Fe (%) Acum.   8,067

Parcial  

7,37

Recuperación (%) Acum.

Peso

Cu

Fe

  7,37

1 00,00

 100,00

100,00

Conc. 0,5

min

28,17

28,2

38,16

38,160

24,12

  24,12

  4,60

  21,75

15,06

Conc.

1

min

16,13

44,3

38,93

38,440

23,05

  23,73

  7,23

  34,46

23,30

Conc.

2

min

23,81

68,1

37,85

38,234

22,19

  23,19

  11,12

  52,70

35,00

Conc.

4

min

16,26

84,4

28,95

36,445

17,29

  22,05

  13,77

  62,22

41,23

Conc.

6

min

10,88

95,3

20,31

34,602

17,33

  21,51

  15,55

  66,69

45,41

Conc.

8

min

9,47

104,7

17,20

33,028

13,32

  20,77

  17,09

  69,99

48,21

Conc. 11

min

14,61

119,3

14,53

30,763

11,97

  19,70

  19,48

  74,29

52,08

Conc. 15

min

14,22

133,6

11,66

28,729

10,47

  18,71

  21,80

  77,64

55,38

Conc. 20

min

14,36

147,9

8,21

26,737

6,90

17,567

  24,15

  80,03

57,58

464,67

464,7

2,12

2,124

4,12

  4,12

  75,85

  19,97

42,42

Relave

El porcentaje de recuperación de Cu a los 20 minutos es de 80,03%, pero ajustándose a los parámetros cinéticos de Klimplel para la flotación de Cobre se obtiene una Recuperación máxima de 80,1% como se observa en la

Figura 4-12 y una constante cinética de flotación K=1,05 (1/t)

 [     ] 92

100 Rec. Modelo Rec. Experimental Ley cabeza CuT

90 80 70

   )    %    ( 60   u    C 50   n    ó    i 40   c   a   r   e 30   p   u   c 20   e    R

10 0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-12. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación En la Figura 4-13 la curva que corresponde a la ley parcial tiene un punto de intersección con la ley de cabeza analizada en los 20 minutos como tiempo óptimo de flotación. 50 Ley cabeza CuT Ley Parcial CuT

40

Ley Acum. CuT

   ) 30    %    (   u    C   y 20   e    L

10

0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-13 Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación

93

4.3.3 Prueba n°3: Cinética de flotación de muestra con P80=25,25 µm de la remolienda convencional Trabajando con los mismos tiempos de concentrados en la cinética de flotación (30”, 1, 2, 4, 6, 8, 11, 15 y 20 minutos). Se obtuvieron los análisis

químicos y recuperaciones en peso para cada uno que se observan en la Tabla

4.14. Tabla 4.14 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado

Flujo  Alime ntación

Peso (g)

Ley Cu (%)

Ley Fe (%)

Recuperación (%)

Parcial

Acum.

Parcial

Acum.

Parcial

Acum.

Peso

Cu

Fe

  612,1

  612,1

 7,977

  7,977

  6,74

  6,74

100,00

 100,00

100,00

Conc. 0,5 m in

20,0

20,0

36,44

36,4

22,81

  22,81

  3,27

  14,95

11,07

Conc. 1 min

10,7

30,7

37,06

36,7

23,27

  22,97

  5,01

  23,04

17,09

Conc. 2 min

24,8

55,5

36,00

36,4

22,27

  22,66

  9,06

  41,29

30,45

Conc. 4 min

27,8

83,3

27,79

33,5

17,75

  21,02

  13,61

  57,14

42,43

Conc. 6 min

17,8

101,1

20,71

31,2

13,35

  19,67

  16,51

  64,68

48,18

Conc. 8 min

13,2

114,2

16,95

29,6

11,82

  18,76

  18,66

  69,25

51,95

Conc. 11 min

12,4

126,6

12,73

28,0

9,39

  17,85

  20,68

  72,47

54,76

Conc. 15 min

12,1

138,7

8,54

26,3

7,19

  16,92

  22,65

  74,58

56,87

Conc. 20 min

13,6

152,2

5,83

24,4

5,41 15,895

  24,87

  76,20

58,65

459,9

459,9

2,53

2,5

  3,71

  75,13

  23,80

41,35

Relave

3,71

El porcentaje de recuperación de Cu a los 20 minutos es de 76,20%, pero ajustándose a los parámetros cinéticos de Klimplel para la flotación de Cobre se obtiene una Recuperación máxima de 81,8% como se observa en la

Figura 4-14 y una constante cinética de flotación K=0,78 (1/t)

 [     ] 94

100

Rec. Modelo

90    )    %    (   u    C   n    ó    i   c   a   r   e   p   u   c   e    R

Rec. Experimental

80

Ley cabeza CuT

70 60 50 40 30 20 10 0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-14. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación.

En la Figura 4-15 la ley parcial en su intersección con la ley de cabeza analizada a los 15 minutos nos muestra el tiempo óptimo de flotación. 50 Ley cabeza CuT Ley Parcial CuT

40

Ley Acum. CuT

   ) 30    %    (   u    C   y   e    L 20

10

0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-15 Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación. 95

4.3.4 Prueba n°4: Cinética de flotación de muestra con P80=45,54 µm de la remolienda IsaMill™ Los concentrados de flotación fueron realizados a los siguientes tiempos 30”, 1, 2, 4, 6, 8, 11, 15 y 20 minutos. De los cuales se obtuvieron los análisis

químicos y recuperaciones en peso para cada uno que se observan en la Tabla

4.15. Tabla 4.15 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado

Flujo  Alimentació n

Peso (g)

Ley Cu (%)

Ley Fe (%)

Recuperación (%)

Parcial

Acum.

Parcial

Acum.

Parcial

Acum.

Peso

Cu

Fe

  624,2

  624,2

 8,086

  8,086

  7,41

  7,41

1 00,00

 100,00

100,00

Conc. 0,5 m in

26,0

26,0

37,11 37,110

21,8

  21,80

  4,17

  19,14

12,27

Conc. 1 min

16,2

42,3

37,41 37,225

21,8

  21,81

  6,77

  31,16

19,93

Conc. 2 min

34,4

76,7

36,45 36,877

21,8

  21,79

  12,28

  56,01

36,13

Conc. 4 min

37,9

114,5

31,48 35,093

19,8

  21,12

  18,35

  79,63

52,30

Conc. 6 min

14,1

128,7

17,81 33,196

12,7

  20,20

  20,61

  84,62

56,19

Conc. 8 min

11,0

139,7

12,50 31,563

9,9

  19,38

  22,38

  87,35

58,54

Conc. 11 m in

13,8

153,5

11,00 29,713

9,2

  18,47

  24,59

  90,36

61,30

Conc. 15 m in

12,5

165,9

8,55

28,125

7,7

  17,66

  26,58

  92,46

63,37

Conc. 20 m in

11,2

177,1

5,42

26,690

5,6 16,895

  28,38

  93,67

64,71

447,1

447,1

0,715

0,715

  3,65

  71,62

  6,33

35,29

Relave

3,7

El porcentaje de recuperación de Cu a los 20 minutos es de 93,67%, pero ajustándose a los parámetros cinéticos de Klimplel para la flotación de Cobre se obtiene una Recuperación máxima de 100% como se observa en la

Figura 4-16 y una constante cinética de flotación K=0,96 (1/t)

 [     ] 96

100 90 Rec. Modelo

80

Rec. Experimental Ley cabeza CuT

70

   )    %    ( 60   u    C50   n    ó    i 40   c   a   r   e30   p   u   c20   e    R

10 0 0

5

10

15

Tiempo Flotación (min)

20

Figura 4-16. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación. En la Figura 4-17 la ley parcial en su intersección con la ley de cabeza analizada a los 15 minutos nos muestra el tiempo óptimo de flotación. 50 Ley cabeza CuT

40

ley Cu Parcial Ley Acum. CuT

   )    %    ( 30   u    C   y   e    L 20

10

0 0

5

10

15

Tiempo Flotación (min)

20

Figura 4-17 Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación.

97

4.3.5 Prueba n°5: Cinética de flotación de muestra con P80=35,93 µm de la remolienda IsaMill™

Los concentrados de flotación fueron realizados a los mismos tiempos (30”, 1, 2, 4, 6, 8, 11, 15 y 20 minutos). De los cuales se obtuvieron los análisis

químicos y recuperaciones en peso para cada uno que se observan en la Tabla

4.16. Tabla 4.16 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado

Flujo

Peso (g)

Ley Cu (%)

Ley Fe (%)

Recuperación (%)

Parcial

Acum.

Parcial

Acum.

Parcial

Acum.

Peso

Cu

 Alim entación

  613,7

  613,7

 8,031

  8,031

  7,47

  7,47

100,00

 100,00

100,00

Conc. 0,5 m in

23,56

23,56

37,46

37,46

22,66

22,66

3,84

17,91

11,65

Conc. 1 min

13,75

37,31

38,47

37,83

22,95

22,77

6,08

28,64

18,54

Conc. 2 min

35,22

72,53

38,00

37,91

22,53

22,65

11,82

55,79

35,85

Conc. 4 min

33,16

105,69

31,47

35,89

19,37

21,62

17,22

76,96

49,87

Conc. 6 min

17,25

122,94

18,67

33,48

13,40

20,47

20,03

83,50

54,91

Conc. 8 min

12,08

135,02

14,68

31,79

11,00

19,62

22,00

87,10

57,81

Conc. 11 m in

11,04

146,06

13,75

30,43

10,39

18,92

23,80

90,18

60,32

Conc. 15 m in

11,92

157,98

8,18

28,75

7,48

18,06

25,74

92,15

62,26

Conc. 20 m in

11,28

169,26

4,85

27,16

5,95

17,25

27,58

93,26

63,73

444,43

444,43

0,75

0,75

3,74

3,74

72,42

6,74

36,27

Relave

Fe

El porcentaje de recuperación de Cu a los 20 minutos es de 93,27%, pero ajustándose a los parámetros cinéticos de Klimplel para la flotación de Cobre se obtiene una Recuperación máxima de 100% como se observa en la

Figura 4-18 y una constante cinética de flotación K=0,91 (1/t).

 [     ] 98

100 90 80    )    %    (   u    C   n    ó    i   c   a   r   e   p   u   c   e    R

70

Rec. Modelo

60

Rec. Experimental

50

Ley cabeza CuT

40 30 20 10 0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-18. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación.

En la Figura 4-19 la ley parcial en su intersección con la ley de cabeza analizada a los 15 minutos nos muestra el tiempo óptimo de flotación. 50 Ley cabeza CuT Ley Parcial CuT

40

Ley Acum. CuT

   )    %    ( 30   u    C   y   e    L 20

10

0 0

5

10

15

Tiempo Flotación (min)

20

Figura 4-19. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación.

99

4.3.6 Prueba n°6: Cinética de flotación de muestra con P80 = 25,25 µm de la remolienda IsaMill™ . Los concentrados de flotación fueron realizados a los mismos tiempos (30”, 1, 2, 4, 6, 8, 11, 15 y 20 minutos). De los cuales se obtuvieron los análisis

químicos y recuperaciones en peso para cada uno que se observan en la Tabla

4.17. Tabla 4.17 Recuperación en peso y análisis químico por concentrado

Flujo

Peso (g)

Ley Cu (%)

Ley Fe (%)

Recuperac ión (%)

Parcial

Acum.

Parcial

Acum.

Parcial

Acum.

Peso

Cu

Fe

 Alim entación

  618,6

  618,6

  7,75

  7,75

  7,56

  7,56

1 00,00

 100,00

100,00

Conc. 0,5 m in

21,0

21,0

36,7

36,7

22,3

22,3

3,4

16,1

10,0

Conc. 1 min

14,0

35,0

37,6

37,1

23,5

22,7

5,7

27,1

17,0

Conc. 2 min

28,4

63,4

36,7

36,9

22,2

22,5

10,3

48,8

30,5

Conc. 4 min

34,4

97,9

32,3

35,3

20,8

21,9

15,8

72,0

45,8

Conc. 6 min

17,8

115,7

20,2

33,0

14,5

20,7

18,7

79,5

51,3

Conc. 8 min

15,1

130,7

13,7

30,7

11,0

19,6

21,1

83,8

54,8

Conc. 11 m in

16,5

147,3

12,0

28,6

9,6

18,5

23,8

87,9

58,2

Conc. 15 m in

15,0

162,2

11,0

27,0

9,2

17,6

26,2

91,4

61,2

Conc. 20 m in

14,7

176,9

6,6

25,3

6,3

16,7

28,6

93,4

63,2

441,7

441,7

0,7

0,7

3,9

3,9

71,4

6,6

36,8

Relave

El porcentaje de recuperación de Cu a los 20 minutos es de 93,40%, pero ajustándose a los parámetros cinéticos de Klimplel para la flotación de Cobre se obtiene una Recuperación máxima de 100% como se observa en la

Figura 4-20 y una constante cinética de flotación K=0,77 (1/t).

 [     ] 100

100 90 80 70

Rec. Modelo

   )    %    ( 60   u    C50   n    ó    i 40   c   a   r   e30   p   u   c20   e    R

Rec. Experimental Ley cabeza CuT

10 0 0

5

10

15

Tiempo Flotación (min)

20

Figura 4-20. Gráfico Recuperación v/s tiempo de flotación.

En la Figura 4-21 la ley parcial en su intersección con la ley de cabeza analizada a los 19 minutos nos muestra el tiempo óptimo de flotación. 50

Ley cabeza CuT Ley Parcial CuT

40

Ley Acum. CuT

   )    %    ( 30   u    C   y   e    L 20

10

0 0

5

10 15 Tiempo Flotación (min)

20

Figura 4-21. Gráfico Ley Cu v/s tiempo de flotación.

101

4.3.7 Comparación gráfica entre ambas remoliendas a diferente P80 En la Figura 4-22.  se observa la diferencia de ambas curvas de Recuperación Cu (%) v/s tiempo (min) entre la remolienda convencional y la que se realizó con IsaMill ™ a un P80 = 45 µm. Obteniendo una recuperación de Cu a los 20 minutos de 93,67% en la remolienda con IsaMill™  y de 85,76% en la remolienda convencional registrando una diferencia de 7,91% de recuperación de Cu entre ambas remoliendas.

100 90 80    )    %    (   u    C   n    ó    i   c   a   r   e   p   u   c   e    R

70 60 Rec IsaMill a 45um

50 40

Rec CONVENCIONAL a 45um

30 Ley cabeza CuT

20 10 0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-22.  Gráfico Recuperación v/s tiempo a 45µm entre ambas remoliendas.

102

En la Figura 4-23.  se observa la diferencia de ambas curvas de Recuperación Cu (%) v/s tiempo (min) entre la remolienda convencional y la que se realizó con IsaMill ™ a un P80 = 35 µm. Obteniendo una recuperación de Cu a los 20 minutos de 93,26% en la remolienda con IsaMill™ y de 80,03% en la remolienda convencional registrando una diferencia de 13,23% de recuperación de Cu entre ambas remoliendas.

100 90 80    )    %    (   u    C   n    ó    i   c   a   r   e   p   u   c   e    R

70 60 Rec IsaMill a 35 um

50 40

Rec CONVENCIONAL a 35 um

30 Ley cabeza CuT

20 10 0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-23.  Gráfico Recuperación v/s tiempo a 35µm entre ambas remoliendas.

103

En la Figura 4-24.  se observa la diferencia de ambas curvas de Recuperación Cu (%) v/s tiempo (min) entre la remolienda convencional y la que se realizó con IsaMill ™ a un P80 = 25 µm. Obteniendo una recuperación de Cu a los 20 minutos de 93,39% en la remolienda con IsaMill™  y de 76,19% en la remolienda convencional registrando una diferencia de 17,20% de recuperación de Cu entre ambas remoliendas.

100 90 80    )    %    (   u    C   n    ó    i   c   a   r   e   p   u   c   e    R

70 60 Rec. IsaMill a 25 um

50 40

Rec.CONVENCIONAL a 25 um

30 Ley cabeza CuT

20 10 0 0

5

10

15

20

Tiempo Flotación (min)

Figura 4-24.  Gráfico Recuperación v/s tiempo a 25µm entre ambas remoliendas.

104

ANEXO A: Resultados Master Sizer Micro por Difracción de rayos X

105

a) Pruebas Test IsaMill™ Tabla A.1 Test IsaMill™ Pasada 1 Result: Derived Diameters Table ID: Tesis T-3 Pass-1 File: 4856

Run No: Rec. No:

6 64

Measured: 30-11-2013 9:13 Analy sed: 30-11-2013 9:13

Path: C:\SIZERMU\DATA\

Source: Analy sed

Sampler: Internal Presentation: 4OHD

Measured Beam Obscuration: 25.1 % Residual: 0.260 %

Analy sis: Poly disperse

Modif ications: None Conc. = 0.0268 %Vol Distribution: Volume

Density = 1000.000 g/cm^3 Span = 4.348E+00

S.S.A.= 0.0012 m^2/g Unif ormity =1.407E+00

 A.S.T.M Derived Diameters (um) N

3

D[4, N]

2

28.95

D[3, N]

1

0

12.14

5.49

3.20

  5.09

2.39

1.53

D[2, N]

  1.12

D[1, N]

0.84   0.63

Distribution Moments Mean

Stan. Dev .

Skewness

Volume

  28.95

36.728

2.7334

Kurtosis 10.0231

Surf ace Length Number 

  5.09 1.12 0.63

11.022 2.110 0.556

6.8319 15.8527 16.0987

78.5572 591.5187 1006.1984

Dist ribution Percentiles (um) -- Volume Percentile   5.0 % 10.0 % 20.0 % 30.0 % 40.0 % 50.0 %

Size

Percentile

1.07 1.98 4.33 7.38 11.17 15.94

60.0 % 70.0 % 80.0 % 90.0 %   98.0 %

Size 22.32 31.45 45.44 71.29 146.39

Distribut ion Modal Sizes (um) Mode 1

Size

Mode

Size

19.98

106

Tabla A.2 Test IsaMill™ Pasada 2 Result: Derived Diameters Table ID: Tesis T-3 Pass-2 File: 4856 Path: C:\SIZERMU\DATA\

Run No: 13 Rec. No: 69

Sampler: Internal Presentation: 4OHD Modif ications: None

Measured: 30-11-2013 9:28 Analy sed: 30-11-2013 9:28 Source: Analy sed Measured Beam Obscuration: 29.4 % Residual: 0.360 %

Analy sis: Poly disperse

Conc. = 0.0295 %Vol Distribution: Volume

Density = 1000.000 g/cm^3 Span = 3.797E+00

S.S.A.= 0.0013 m^2/g Unif ormity =1.261E+00

 A.S.T.M Derived Diameters (um) N

3

D[4, N]

2

22.90

10.30

D[3, N]

  4.64

D[2, N]

1

0

4.90

2.93

2.27

1.48

  1.11

0.84

D[1, N]

  0.63 Distribution Moments Mean

Stan. Dev .

Skewness

Kurtosis

Volume Surf ace

  22.90   4.64

28.918 9.202

3.5125 6.4557

19.2977 82.2191

Length Number 

1.11 0.63

1.977 0.548

13.3671 14.6607

422.6474 739.7885

Dist ribution Percentiles (um) -- Volume Percentile

Size

Percentile

Size

  5.0 % 10.0 % 20.0 %

0.99 1.78 3.83

60.0 % 70.0 % 80.0 %

18.77 25.73 35.91

30.0 % 40.0 % 50.0 %

6.44 9.68 13.66

90.0 %   98.0 %

53.63 102.32

Mode

Size

Distribut ion Modal Sizes (um) 1

Mode

Size

19.38

107

Tabla A.3 Test IsaMill™ Pasada 5 Result: Derived Diameters Table ID: Tesis T-3 Pass-5 File: 4856 Path: C:\SIZERMU\DATA\

Run No: 56 Rec. No: 84

Measured: 30-11-2013 10:56 Analy sed: 30-11-2013 10:56 Source: Analy sed

Sampler: Internal

Measured Beam Obscuration: 24.8 %

Presentation: 4OHD Modif ications: None

Analy sis: Poly disperse

Conc. = 0.0209 %Vol Distribution: Volume

Residual: 0.265 %

Density = 1000.000 g/cm^3 Span = 3.383E+00

S.S.A.= 0.0015 m^2/g Unif ormity =1.130E+00

 A.S.T.M Derived Diameters (um) N

3

D[4, N]

2

16.70

8.21

D[3, N]

  4.04

D[2, N]

1

0

4.20

2.62

2.11

1.41

  1.10

0.84

D[1, N]

  0.63 Distribution Moments Stan. Dev .

Skewness

Volume Surf ace Length

  16.70   4.04 1.10

Mean

21.346 7.150 1.798

4.9869 6.2376 10.7135

Kurtosis 42.9242 98.2457 281.0736

Number 

0.63

0.544

12.4087

465.9215

Dist ribution Percentiles (um) -- Volume Percentile   5.0 % 10.0 % 20.0 % 30.0 % 40.0 % 50.0 %

Size

Percentile

0.91 1.54 3.13 5.18 7.72 10.73

Size

60.0 % 70.0 % 80.0 % 90.0 % 98.0 %

14.34 18.98 25.71 37.84 68.18

Mode

Size

Distribut ion Modal Sizes (um) Mode 1

Size 15.70

108

Tabla A.4 Remolienda Convencional a 8´51”

109

Tabla A.5 Remolienda Convencional a 18´00”

110

Tabla A.6 Remolienda Convencional a 30´15”

111

CAPÍTULO 5: CONCLUSIONES La comparación entre la molienda convencional y la molienda en IsaMill™  fue llevado a estudios de laboratorio

lo cual si se asemeja a la

realidad operacional, pero no a las condiciones estables de una planta minera en progreso,

con constantes cambios y condiciones de trabajo. Esto se

observó a partir de la comparación de análisis granulométrico entre ambas moliendas que obtuvo resultados muy similares en cuanto a distribución de tamaño con los cuales se trabajó la etapa de 1ra Limpieza y no se observó la sobremolienda . Los resultados obtenidos

confirman que al trabajar con el molino

IsaMill™ con medios de molienda inertes alimentaciones previas a alguna etapa de concentración por flotación, beneficia los resultados en la recuperación final de Cu hasta en un 17% en la etapa de 1ra Limpieza en comparación con un molino convencional de laboratorio con medios de molienda de acero, debido a que no contamina la muestra con la oxidación de Fe. Se demostró que en pruebas de laboratorios la remolienda convencional no genera un exceso de partículas finas como se esperaba obtener, si no que tienen un comportamiento bastante similar a la remolienda generada en IsaMill™  que funciona como circuito abierto para no generar

exceso de

molienda y así beneficiar la flotación porque con partículas de mineral muy finas no pueden ser bien flotadas y se pierden en la ganga. El IsaMill™  proporciona un sistema controlado de molienda basado en las condiciones operacionales que se quieran trabajar, porque de las distintas pruebas realizadas los valores son prácticamente iguales a la largo de toda la prueba. 112

Los tamaños característicos con los cuales se trabajó en la etapa de 1ra Limpieza (25µm, 35µm y 45µm) para comparar ambas remoliendas fueron resultados logrados de manera esperada de acuerdo a las cinéticas de remolienda con las cuales se trabajaron en ambos procesos, por lo cual fue más confiable la comparación de los resultados finales obtenidos en la Recuperación final de Cu. Finalmente se puede concluir que a medida en que mayor fuera nuestro tamaño característico en la flotación de limpieza, mayor fue nuestra constante cinética (k) y se obtuvieron mejores porcentajes de recuperación de Cu en cada caso de remolienda lo cual concuerda con la teoría, pero siempre se obtuvo mejores resultados para las muestras que se trabajaron en el molino IsaMill™.

113