departamento de ingenieria en metalurgia y materiales
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I
EVALUACIÓN DE LOS ESPUMANTES M91 Y M91-F EN EL
PROCESO DE FLOTACIÓN BULK Cu-Mo EN EL COMPLEJO
METALÚRGICO LA CARIDAD.
T É S I S QUE PARA OBTENER EL TÍTULO DE:
INGENIERO EN METALURGIA Y MATERIALES
P R E S E N T A:
ANIBAL CASTILLO VALDEZ
DIRECTOR DE TESIS: Dr. FRANCISCO JAVIER JUÁREZ ISLAS
MÉXICO D.F JUNIO 2012
INSTITUTO POLITÉCNICO NACIONAL
ESCUELA SUPERIOR DE INGENIERÍA QUÍMICA E
INDUSTRIAS EXTRACTIVAS
DEPARTAMENTO DE INGENIERIA EN METALURGIA y
MATERIALES
II
III
IV
Agradecimientos
Agradezco a mis padres Velina Valdez Cantu y Jose Luis Castillo Herrera por
todo el apoyo y confianza que me tienen al darme siempre los medios para
escoger mi camino, y aprecio su fuerza para dejarme escogerlo, a mi hermana
y familia por la voz de aliento en todo momento.
Agradezco a mi asesor de tesis el Dr. Francisco Javier Juárez Islas por darme
la oportunidad de trabajar con él y llevar a cabo este proyecto, por el tiempo
brindado y la paciencia al enseñarme.
Agradezco a Grupo México, Mexicana de Cobre, por darme los medios la
oportunidad de realizar el trabajo en su laboratorio y planta, en especial a la
Ing. Blanca Erika Beltrán y el Maestro en Ciencias Javier Lozano, por darme
los medios, recursos y tiempo para hacer el proyecto de tesis, también a todo
el equipo de laboratorio de planta concentradora, que siempre estuvieron con
toda la disposición de apoyarme.
Agradezco a la Escuela Superior de Ingeniería Química e Industrias
Extractivas, del IPN por darme la formación, los conocimientos y visión, pero
sobre todo por hacerme mejor persona.
V
Índice
Resumen -----------------------------------------------------------------------------------------------------------1
Introducción ------------------------------------------------------------------------------------------------------2
I. Consideraciones Teóricas --------------------------------------------------------------------------4
1.1. Concentración por Flotación ----------------------------------------------------------------4
1.1.1. Reactivos del proceso de concentración por flotación -----------------5
1.1.2. Colectores. ------------------------------------------------------------------------------------5
1.1.3. Modificadores. -------------------------------------------------------------------------------7
1.2. Espumantes --------------------------------------------------------------------------------------- 10
1.2.1. Espuma Trifásica ------------------------------------------------------------------------- 10
1.2.2. Tipos de Espumantes------------------------------------------------------------------- 12
1.2.3. Efecto de la estructura del espumante sobre la selectividad y la
recuperación -------------------------------------------------------------------------------------------- 13
1.2.4. Estabilidad de la espuma. ------------------------------------------------------------ 15
1.2.4.1. Factores que afectan la estabilidad de la espuma -------------------- 16
1.2.4.2. Coalescencia de Burbujas -------------------------------------------------------- 18
1.2.5. Evaluación de la estabilidad de la espuma. --------------------------------- 18
1.2.6. Implicaciones sobre el rendimiento metalúrgico ------------------------- 21
1.3. Caracterización del Espumante --------------------------------------------------------- 27
1.4. Distrito Minero de Nacozari ---------------------------------------------------------------- 30
1.4.1. La mina ---------------------------------------------------------------------------------------- 31
1.4.2. Yacimiento: ---------------------------------------------------------------------------------- 31
1.4.3. Explotación de la mina: ---------------------------------------------------------------- 34
1.4.4. Planta Hidrometalurgica ESDE ---------------------------------------------------- 36
1.4.5. Planta Concentradora ----------------------------------------------------------------- 38
1.4.6. Planta de Molibdeno -------------------------------------------------------------------- 46
1.4.7. Plantas Auxiliares ------------------------------------------------------------------------ 48
1.4.8. Productos: ----------------------------------------------------------------------------------- 49
VI
II. Desarrollo Experimental --------------------------------------------------------------------------- 50
2.1. Material y Equipo ----------------------------------------------------------------------------------- 51
2.2. Pruebas Cinéticas. -------------------------------------------------------------------------------- 55
2.2.2. Toma de Muestra para Formar Cargas. ------------------------------------------ 55
2.2.3. Obtención del P80 --------------------------------------------------------------------------- 56
2.2.3. Tipos de Pruebas de Flotación -------------------------------------------------------- 57
2.2.4. Preparación de muestras para Análisis Químico ---------------------------- 69
2.3. Prueba en Planta. ---------------------------------------------------------------------------------- 71
2.3.1. Muestreo Cinético en Planta Concentradora. --------------------------------- 71
2.3.2. Muestreo Completo en Planta. -------------------------------------------------------- 72
III. Resultados y Discusión-------------------------------------------------------------------------- 73
3.1. Pruebas Dinámicas ------------------------------------------------------------------------------- 73
3.1.1. Flotación Primaria ----------------------------------------------------------------------- 75
3.1.2. Flotación Cinética. ----------------------------------------------------------------------- 78
3.1.3. Flotación por Tamaño de Partícula ---------------------------------------------- 83
3.1.4. Flotación Primaria de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto Oxido de
Cobre 90
3.1.1. Flotación de Cinco Ciclos ------------------------------------------------------------ 93
3.2. Prueba en Planta Concentradora ------------------------------------------------------- 96
3.2.1. Cinética en Planta ------------------------------------------------------------------------ 97
3.2.2. Muestreos Especiales ------------------------------------------------------------------ 99
IV. Conclusiones. -------------------------------------------------------------------------------------- 103
V. Bibliografía. ----------------------------------------------------------------------------------------- 106
VI. Anexos. ------------------------------------------------------------------------------------------------ 108
VII
Lista de Figuras
Figura 1. Los Componentes del Proceso de Flotación. ...................................................... 4
Figura 2. Diferencia en la acción estabilizadora de la espuma bifásica
(izquierda) y la espuma trifásica (derecha). ........................................................................ 11
Figura 3.Molécula del Espumante común (Izquierda) y Acomodo del
espumante sobre la superficie de las Burbujas de Aire (Derecha). ............................. 12
Figura 4. Ubicación de la Mina "La Caridad" ...................................................................... 30
Figura 5. Zonas Identificadas de Mineralización en el Yacimiento de la mina "la
Caridad" ......................................................................................................................................... 33
Figura 6. Equipo de Flotación DENVER para pruebas de Laboratorio. ...................... 50
Figura 7. Punto de Corte de Alimentación a Molino. .............................................................
Lista de Tablas
Tabla 1. Especies Mineralógicas Presentes en "la Mina La Caridad" ......................... 32
Tabla 2. Equipo usado en Trituración Fina .......................................................................... 41
Tabla 3. Características de los equipos de Molienda y Remolienda. ........................... 43
Tabla 4. Reactivos de Planta Concentradora. .................................................................... 45
Tabla 5. Reactivos Usados en la Planta de Molibdeno. .................................................... 47
Tabla 6. Características de los Productos de la Planta Concentradora de la
mina "La Caridad". ...................................................................................................................... 49
Tabla 7. Composición Química de las Cargas de Alto CuO, Alto Molibdeno y
Alto Cobre ...................................................................................................................................... 51
Tabla 8. Material y equipo usado en la preparación de mineral para hacer
cargas de flotación. .................................................................................................................... 52
Tabla 9. Material y equipo usado en la obtención del P80. .................................................
Tabla 10.Tiempos de Acondicionamiento y Flotación durante la Flotación
Primaria .......................................................................................................................................... 60
Tabla 11. Tiempos de Acondicionamiento y Flotación en la Flotación Cinética ....... 61
Tabla 12. Tamaño de abertura de mallas usadas en la granulometría. ...................... 65
Tabla 13.Puntos de Corte y Tipo de Cortador usado en la Prueba Cinética en
Planta .............................................................................................................................................. 71
Tabla 14. Puntos de Corte y Tipo de Cortador usados en el Muestreo en Planta .... 72
Tabla 15.Dias y Secciones en que tuvo lugar la Prueba en Planta ............................... 96
VIII
Lista de Diagramas
Diagrama 1. Clasificación de colectores. .............................................................................. 7
Diagrama 2. Clasificación de Modificadores. ....................................................................... 8
Diagrama 3. Explotación de la Mina ....................................................................................... 35
Diagrama 4. Trituración Primaria ........................................................................................... 39
Diagrama 5. Circuito de Trituración Fina, Lado A ............................................................. 39
Diagrama 6.Trituración Primaria y Trituración Fina, con sus Almacenes.................. 42
Diagrama 7.Molienda de la Sección I y II .............................................................................. 43
Diagrama 8. Circuito Completo de Flotación en la Planta Concentradora. ............... 44
Diagrama 9. Circuito Completo de Planta de Molibdeno ................................................. 46
Diagrama 10.Procedimientos a seguir en la Toma de Muestra para formar
Cargas de Flotación. ................................................................................................................... 55
Diagrama 11. Pasos a seguir en una Prueba de Flotación .............................................. 58
Diagrama 12. Prueba de Flotación Primaria ....................................................................... 60
Diagrama 13. Prueba de Flotación Cinetica. ....................................................................... 62
Diagrama 14. Prueba de flotación por tamaño de partículas ......................................... 64
Diagrama 15. Prueba de Flotación de Cinco Ciclos .......................................................... 68
Diagrama 16. Pasos a seguir al Analizar una Muestra ..................................................... 70
Lista de Graficas
Gráfica 1. Efecto del Tipo de Espumante sobre el Tamaño de Partícula. .................. 13
Gráfica 2. Clasificación de Espumantes por el Peso Molecular .................................... 14
Gráfica 3.Efecto de la Cama de la Espuma Sobre la Flotación del Cobre .................. 24
Gráfica 4.Efecto del Tamaño de la Cama de Espuma sobre la Selectividad y
Purificación del Rutilo ................................................................................................................ 24
Gráfica 5. Espectro Infrarrojo del Espumante M91-F. ...................................................... 27
Gráfica 6. Espectros Infrarrojos de los espumantes M91 (verde) y M91-F (rojo) ..... 28
Gráfica 7. Comparación del Espectro Infrarrojo del Espumante M91-F en la
Biblioteca del Laboratorio de la Planta Concentradora de la mina "La Caridad" .... 29
IX
Gráfica 8. Flotación Primaria de Cargas de Alimentación a Molino,
Recuperación y Ley de Cobre .................................................................................................. 75
Gráfica 9.Flotación Primaria de Cargas de Alimentación a Molino,
Recuperación y Ley de Molibdeno ......................................................................................... 75
Gráfica 10.Flotación Primaria de Cargas de Alimentación a Molino,
Recuperación y Ley de CuO. .................................................................................................... 76
Gráfica 11.Flotación Primaria de Cargas de Alimentación a Molino,
Recuperación y Ley de Hierro ................................................................................................. 76
Gráfica 12.Flotación Primaria de Cargas de Alimentación a Molino,
Recuperación y Ley de Insolubles .......................................................................................... 77
Gráfica 13.Cinética de Flotación del Cobre ......................................................................... 78
Gráfica 14. Cinética de Flotación del Molibdeno. .............................................................. 79
Gráfica 15. Cinética de Flotación del CuO ........................................................................... 79
Gráfica 16. Cinética de Flotación del Hierro ....................................................................... 80
Gráfica 17. Cinética de Flotación de Insolubles ................................................................. 80
Gráfica 18. Cinética de Flotación del Espumante M91. ................................................... 81
Gráfica 19.Cinética de Flotación del Espumante M91-F. ................................................. 81
Gráfica 20.Distribución de Tamaño de Partículas Levantadas ..................................... 83
Gráfica 21. Porciento de Recuperación y Ley de Cobre por Tamaño de Malla ........ 83
Gráfica 22.Porciento de Recuperación y Ley de Molibdeno por Tamaño de
Malla ................................................................................................................................................ 85
Gráfica 23.Por ciento de Recuperación y Ley de CuO por Tamaño de Malla ............ 86
Gráfica 24. Porciento de Recuperación y Ley de Cobre en Flotación Primaria
con Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO .................................................... 90
Gráfica 25.Porciento de Recuperación y Ley de Molibdeno en Flotación
Primaria con Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO ................................... 90
Gráfica 26.Porciento de Recuperación y Ley de CuO en Flotación Primaria con
Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO............................................................. 91
Gráfica 27.Porciento de Recuperación y Ley de Hierro en Flotación Primaria
con Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO .................................................... 91
Gráfica 28.Porciento de Recuperación y Ley de Insolubles en Flotación
Primaria con Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO ................................... 92
Gráfica 29.Porciento de Recuperación y Ley de Cobre en Flotación de Cinco
Ciclos con Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO ....................................... 93
Gráfica 30.Porciento de Recuperación y Ley de Molibdeno en Flotación de
Cinco Ciclos con Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO ........................... 93
Gráfica 31.Porciento de Recuperación y Ley de CuO en Flotación de Cinco
Ciclos con Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO ....................................... 94
X
Gráfica 32..Porciento de Recuperación y Ley de Hierro en Flotación de Cinco
Ciclos con Cargas de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto CuO ....................................... 94
Gráfica 33. Porciento de Recuperación de Cobre en Planta Concentradora los
días 1, 2 y 3 de la Prueba........................................................................................................... 99
Gráfica 34. Porciento de Recuperación de Molibdeno en Planta
Concentradora los días 1, 2 y 3 de la Prueba. .................................................................... 99
Gráfica 35. Porciento de Recuperación de Cobre en Planta Concentradora los
días 3, 4 y 5 de la Prueba......................................................................................................... 100
Gráfica 36. Porciento de Recuperación de Molibdeno en Planta
Concentradora los días 3, 4 y 5 de la Prueba. .................................................................. 100
Gráfica 37. Porciento de Recuperación de Cobre en Planta Concentradora los
días 6 y 7 de la Prueba. ............................................................................................................ 101
Gráfica 38. Porciento de Recuperación de Molibdeno en Planta
Concentradora los días 6 y 7 de la Prueba. ....................................................................... 101
1
Resumen
En la actualidad la extracción de metales se enfoca a procesos
hidrometalurgicos, debido a la baja ley de contenido metálico en las minas. En
la mina “La caridad” en Nacozari, Sonora se da muestra de ello, al utilizar en
la extracción de Cobre y Molibdeno la etapa de concentración por flotación y
la lixiviación.
El proceso más relevante en la mina “La Caridad” es el de flotación debido a
que diariamente se procesan 91,000 tms de mineral y a que es el único
proceso mediante el cual puede recuperarse el sulfuro de molibdeno. Los
concentrados del proceso de flotación obtenidos son un concentrado de
molibdeno de 50-56 % en peso y un concentrado de Cobre con grados de 20-
24% en peso.
Los espumantes son fundamentales para un proceso de flotación ya que son
los responsables de mantener las burbujas estables para que cumplan la
función de acarrear el minal de interés a la superficie y así cumplir con la
separación o concentración de los metales de interés.
En este trabajo se presenta el estudio comparativo de los reactivos
espumantes M91 (actualmente en uso en la planta) con el espumante M91-F,
primero a nivel laboratorio, usando pruebas basadas en flotaciones que
asemejan el proceso de la planta, y luego en planta concentradora, para
evaluar directamente los espumantes en el proceso real de flotación.
El espumante M91-F dio mejores resultados a nivel laboratorio, con
recuperaciones de cobre de 80.77%, 2.19% más que el espumante M91 y
recuperaciones de molibdeno de 81.02, 4.8% más que el espumante M91. A
nivel planta se observó un mejor desempeño del espumante M91-F
alcanzando las más altas recuperaciones durante su uso.
Demostrado así que el espumante M91-F debe usarse diariamente en la planta
concentradora, ya que aunque el incremento de recuperación es poco mayor
al 2% en el cobre y poco más del 3.5 % en el molibdeno, dado la gran cantidad
de mineral que procesa la planta, un grado porcentual de recuperación
representa diariamente poco más de 3 toneladas en el caso del cobre y cerca
de 360 kilogramos en el caso del molibdeno.
2
Introducción
México tiene una reserva de 38 millones de toneladas de cobre, y el valor
anualizado de la producción minerometalúrgica de este metal en el país
ascendió a 43 mil 614 millones de pesos en 2011, cifra superior en 92 por
ciento a la contabilizada en 2010, de acuerdo con datos incluidos en el
informe anual 2012 de la Cámara Minera de México (Camimex). La producción
nacional de cobre se encuentra sumamente concentrada en el estado de
Sonora; con casi 80 por ciento del total, las dos principales minas nacionales
productoras de este metal se localizan en ese estado: La Caridad y
Buenavista del Cobre.
México es el segundo país productor de Molibdeno, siendo el estado de
Sonora el único productor nacional de molibdeno.
La espuma es vital para el proceso de concentración por flotación, en la
actualidad las tecnologías de espumantes buscan siempre mejorar y
superase, así se crean día con día compuestos que aumenta la producción de
una planta concentradora, ya sea mejorando la estabilidad de la espuma, o
haciendo más selectiva a la misma.
El espumante M91-F es muestra de ello, al superar en pruebas de flotación a
nivel laboratorio al espumante M91, que es el espumante que se usa
actualmente en la planta concentradora de la mina “La Caridad”, donde se
hace flotar los minerales del tipo sulfuro de cobre y Molibdeno.
En la mina “La caridad” se notó una falta de espuma en el circuito de flotación
primaria, a partir de las séptimas celdas de flotación primaria, lo que equivalía
en pérdidas de cobre y molibdeno, que ya no se mantenían a flote y eran
arrastradas por las colas, hacia los espesadores de colas. Esto dio origen a
que se probaran distintos espumantes que aumentaran o mantuvieran en nivel
de espuma durante todo el circuito de flotación primaria.
Para poder comparar los espumantes se hicieron pruebas primero a nivel
laboratorio en equipos Denver , tales como pruebas de flotación primaria,
pruebas de cinética de flotación, pruebas de flotación por tamaño de partícula
y pruebas de cinco ciclos, usando cargas cortadas en la alimentación a
molino de la misma planta concentradora, y muestras de mineral
directamente tomadas de la mina, con leyes altas de cobre, con leyes altas de
molibdeno y con leyes altas de óxido de cobre, como variables durante el
proceso de concentración por flotación.
3
Al ser favorables las pruebas a nivel planta para el espumante M91-F, se
preparó una prueba a nivel planta para probar su efectividad en el proceso
real de flotación, se probó en intercalándolo en los dos circuitos de flotación
por un periodo de tiempo y muestreando cada determinada hora. El
espumante M91-F demostró una continuidad de espuma mayor al espumante
M91, y también una mayor recuperación, tanto de cobre, como de molibdeno,
demostrando así su eficacia en el proceso de concentración por flotación de
cobre y molibdeno en la planta concentradora de la mina “La Caridad”.
4
I. Consideraciones Teóricas
1.1. Concentración por Flotación
La flotación es un proceso de concentración de minerales que permite la
recuperación de las especies mineralógicas valiosas a partir de minerales
complejos y de baja ley. La flotación por espuma, un proceso patentado hace
más de 100 años, (1) es ampliamente utilizado en plantas de procesamiento
de minerales. La flotación por espuma utiliza diferentes propiedades
fisicoquímicas superficiales de varios minerales para conseguir la separación
específica. Las partículas hidrófobas se adhieren a las burbujas de aire que
hacienden formando una capa de espuma en la parte superior de la celda de
flotación, mientras que las partículas hidrófilas permanecen en la suspensión
formando la cola.
La flotación es un proceso físico químico, los factores químicos incluyen la
química interfacial, involucrada en las tres fases que coexisten en el sistema
de flotación (solida liquida y gaseosa), la química interfacial depende de los
reactivos usados en el proceso; los colectores, espumantes, activadores,
depresores y modificadores de pH, así como de la química del agua usada y la
química del mineral. Los factores físico-mecánicos incluyen los componentes
de los equipos; el diseño de la celda, la hidrodinámica de la misma, la
configuración y control del banco. Los componentes operacionales incluyen
el procesamiento, la mineralogía, el tamaño de partícula y densidad de la
pulpa.
Componentes Química Colectores
Espumantes Activadores Depresores
Modificadores de pH Mineralogía
Operación Flujo de Alimentación Tamaño de Partículas
Densidad de Pulpa Temperatura
Equipo Diseño de Celda
Agitación Flujo de Aire
Configuración de Bancos Control de Bancos
Figura 1. Los Componentes del Proceso de Flotación.
5
La flotación partiendo de un concepto simple, en la práctica involucra muchos
fenómenos físicos, químicos y de ingeniería, derivando en un proceso
extremadamente complejo, tal y como lo muestra la figura 1.
En una planta en operación es más difícil cambiar los factores físico-
mecánicos que los factores operacionales o químicos.
1.1.1. Reactivos del proceso de concentración por flotación
Los reactivos son la parte más importante del proceso de flotación. Los
mayores avances de los procesos de separación por flotación se deben a la
mejora de los reactivos de flotación. El control de adición de reactivos es la
parte más importante de la estrategia de flotación. La clasificación de los
reactivos de flotación se basa en la función de un reactivo en particular.
Sobre esta base, los reactivos se dividen en colectores, espumantes y
modificadores.
1.1.2. Colectores.
Los colectores pueden ser definidos como sustancias químicas orgánicas
cuya estructura molecular se divide en una parte no-polar y una parte polar.
La porción no polar de la molécula del colector es un radical hidrocarburo,
que no reacciona con el agua y por lo tanto es repelente al agua. En cambio la
parte polar puede reaccionar con agua (2).
La estructura del colector y su composición determinan su actividad en
relación con los dipolos de agua. En el proceso de adsorción del colector en
la superficie del mineral, el grupo no polar del colector se orienta hacia la fase
de agua y las piezas polares hacia la superficie del mineral. Con esta
orientación, la superficie del mineral se hace repelente al agua (hidrófobo).
Los productos químicos que son líquidos apolares hidrocarburos (sin una
estructura heteropolar) y que no se disocian en agua también se utilizan como
colectores.
Debido a que el propósito de los colectores es hacer de los minerales
repelentes al agua, estos reactivos se clasifican generalmente de acuerdo
con su capacidad de disociarse en iones en solución acuosa y teniendo en
6
cuenta que tipo de iones (aniones o cationes) se obtiene el efecto repelente
del agua.
Cuando un colector se disocia en cationes y aniones, el ion que es la causa
directa de la acción repelente del agua, puede ser llamado el ion activo
repelente, y el otro el ion no activo (no repelente). La estructura de ion
repelente siempre incluye un radical de hidrocarburo, su presencia asegura
que el mineral se hace repelente al agua. Estos radicales no pueden existir en
estado libre y no se adhieren directamente a la superficie del mineral. Por lo
tanto, el repelente radical incluye otro grupo de átomos unidos al radical de
carbono, que forma una conexión entre el radical y la superficie del mineral.
Este grupo conector se llama "solido-fílico".
El efecto repelente del agua del colector está directamente relacionado con la
longitud y la estructura del radical hidrocarbonado, mientras que el efecto del
grupo solido-fílico depende de:
(a) La naturaleza de la reacción con la superficie del mineral
(b) La fuerza de la unión del colector
(c)La selectividad, todos los cuales dependen de la composición y la
estructura del grupo solido-fílico.
De acuerdo con sus propiedades de disociación de iones, el mineral y grupo
solido-filico, Al. Glembocki y Plaksin han clasificado los colectores en los dos
grupos siguientes, como lo describe el diagrama 1 (3):
1. Colectores ionizantes, que se disocian en iones en el agua.
2. Colectores no ionizantes, son compuestos no polares, principalmente
compuestos de hidrocarburos, insoluble en agua. Se cree que estos
colectores hacen al mineral repelente al agua cubriendo su superficie con una
película fina.
El grupo más grande de los colectores son ionizantes, y se dividen en:
colector anión, en donde el anión hace al mineral repelente al agua y colector
catiónico, donde el catión hace al mineral repelente al agua.
Los colectores aniónicos son el grupo más utilizado en la flotación. Estos
colectores se subdividen basándose en la estructura del grupo solido - filico
en colectores oxidrilos, con base en iones orgánicos, iones sulfo-acidos, y
colectores sulfidrilos, y cuando el grupo solido - filico contiene azufre
7
bivalente. Los grupos que no están cubiertos por esta clasificación, son
compuestos anfóteros y colectores quelatos.
1.1.3. Modificadores.
Comúnmente conocidos como reguladores, que abarcan los activadores,
depresores y reguladores de pH. Se refieren a menudo en la literatura como
modificadores o reguladores del proceso de flotación. El propósito principal
de estos reactivos es para modificar la acción del colector sobre superficies
minerales y como consecuencia regulan la selectividad del proceso de
flotación. En presencia de los reguladores, el colector sólo se adsorbe en las
partículas que están dirigidos a la recuperación.
Debido a la utilización de reactivos modificadores, es posible separar sulfuros
minerales individuales de plomo, zinc y cobre a partir de minerales de sulfuro
complejos. Del mismo modo, es posible separar selectivamente minerales que
contienen calcio, tales como la fluorita, scheelita, y calcita el uno del otro.
Colectores
No Ionizable Ionizable
Colectores aniónicos,
cuando el grupo polar
es un anión de varios
composiciones.
Colectores cationicos,
cuando el grupo polar
es un catión, basado en
nitrógeno pentavalente.
Colectores basados en
aniones de ácidos
orgánicos y sulfo ácidos
Colectores basados en
azufre bivalente
Colectores con grupo
carboxilo (Ácidos
orgánicos y jabones)
Colectores con
aniones sulfo-acidos
Colectores tipo
Xantatos.
Colectores del tipo
ditiofosfatos
Diagrama 1. Clasificación de colectores.
8
En algunos casos, un regulador reacciona directamente con la superficie del
mineral (sulfato de cobre con la esfalerita) y proporciona condiciones para la
interacción de este mineral con el colector, estos reactivos son conocidos
como activadores. Algunos reguladores pueden reducir las condiciones para
la hidrofobización de un mineral en particular con el colector, o puede hacer
la superficie hidrófila, estos reactivos son llamados depresores.
El tercer grupo de modificadores son los reguladores de pH. El propósito de
estos es para regular la composición iónica de la pulpa mediante el cambio de
la concentración del ion hidrógeno en la pulpa. Esto da como resultado la
mejora en la interacción del mineral a seleccionar, con el colector y reduce la
interacción del colector con minerales indeseables. Los reguladores de pH
también pueden ser depresores al mismo tiempo (por ejemplo, cal y algunos
ácidos orgánicos).
La regulación de los reactivos, bajo diferentes condiciones, puede hacerlos
actuar como activadores o depresores en el proceso de separación por
flotación. Por lo tanto, no es posible clasificar los reactivos estrictamente en
grupos específicos. Una clasificación general de los reactivos modificadores
se muestra en el diagrama 2. Las clases principales son reactivos
modificadores inorgánicos y reactivos modificadores orgánicos.
Reactivos Modificadores
Inorgánicos Polímeros Orgánicos Ácidos Orgánicos
Ácidos Alcalinos Sales Polímeros no iónicos
Polímeros catiónicos
Polímeros anfóteros
Polímeros aniónicos
Polímeros que contiene el grupo
carboxilo
Polímeros que contiene el grupo
sulfo
Diagrama 2. Clasificación de Modificadores.
9
Ácidos, alcalinos y sales metálicas representan los modificadores
inorgánicos. Los modificadores orgánicos son sustancias químicas que
contienen grupos polares, tales como -OH, -COOH, =CO, -NH2,≡NH y SO3H.
Basándose en la forma del grupo polar, que influye en la acción del polímero,
los polímeros orgánicos se pueden dividir en los siguientes cuatro subgrupos:
1. Polímeros no iónicos.- son sustancias químicas que contienen grupos
polares hidrolizando:-OH, =CO, -COOH, pero carecen de carga eléctrica.
2. Polímeros aniónicos.- contienen grupos polares:-COOH, -SO3H, OSO3H.
3. Polímeros catiónicos.- contienen grupos polares: -NH2, ≡NH.
4. Polímeros anfóteros.- contienen grupos aniónicos y catiónicos.
Funciones de los reactivos modificadores:
Dependiendo de su carácter funcional, el reactivo reacciona modificando la
superficie del mineral así como con los colectores y los iones contenidos en la
pulpa. Para proporcionar la adsorción selectiva del colector, un reactivo
modificador debe ser en sí selectivo.
Los reactivos modificadores influyen en el proceso de concentración por
flotación de diferentes maneras, algunas de las cuales incluyen:
a). Los reactivos modificadores pueden reaccionar en la superficies de las
partículas de mineral resultando en un cambio de la composición química en
la superficie del minerales. Esto puede aumentar la adsorción del colector en
la superficie del mineral o puede impedir la adsorción de colector sobre la
superficie del mineral.
b). Los reactivos modificadores pueden eliminar las capas de colector de la
superficie del mineral, causando la depresión del mineral.
c). Los reactivos modificadores son capaces de cambiar la flotabilidad de las
particulares minerales, independientemente de su capacidad para reaccionar
con los colectores. La adsorción de los modificadores en las superficies
minerales crea una superficie hidrófila en el mineral que no puede reaccionar
con los colectores.
d). Los reactivos modificadores puede cambiar el pH de la pulpa. Puesto que
la adsorción de los colectores sobre la superficie del mineral en la mayoría de
10
los casos está relacionado con el pH, estos reactivos modificadores de hecho
controlar la adsorción del colector sobre una superficie mineral.
1.2. Espumantes
Los espumantes son agregados al proceso para hacer burbujas finas, y
también para adicionar estabilidad a las burbujas. En el pasado los
espumantes eran esenciales, pero últimamente la mayoría de los espumantes
son poco efectivos usándose solos para crear una separación en un proceso
de flotación (los espumantes no son necesariamente colectores o
modificadores). Estos también tienen otras funciones incluyendo la reducción
de la coalescencia de las burbujas de aire individual, para aumentar el tiempo
de vida de las burbujas y la reducción de la velocidad de las burbujas desde la
zona de mezcla a la zona espumosa superior, para darle mayor posibilidad a
las partículas de interés en hacer contacto con las burbujas y adherirse a
ellas para ser separadas de las colas.
La estructura y la estabilidad de la espuma juegan un papel importante en la
determinación de la ley del mineral y la recuperación lograda de una
operación de flotación. La estabilidad de la espuma es principalmente función
del espumante (el tipo y su concentración), así como la cantidad y naturaleza
de las partículas suspendidas, en particular, la hidrofobicidad, el tamaño y
forma de las partículas (4). Sin embargo hay otros parámetros tales como la
calidad del agua procesada, la dispersión del gas y el ángulo de contacto de
las partículas, que puede afectar la estabilidad de las burbujas.
1.2.1. Espuma Trifásica
La 'espuma' generada en un proceso de separación por flotación es de tres
fases que comprenden estructuras de burbujas de aire, sólidos y agua. La
espuma bifásica es una dispersión de burbujas de gas en un volumen menor
de líquido, estabilizada por agentes tensioactivos, y se componen típicamente
de burbujas de gas poliédricos con películas líquidas que residen entre
burbujas. Cabe señalar que muchos aspectos de la estabilidad de la espuma
no son claros y no existe una teoría general para describir el comportamiento
de la espuma bifásica o trifásica (5).
11
Los tensioactivos juegan un papel importante en la estabilidad de la espuma
bifásica. Se adsorben en la interface gas-líquido y cambiar las propiedades
interfaciales. Por lo tanto, las propiedades de interfaz gas-líquido tienen un
efecto fundamental sobre la estabilidad de la espuma. La influencia de los
tensioactivos sobre el comportamiento de la espuma no es claro para una
superficie dinámica.
Meliza K. y Miller R. estudiaron una serie homóloga de alcoholes y ácidos
tensioactivos en donde las moléculas se alinean normalmente a la interfaz, la
espumabilidad máxima (bajo condición de estado estable) se encontró con
tensioactivos de peso molecular intermedio. Por otro lado, se ha informado de
una relación directa entre la espumabilidad y la actividad de la superficie del
tensioactivo acetal (la tensión superficial se midió por el método de Wilhelm
con una placa de vidrio rayado). Tamura T. y Takeuchi Y. Reportaron una
relación directa entre el área ocupada por una molécula y su espumabilidad,
independiente de la estructura del tensioactivo, esto hace referencia a la
actividad superficial y la interacción entre las moléculas, de acuerdo a la
forma de las moléculas del espumante. Estos resultados indican que la
espuma es un sistema físico-químico complejo y la relación entre la
conformación tensioactiva y el comportamiento de la espuma aun no es muy
clara. Cabe señalar que la estabilidad de la espuma bifásica se rige
principalmente por moléculas tensioactivas, mientras que la estabilidad de la
espuma trifásica se rige mayormente por las partículas presentes en su
sistema, como se muestra en la figura 2, tales factores se discutirán más
adelante.
Figura 2. Diferencia en la acción estabilizadora de la espuma bifásica (izquierda) y la espuma trifásica (derecha).
12
1.2.2. Tipos de Espumantes
Muchos compuestos son espumosos o tiene propiedades espumosas, pero
solo los espumantes cumplen las funciones necesarias para usarlos en los
procesos de flotación, los espumantes más comúnmente usados en la
flotación comercial son aquellos que contienen un grupo no polar repelente al
agua, así como una parte polar ávida de agua, como lo muestra la ilustración
5. Sin embargo, debe tenerse en cuenta que algunas poli glicoles como
PPG425 tienen dos grupos polares (OH-). Los espumantes actuan en la
interface del liquido y el gas, formando una capa que mantiene el gas
relativamente estable en forma de burbuja dentro de la matriz liquida, como lo
muestra la figura 3.
Los espumantes neutros pueden ser divididos en cuatro grupos:
1) Alcoholes aromáticos tales como1-cresol y 2, 3-xilenol.
2) Alcoholes de tipo alcoxi tales como butano trietoxi (TEB).
3) Alcoholes alifáticos tales como 2-etilhexanol, diacetona.
4) Alcohol metil-isobutil-carbinol(MIBC).
El espumante MIBC es el más común mente utilizados en la industria de
procesamiento de flotación de minerales. Es un espumante versátil que es
relativamente barato y proporciona un buen rendimiento de los diferentes
minerales. Sin embargo, existe la preocupación ambiental en relación con el
Figura 3. Molécula del Espumante común (Izquierda) y Acomodo del espumante sobre la
superficie de las Burbujas de Aire (Derecha).
13
bajo punto de inflamación y la velocidad de vaporización alta del MIBC que
también causa un olor desagradable en condiciones de calor.
Un nuevo grupo de espumantes sintéticos que consisten en óxido de
polietileno (PEO), óxido de polipropileno (PPG) y óxido de butileno (PBO), se
han introducido en el mercado en los últimos años. Estos espumantes están
representados por la fórmula general de R(X)n OH, donde R=H ó CnH2n+1y
X=EO, PG ó BO. Estos espumantes son derivados de óxido de etileno o
propileno, primero fabricados por Dow (productos Dowfroth) y Union Carbide
(PPG espumantes). La longitud relativa de la parte hidrófoba al extremo
hidrófilo es la que determina las propiedades espumantes, y es controlada
mediante el cambio del número de gruposCH2y CHO (2). El propileno y
butileno son hidrófobos y el oxígeno del éter y los grupos hidroxilo son
hidrófilicos. Estos tensioactivos representan el grupo más flexible de los
espumantes neutrales y la segunda clase más importante de espumantes
comerciales que se utilizan hoy en día. La comparación de la estabilidad
dinámica y estática de la espuma obtenida con C12E10 (polioxietilenolauril
éter10) y el MIBC mostró que el compuesto etoxilado puede proporcionar una
mejor estabilidad de espuma a concentraciones más bajas (6).
1.2.3. Efecto de la estructura del espumante sobre la selectividad y
la recuperación
Se ha demostrado que el rendimiento del espumante es extremadamente
dependiente de su estructura química, y diferentes estructuras químicas
puede dar diferentes recuperaciones por flotación.
Gráfica 1. Efecto del Tipo de Espumante sobre el Tamaño de Partícula.
14
El efecto de la estructura del espumante sobre la selectividad y la
recuperación de diversos minerales fue estudiado por Kimpel RR y Hansen
RD, en sus estudios se demostró que el tamaño máximo de partícula de
mineral recuperable disminuye al aumentarla ramificación, como se muestra
en la Grafica 1, que compara los porcentajes del concentrado con respecto a
su tamaño, utilizando diferentes espumantes comerciales con pesos
moleculares distintos.
Mientras que la selectividad aumenta, esto se describe en la Grafica 2, donde
se comparan varios espumantes comerciales, entre ellos el MIBC,
comparando su peso molecular con su selectividad con respecto al
concentrado y su capacidad de levante.
También se ha declarado que espumantes con el mismo valor HLB (equilibrio
hidrófilo lipófilo), pero con mayor peso molecular, proporcionan espuma más
firme (7). Los Poli glicoles son un tipo de espumante muy selectivo, que
podrían dar un mayor rendimiento, el aumento de peso molecular de estos
espumantes (PPG) provoca diferencias en la conformación entre sus
moléculas en la interface aire-agua. Tiene también efectos significativos
Gráfica 2. Clasificación de Espumantes por el Peso Molecular
15
sobre la espuma generada (en la misma concentración molar). Schwarz
encontró que hay un peso molecular óptimo para PPG dando la estabilidad
máxima de espuma en el agua, por encima del cual la estabilidad empieza a
disminuir.
El crecimiento de las burbujas en la fase de la espuma se ve influida un poco
por el tipo de espumante y su concentración, así como el tipo y concentración
de partículas (8). A pesar de que las burbujas pequeñas son vitales para el
funcionamiento del proceso de flotación, se sabe poco acerca de cómo
controlar la formación de espuma con burbujas pequeñas.
1.2.4. Estabilidad de la espuma.
La estabilidad de la espuma está asociada principal mente al concentrado
líquido en la espuma y la ruptura de la película liquida de las burbujas, y esto
es influenciado por muchos factores. En general existen dos tipos de pruebas
para evaluar la estabilidad de la espuma; las pruebas dinámicas y pruebas
estáticas, en las pruebas dinámicas, la espuma se encuentra en un equilibrio
dinámico entre la cantidad de formación y descomposición. En los ensayos
estáticos, por otro lado la velocidad de formación de espuma es cero; la
espuma se permite colapsar sin regeneración por agitación o más entrada de
gas. Las combinaciones de los métodos dinámicos y estáticos, suelen ser
usados para medir la estabilidad de la espuma.
Como se mencionó anteriormente, la espuma es una estructura de tres fases
que comprende burbujas de aire, sólidos y agua. Las burbujas están
separadas por una película delgada de agua o laminillas, mientras que la
intersección de tres laminillas da como resultado la formación de un canal de
agua llamado “mesta del borde”. La espuma por lo tanto se conforma de una
red continua de canales de agua en la que el agua y las partículas sólidas
pueden fluir. Los sólidos contenidos en la espuma son partículas hidrófobas.
La espuma es un sistema altamente dinámico en el que los sólidos y el
movimiento del aguase rigen por el flujo de burbujas de aire de la pulpa,
desde la interfaz de la espuma a la superficie superior de la espuma, y por
coalescencia de burbujas.
"La estabilidad de la espuma” en estos términos se entiende aquí como la
capacidad de las burbujas en la espuma para resistirla coalescencia y rotura,
según Cilliers J. Triffertt. Una espuma más estable tiene menos coalescencia
16
y eventos de ruptura (tamaño de burbujas pequeñas). Todos estos factores
determinarán en última instancia la estructura y el volumen de la espuma
formada en las celdas de flotación, por consiguiente, también la cantidad de
espuma que es derramada sobre el vertedero como concentrado, y por lo
tanto, la recuperación de los minerales valiosos y la cantidad de ganga dentro
de ellos.
1.2.4.1. Factores que afectan la estabilidad de la espuma
La estabilidad de la espuma depende del tipo y concentración del espumante,
así como la naturaleza y concentración de las partículas presentes en el
sistema. La capacidad de las partículas para formar una capa coherente
alrededor de las burbujas, para estabilizar las películas líquidas que separan
las burbujas y para formar una red tridimensional en la fase acuosa son los
parámetros importantes, por lo tanto, el desarrollo de métodos para el control
de estos factores es el principal desafío para futuras investigaciones.
La estabilidad de la espuma dinámica, que se define como la altura de la
espuma en equilibrio en una suspensión aireada, depende del tamaño de las
partículas. Se ha demostrado que las partículas más finas aumentan la altura
de equilibrio, y en consecuencia, la estabilidad de la espuma dinámica (9).Si
las partículas tienen un tamaño de partícula pequeño en comparación con el
espesor de la película, se pueden organizaren la interface líquido-gas y
estabilizarlas películas por el mecanismo capilar. Sin embargo, si las
partículas son grandes (es decir, el diámetro es mayor que el espesor de la
película), forman un puente que produce la rotura de las películas de la
espuma. Se concluyó que 0,1 mm de tamaño de partículas de galena pueden
prolongar la vida de la espuma de las soluciones acuosas de alcohol
isoamílico de 17 segundos hasta varias horas, mientras que partículas de
galena de0,3 mm sólo puede aumentar la vida de la espuma a 60 segundos
(10). Los experimentos utilizando partículas de sílice con distintos tamaños de
micras también han demostrado que la espuma se vuelve más estable cuando
el tamaño de partícula es menor a 0.7 mm (11). La forma de la partícula es
también importante; partículas redondeadas o esférica logran el
adelgazamiento y la ruptura de la película de líquido en aproximadamente 0,1
s, mientras que partículas afiladas logran la ruptura de la película del líquido
en aproximadamente 0,02 segundos. (12).
17
La estabilidad de la espuma también depende del acondicionamiento de la
pulpa previa a la flotación, con los diferentes reactivos químicos. La altura
máxima de la espuma disminuye a medida que aumenta el tiempo de
acondicionamiento a causa del efecto del colector y en consecuencia
aumenta la hidrofobicidad de las partículas (9). Otros factores que también
afectan la estabilidad de la espuma son la temperatura y la concentración de
sales. La estabilidad de la espuma disminuye al aumentar la temperatura de la
solución, mientras que aumenta proporcionalmente al incremento en la
concentración de sal (13). En un laboratorio de investigación se estudió la
estabilidad de la espuma utilizando cuarzo molido y calcopirita para producir
mineral de cobre sintético, analizando el efecto de la concentración del
espumante, el por ciento de sólidos, y la cantidad de calcopirita, se encontró
que mientras los tres factores afectan la estabilidad de la espuma, el
porciento de sólidos y el grado de cobre tienen un efecto mucho mayor que la
concentración del espumante. Sin embargo, se ha afirmado que la cantidad
de suspensión de partículas hidrófobas (que es proporcional a la ley de cobre
del producto y la cantidad de sólido) tiene un mayor efecto a la estabilidad de
la espuma que la ley de cobre solo (14).
Los modelos de la estabilización de la película predicen un aumento en la
estabilidad de la película a medida que disminuye el ángulo de contacto. Esto
sugiere que las partículas muy hidrofílicas (con ángulo de contactode0°)
deberían estabilizar la película acuosa mejor que otros menos hidrofóbicas,
sin embargo se ha demostrado que la estabilidad de la espumases la más baja
cuando las partículas hidrófilas están presentes (15). La estabilidad de la
espuma máxima se producen con las partículas moderadamente hidrófobas,
con un ángulo de contacto de aproximadamente 66° (16). Dippenaary Harris
observaron que las partículas muy hidrófilas de todos los tamaños pueden
destruir la espuma, y a menos que el espumante tenga la capacidad de ser
adsorbido sobre las partículas, el efecto desestabilizador es independiente
del tipo de espumante. Se ha informado de que las partículas de alta
hidrofobicidad pueden romper las películas y reprimir la estabilidad de la
espuma, mientras que los de menor hidrofobicidad permanecen dispersos en
los canales entre las burbujas, por lo tanto, tienen poco efecto sobre la
estabilidad de la espuma. Se podría argumentar que las partículas pueden
permanecer más probablemente dispersadas en la interface de la espuma
que en su superficie, ya que el primero tiene un volumen mucho mayor en
comparación con el último.
Cabe señalar que la mayoría de las investigaciones se han centrado en el
papel de las partículas conocidas en los sistemas de espuma ideales. Sin
18
embargo, recientemente el énfasis ha cambiado para entender el papel de las
partículas en el control de la estabilidad de la espuma en entornos
industriales.
1.2.4.2. Coalescencia de Burbujas
Cho y Laskowski han estudiado el efecto de los espumantes en el tamaño de
la burbuja, utilizando diferentes tipos de espumantes y aspersores. Se siguió
un procedimiento previamente elaborado por Tucker y colaboradores. Itwas
encontró que el tamaño de la burbuja no se ve afectada por las variaciones en
la concentración de espumantes comerciales, si las burbujas no chocan unas
con otras. Cho y Laskowski encontraron que cuando la concentración del
espumante alcanza un valor determinado, llamado concentración crítica de
coalescencia (CCC), la coalescencia de las burbujas se pueden prevenir. Sin
embargo, un estudio reciente ha demostrado que al aumentar la
concentración de gasolina por encima de la CCC, aumentará de forma
continua la población de pequeñas burbujas (17). Tucker y colaboradores
correlacionaron los valores críticos de concentración de coalescencia con el
índice deformación de espuma dinámica, y propuso que la estabilidad de la
espuma en condición dinámica está determinada por la coalescencia de las
burbujas. Nesset y Finch han utilizado una CCC de 95%, es decir, el logro de la
concentración del 95%de la reducción de tamaño de burbuja en comparación
con el agua sola.
1.2.5. Evaluación de la estabilidad de la espuma.
Se han utilizado varias técnicas para medir la estabilidad de la espuma cuando no hay partícula presente, sin embargo, no siempre se puede decir que estas técnicas se pueden aplicar en un sistema de espuma en el que si haya partículas presentes. Hasta la fecha, no existe un criterio específico para cuantificar la estabilidad de la espuma a pesar de que se utilizan varios parámetros como indicadores de la estabilidad de la espuma. Estos parámetros son:
El tiempo de vida media de la espuma.
La altura máxima de la espuma en equilibrio.
El crecimiento de las burbujas a través de la espuma.
El aire de recuperación
19
La carga de sólidos en las burbujas, en la parte superior de la superficie de la espuma.
La velocidad de la espuma
La velocidad de acenso de las burbujas. Con el análisis automatizado de imágenes de la espuma se observó una
correlación entre el grado de cobre, la velocidad de la espuma y la velocidad
de ruptura de la espuma (18). Las imágenes digitales están siendo adoptadas
cada vez más por las plantas de flotación para proporcionar descripciones
del color y la morfología de la espuma. Estos parámetros, en cierta medida, se
han correlacionado de forma cuantitativa para controlar el proceso en planta.
Por ejemplo, Moolman y colaboradores relaciono el color de la espuma con la
ley del mineral, y Bonifazi y colaboradores relaciono el colapso de la burbuja
con la adición del reactivo en exceso.
La relación entre el volumen de espuma y el flujo de aire, se puede utilizar
para medir la estabilidad de la espuma en sistemas de flotación de minerales
a escala de laboratorio. Se encontró que a concentraciones bajas de
espumante (30-40 g•t-1), el volumen de espuma en equilibrio aumenta cuando
la velocidad de flujo de aire aumenta. Sin embargo, a concentraciones
elevadas de espumante (50-60 g•t-1), la espuma deja de crecer. Haciendo
posible manipular la altura de la cama de la espuma para producir una
espuma estable y un rendimiento óptimo de flotación si se conocen la relación
entre la fracción del aire que desborda como burbuja al vertedero y el
desempeño del proceso de flotación (19). Cabe señalar que entre los métodos
reportados para la evaluación de la estabilidad de la espuma, las pruebas
dinámicas se acercan más a la dinámica de un sistema de flotación real, ya
que en una prueba de laboratorio, el aire se introduce continuamente en la
solución, las burbujas comienzan a formarse en la parte inferior y luego se
mueven hacia arriba, el líquido va descendiendo de la espuma, de manera que
la calidad de la espuma varía con la altura, la parte superior de la espuma
alcanza la condición de ruptura, y se colapsa la capa superior. Estas
similitudes sugieren una mayor probabilidad de dar una buena indicación de
la estabilidad de la espuma durante una prueba de flotación.
La estabilidad de la espuma en columna es un método sencillo para
cuantificar la estabilidad de la espuma. La velocidad de ascenso de la espuma
y la altura máxima se miden para confirmar la importancia del volumen de aire
utilizado, a escala de laboratorio (19). En las columnas la espuma alcanza una
altura de equilibrio en el que el crecimiento y la velocidad de ruptura son
iguales. Sin embargo, la estructura y estabilidad de la espuma se ve forzada
en una estabilidad dentro de la columna, por lo tanto son diferentes de
20
aquellos con libertad de movimientos hacia el vertedero de desbordamiento,
en consecuencia, la prueba de columna de espuma no mide la estabilidad de
la espuma en un estado de flotación real.
En los últimos 10 años una técnica de monitoreo del proceso de flotación
basado en el análisis de imágenes de la superficie de la espuma se ha
desarrollado con un cierto grado de éxito. Esto se basa en la cantidad de
burbuja que estallan en la superficie superior de la espuma, o en la fracción
de espuma que desborda del vertedero (20). Sin embargo, se ha argumentado
que diferentes conjuntos de parámetros de funcionamiento puede dar una
imagen similar a una espuma visual normal en el proceso, factores que
pueden ser considerados como las limitaciones de la técnica basadas en
imágenes de espuma (21).
Otro indicador de la estabilidad de la espuma es el tiempo de retención de la
espuma (FRT por sus siglas en inglés) (22):
𝐹𝑅𝑇 =𝐻𝑓
𝐽𝑔
Ecuación 1. Tiempo de retención de la espuma.
Donde Hf es el espesor de la espuma y JG es la velocidad superficial del gas (volumen de flujo de gas / área transversal de la celda de flotación). El tiempo de retención de la espuma se puede interpretar como una medida de la vida media de una burbuja de aire en un sistema de espuma (23). En las plantas industriales, se experimenta comúnmente que el grado de concentración aumenta al tener un espesor cada vez mayor de la espuma y por lo tanto una mayor recuperación. Por otro lado, la recuperación de la espuma de los minerales valiosos también puede disminuir. El espesor de la espuma es uno de los factores (incluyendo la densidad de la pulpa, la velocidad de flujo de adición de aire y tamaño de partículas) que pueden ser controlados por el operador de la celda para modificar el funcionamiento de flotación. Se ha desarrollado un monitoreo en línea para la estabilidad de la espuma en
los sistemas de flotación sobre la base de la espectroscopia de impedancia
eléctrica (EIS). Se encontró que el espectro de impedancia eléctrica de la fase
de la espuma era sensible a las características de la estructura de la espuma.
La variación de la estructura de la espuma causada por la coalescencia de las
burbuja y la rotura pueden ser detectada por la variación del espectro de
impedancia eléctrica a través de la fase de la espuma. Los electrodos EIS
pueden controlar la estabilidad de la espuma de flotación en las condiciones
reales de una manera casi no invasiva. Se desarrolló un índice de estabilidad
21
para cuantificar la estabilidad de la estructura de la espuma; así, una fase de
espuma estable tiene un bajo valor del índice de estabilidad y las condiciones
de funcionamiento correspondientes son favorables en términos de la eficacia
del proceso de flotación (24).
Los investigadores del grupo de procesamiento de minerales en la
Universidad McGill han desarrollado técnicas para determinar las
propiedades de dispersión de gas (por ejemplo, la velocidad del gas
superficial, de gas suspendido y el tamaño de la burbuja) en las máquinas de
flotación. Se ha aplicado una técnica colorimétrica para determinar la
concentración de espumante en solución, originalmente al espumante MIBC
(25), extendiéndose con éxito a una amplia gama de espumantes comerciales,
sin embargo, la cuestión planteada era si la capacidad del "transporte de
agua 'de la espuma podría estar relacionado con el tipo de espumante. El
análisis infrarrojo ha demostrado que la molécula espumante puede afectar a
las moléculas de agua, organizando las moléculas para formar una película de
agua unida a la superficie de la burbuja. El espesor de la película se midió
utilizando espectroscopia UV/Vis y se encontró que el espesor era inferior a
160nm para MIBC, mientras que era alrededor de 600 nm para DF250 (un
glicol polipropileno) (26).
Se ha utilizado un método para medir la persistencia del espumante, de
acuerdo con este método, si se pierde espumante, se promueve la
coalescencia y las burbujas más grandes pueden subir más rápidamente (17).
Otro estudio de coalescencia de burbujas se llevó a cabo usando hidrófonos
para rastrear el sonido de las burbujas durante la coalescencia para
espumantes de flotaciones comunes y alcoholes (C4-C8), se encontró que la
prevención de coalescencia no está simplemente relacionada con la actividad
superficial, se encontró que la coalescencia aumenta con el aumento de la
concentración del espumante, y longitud de la cadena (27)
1.2.6. Implicaciones sobre el rendimiento metalúrgico
La estructura de la espuma y la estabilidad de la espuma juegan un papel
importante en la determinación de la ley del mineral y la recuperación en la
flotación. La fase de la espuma, de hecho, tiene una gran influencia en el
rendimiento de flotación industrial general. Es posible mejorar el rendimiento
de flotación con la apropiada elección de aditivos estabilizadores de la
espuma. Una espuma demasiado estable es difícil de manejar, pero, por otro
lado, una espuma inestable no es nada deseable. Por lo tanto, una espuma de
estabilidad correcta es de suma importancia. Si bien una espuma más estable
22
recuperará una mayor cantidad de partículas valiosas unidas a las burbujas,
también recupera más material de ganga, generalmente debido al arrastre.
Por lo tanto, desde un punto de vista de aumentar la recuperación y grado de
concentrado, hay una óptima estabilidad de la espuma para cualquier celda
de flotación dada, debido a que las condiciones de funcionamiento son
distintas para cada celda. Esto incluye condiciones químicas (el espumante,
el colector, el pH y otros modificadores), la cantidad de partículas hidrófobas
en la alimentación (materiales valiosos y ganga), la distribución de tamaño de
partícula de la alimentación, el flujo de aire, la celda y la densidad de la pulpa
suministrada a la celda. Cada una de estas variables puede cambiar
rápidamente o gradualmente con el tiempo y puede influir significativamente
en la estabilidad de la espuma y el rendimiento global del proceso de
flotación.
Estudios previos de la estabilidad de la espuma proporcionan diversas
medidas de la estructura, y la vinculan a la recuperación y la selectividad a
nivel laboratorio. En la práctica, se encontró que un cambio en la fracción de
espuma que cae en el canal del concentrado en una planta de flotación de
cobre refleja cambios en el rendimiento metalúrgico (28). Se sabe que la
recuperación de espuma es proporcional a la estabilidad de la espuma. Si la
espuma es más estable, entonces la probabilidad de una partícula a ser
retenida hasta llegar a la celda limpiadora es más alta.
La estabilidad de la espuma también se ha relacionado directamente con el desempeño de flotación en los experimentos de columnas de flotación. Se ha informado de que el aumento del caudal de aire en la flotación del carbón hace que la espuma sea más estable. También se encontró que las partículas de carbón pueden estabilizar o desestabilizar la espuma, dependiendo de su tamaño y concentración (29).
1.2.6.1. Recuperación de la Espuma
La recuperación de la espuma es la fracción de partículas que entran en la fase de la espuma que se suman al concentrado, en lugar de caer de nuevo en la pulpa, según Finch. La recuperación de la espuma puede ser un factor limitante para el desempeño de flotación global. La inestabilidad de la espuma ha sido la causa principal para la baja recuperación de la espuma, especialmente en las celdas agotativas, donde la espuma es poco mineralizada y se colapsa rápidamente (14). La medición directa de la recuperación de la espuma sigue siendo problemática, aunque algunos han desarrollado técnicas; un métodos indirectos se han desarrollado para cuantificar la recuperación de la espuma, utilizando indicadores tales como el tiempo de retención de la espuma (FRT), y la vida media de la espuma.
23
La espuma estable asegura la alta recuperación de la espuma, mientras que la espuma que muestra un rápido colapso de la burbuja es responsable de una menor recuperación. Una relación inversa se ha encontrado entre la recuperación de la espuma y el tiempo de retención de la espuma, FRT (30):
𝑅𝑓 = 𝑒−𝛽∗𝐹𝑅𝑇
Ecuación 2. Tiempo de retención de la espuma vs recuperación.
Donde β es una constante a dimensional, relacionada con las propiedades
físicas y químicas de la espuma. Se propuso una modificación (14) de la ecuación en la que también se considera el tiempo de vida media de la espuma como una medida de la estabilidad de la espuma:
𝑅𝑓 = 𝑒
−𝛽∗(𝐹𝑅𝑇
𝑡12
)
Ecuación 3.Tiempo de retención de la espuma vs recuperación y tiempo de vida media.
Esta relación permite a la recuperación de la espuma estar relacionada con dos indicadores medibles de la fase de la espuma (tiempo de retención de la espuma y el tiempo de vida media de la espuma). Sin embargo, no debe olvidarse que las ecuaciones son también empírica, y factores tales como concentración del espumante y de sólidos en suspensión no se incluyen directamente en la ecuación.
1.2.6.2. Espuma y Selectividad
En el proceso de flotación de minerales, el objetivo es maximizar la
recuperación y el grado de minerales valiosos. En la flotación gruesa se busca
que la mayor parte de los minerales de valor se recuperen y se usa una cama
de espuma relativamente poco profunda, causando así, la alta recuperación
de la ganga. En la flotación de limpias, el espesor de la cama de la espuma es
normalmente mayor, esto disminuye a su vez la recuperación de agua, y
contribuye eficazmente al rechazo de los minerales de ganga hidrófilos. El
efecto de limpieza se puede mejorar por el lavado de la espuma.
El flujo de aire de una celda, así como la profundidad de la espumase utilizan
generalmente como variables de control para ajustar la recuperación y el
grado. Se ha demostrado que para las condiciones particulares de
funcionamiento, la curva de grado/recuperación se desplaza hacia los grados
más altos de concentrado cuando el flujo del aire se reduce en la celda, como
se muestra en la gráfica 3. Para un grado dado de pulpa, aumentando la
profundidad de la espuma aumentara el grado de concentrado, pero al mismo
24
tiempo disminuye la velocidad de arrastre. Ata y compañía han sugerido 40 a
50 cm de profundidad mínima de la cama de espuma para un medio de
partículas hidrófobas (31).
También se hade mostrado que la separación selectiva y la purificación de
concentrados de rutilo y circón, en columnas de flotación, dependen de la
profundidad de la espuma, y los resultados óptimos de producción se han
reportadoa45-50 cm, como lo muestra la gráfica 4. (32).
Gráfica 3.Efecto de la Cama de la Espuma Sobre la Flotación del Cobre
Gráfica 4.Efecto del Tamaño de la Cama de Espuma sobre la Selectividad y Purificación del Rutilo
25
1.2.6.3. Agua de Lavado de Espuma
El uso de agua de lavado en las columnas de flotación está muy extendido. El agua de lavado se añade a la espuma para crear un flujo de líquido hacia abajo a través de la espuma. Cuando el flujo de agua de lavado es mayor que el flujo de agua en el concentrado, se conoce como una "desviación positiva '. Por otro lado, una "deviación negativa 'se produce cuando el flujo del agua de lavado es menor que el flujo del agua del concentrado. El flujo del agua de lavado es una de las variables clave en las columnas de flotación. Curiosamente, en las minas de zinc de perro rojo en Alaska, se ha logrado una reducción del 36% en la recuperación de ganga sólo mediante la modificación de los distribuidores de lavado con agua, sin una disminución significativa en la recuperación de minerales valiosos (33). En general, el lavado de espuma tiene tres funciones: limpieza en la flotación de la espuma, la dilución de la pulpa, y derribar la espuma de las burbujas de gran tamaño. El agua de lavado es más adecuada para celdas de limpieza y celdas de re-limpieza. En los sistemas de flotación en los que el agua de lavado no se usan normalmente (tales como celdas mecánicas), la selectividad de flotación se basa en la química del espumante y su capacidad para producir una espuma relativamente seca. Ata y compañía, Honaker y Ozsever ,y Seaman y compañía, demostraron que la fase de la espuma puede ser selectiva con respecto al tamaño de partícula, la gravedad específica y la hidrofobicidad, especialmente en columnas de flotación. Yianatoset y compañía han informado que la velocidad de desprendimiento de partículas hidrofóbicas débiles es mayor que la de las partículas hidrófobas fuertes. Dippenaar encontraron una correlación entre el tamaño y la hidrofobicidad de las partículas en suspensión y la desestabilización de la fase de la espuma por la ruptura de la película.
1.2.6.4. Reología de la espuma
La Reología de la espuma se cree que es una característica importante de la
misma, ya que puede afectar a la movilidad de las burbujas y su estabilidad.
Esta hipótesis se demuestra con la observación de que en las plantas de
flotación, los operadores experimentados usan los dedos para probar si la
espuma es o no "viscosa". La información de la "viscosidad" de la espuma a
menudo se utiliza para ajustar las variables de funcionamiento de flotación.
Se observó una correlación entre la reología de la espuma y el tiempo de
retención de la espuma, es decir, el agua que asciende en la espuma y el
grado de concentración (34).
26
1.2.6.5. Interacción del Colector y la espuma
Se ha demostrado que el rendimiento de la flotación se basa en la interacción
entre el espumante y el colector. Un aumento en la recuperación y grado de
recuperación de fosfato se observó mediante la sustitución del
acondicionamiento del agua (sustituyendo el agua que contiene colector
residual) con agua del grifo en la flotación de columna. Sin embargo, en
presencia de agua acondicionada, junto con un espumante aniónico (alquil
éter sulfato de sodio), el rendimiento de flotación se deterioró. Esto ha sido
confirmado mediante pruebas de dos fases (en ausencia de partículas) donde
los valores del aire ascendente comenzó a disminuir debido a la adición de
una pequeña cantidad de colector en presencia de espumante aniónico (35).
El volumen de espuma generada en la celda de flotación en condiciones
estándar de funcionamiento se refiere a menudo como la capacidad del
espumante para generar espuma. La capacidad para generar la espuma está
influenciada por el tipo de colector y espumante usado. Por ejemplo, la
capacidad para generar la espuma normalmente aumenta con el número de
átomos de carbono en el radical hidrocarburo hasta 6 o 7, y luego se reduce
drásticamente cuando la cadena de hidrocarburos tiene más de 8 átomos de
carbono. Un xantato con menos de 6 átomos de carbono en el grupo alquilo no
produce espuma solo, mientras que un xantato octilo producirá espuma por sí
mismo, pero la espuma disminuirá si se mezcla con alcohol. Mezclando un
xantato de cadena más larga (amilo) con un alcohol de cadena corta, se
aumentara el volumen de la espuma. La estabilidad de la espuma aumenta
fuertemente cuando se combina amil xantato con un alcohol que contiene de 7
a 8 átomos de carbono en el radical hidrocarburo. Los Xantatos con una
longitud de cadena más corta (etil) disminuirán la estabilidad de la espuma
combinados con alcoholes con 5 o menos átomos de carbono (2).
En la flotación con ácidos grasos, ciertos espumantes de tipo alcohol, tales
como aceites de pino, ácido cresílico, actúan como modificadores de la
espuma. Por ejemplo, la mezcla de aceite de ácido graso mezclado con un
espumante alcohol cíclico tal como el aceite de pino produce una espuma que
ha mejorado las propiedades de carga y el colapso después de la descarga.
En la flotación catiónica con aminas, la adición de espumante además de la
amina, reduce el consumo de colector y mejora la velocidad de flotación (2).
27
1.3. Caracterización del Espumante
El espumante M91-F se analizó con un equipo de infrarrojo marca Thermo
Scientific modelo NICOLET iS10, para tener una idea de su composición
química y su porcentaje, tal como lo muestra la gráfica 5, en donde se observa
que los picos indican hidrocarburos alifáticos indicados en color morado y
alcoholes alifáticos secundarios indicados en color verde.
Gráfica 5. Espectro Infrarrojo del Espumante M91-F.
28
También se compararon los espumantes M91 (en color verde) y M91-F (en
color rojo) resultando muy similares en su composición, pero en diferente
concentración, tal y como se muestra en la gráfica 6.
Lo que confirma que el espumante es una mezcla principalmente de MIBC, así
como de aceite de pino y agua en menor proporción, con el M91 un poco más
diluido, pero siendo prácticamente de los mismos compuestos. Al analizarlo
también se buscó en la biblioteca del sistema del equipo como muestra la
gráfica 7 para compararlo con otros compuestos analizados en ese mismo
equipo.
Gráfica 6. Espectros Infrarrojos de los espumantes M91 (verde) y M91-F (rojo)
29
El programa confirma que el espumante M91-F tiene una mayor concentración
de MIBC al tener un mayor parecido entre las lecturas de este y el MIBC
incluso mayores que el M91.
El programa confirma que el espumante M91-F tiene una mayor concentración
de MIBC al tener un mayor parecido entre las lecturas de este y el MIBC
incluso mayores que el M91.
El MIBC es usado ampliamente como espumante en la flotación de minerales sulfurados de cobre. Se utiliza también con una mezcla con otros espumantes cuando se requiere de una espuma más resistente. La velocidad de la espuma del MIBC es mayor que la obtenida con otros espumantes. Esta menor persistencia es ventajosa en aquellos casos en que desea obtener un manejo adecuado de los concentrados en instalaciones en las cuales un exceso de espuma no es muy recomendable. El MIBC permite un excelente control del proceso de flotación porque no tiene características colectoras (2).
Gráfica 7. Comparación del Espectro Infrarrojo del Espumante M91-F en la Biblioteca del Laboratorio
de la Planta Concentradora de la mina "La Caridad"
30
1.4. Distrito Minero de Nacozari
El distrito minero de Nacozari, cubre un área de aproximadamente 200 km2,
está localizada al noreste del estado de Sonora, 185 km al sureste de
Cananea, 256 km al sureste de la ciudad de Hermosillo, (Capital del estado).
Estos centros de población se encuentran intercomunicados por una
carretera pavimentada y un ferrocarril. Como medio de comunicación, se
encuentra también con una pista de aterrizaje pavimentada de 2500 m de
longitud propiedad de Mexicana de Cobre.
Las actividades mineras en la región se remontan hasta el año de 1886, en el
cual, la empresa norteamericana Moctezuma Cooper Co, inicio la explotación
de la mina de cobre “Los Pilares”, promoviendo la economía de la región
hasta el año de 1949 cuando la producción se volvió incosteable, debido a los
bajos precios de los metales, provocando en cierre de la mina. En 1968, el
Consejo de Recursos Naturales No Renovables utilizando recursos de la
Organización de Naciones Unidas, inicio una expedición sistemática del
distrito de Nacozari de García; resultando la localización del yacimiento
denominado “La Caridad”.
Figura 4. Ubicación de la Mina "La Caridad"
31
1.4.1. La mina
La Caridad es un complejo minero que produce concentrados de cobre y
molibdeno. Ubicada a unos 23 km al sureste de la ciudad de Nacozari de
García en el estado de Sonora, tal como lo indica la figura 4.
La mina se descubrió en 1968, cuando un grupo de ingenieros y geólogos
realizaran los reconocimientos y estimaciones necesarios para determinar la
calidad del mineral, la cantidad que podría haber y la localización de los
depósitos para las primeras perforaciones, con su esfuerzo se concibió la
concesión para la exploración y explotación del yacimiento, que contaba con
una expectativa de 20 años. Lo anterior dio origen a un convenio en 1968
entre el gobierno mexicano y la empresa Asarco Mexicana, en el cual esta
última se comprometía a un programa de exploración intenso y detallado,
iniciándose una serie de eventos importantes que le prosiguieron.
En 1974 se hace la primera voladura en la zona denominada vértice 13, en
1976 se instala la concentradora y se construye la presa de Jales, al siguiente
año se instalan las celdas de flotación en la planta concentradora, y en 1979
se inaugura el Complejo Mina Concentradora por el Presidente José López
Portillo, al año siguiente inicia operaciones la Planta de Cal y tres años
después se inaugura la Planta de Molibdeno. Con buen rumbo en 1986 se
amplía la concentradora de 72,000 a 90,000 toneladas (T) diarias. Y no es sino
hasta 1995 que se inaugura la Planta de Hidrometalurgia con capacidad de
21,900 T anuales de cobre catódico. Después de 44 años, la mina “La
Caridad” es considerada una de las reservas de cobre más importante del
mundo.
1.4.2. Yacimiento:
El yacimiento de pórfidos de cobre-molibdeno de La Caridad se presenta
exclusivamente en rocas ígneas intrusivas felsíticas a intermedias y en sus
brechas respectivas. Rocas de diorita y granodiorita alojan el mineral. En
estas rocas hay intrusiones porfídicas de monzonita de cuarzo y numerosos
macizos con brechas, que contienen fragmentos de todos los tipos de rocas
más antiguas.
El enriquecimiento supergénico consiste en el reemplazo total a parcial de
calcocita (Cu2S) por calcopirita (CuFeS2). La zona de enriquecimiento
32
supergénico toma la forma de una capa plana y tabular con un diámetro
promedio de 1,700 m y que, por lo general, tiene un espesor de 0 a 90 m.
El mineral con valor económico se encuentra en forma de sulfuros
diseminados en la parte central del yacimiento. Las brechas intrusivas son las
que tienen cavidades llenas de sulfuros en mayor abundancia. Esta
mineralización en las cavidades de las brechas se da como agregados de
sulfuros que se han cristalizado en los espacios que separan los clastos de las
brechas. Cerca de los bordes del yacimiento, la mineralización se da casi
exclusivamente en las venillas. Los minerales incluyen calcopirita (CuFeS2), la
calcosita (Cu2S) y la molibdenita (MoS2).En la tabla 1 se muestra las especies
mineralógicas presentes en la mina “la Caridad” obtenido de COREMI.
Tabla 1. Especies Mineralógicas Presentes en "la Mina La Caridad"
Nombre de Yacimiento
Tipo de Yacimiento
Roca Encajonante
Mineralogía Leyes
(%) Reservas
(ton)
La Caridad Pórfido
Cuprífero Pórfido
Granítico
Pirita, Calcopirita, Molibdenita, Calcosta,
Covelita, Bornita, Malaquita, Azurita,
Cubanita.
Cu:0.7 Mo:0.12
800 millones
Pilares Chimenea (Brecha
Pipe)
Lutita-andesita Pórfido
Dioritico
Pirita, Calcopirita, Molibdenita, Esfalerita,
Galena, Calcosta, Malaquita, Azurita,
Cubanita, Lollinginita.
Cu: 0.7 800
millones
El yacimiento tiene tres zonas identificadas de mineralización que se pueden
observar en la figura 5:
1. Zona de Oxidación.- esta zona se identifica en la figura 2 con color
café, es la capa externa del yacimiento, se caracteriza por óxidos de
tipo limonita, con valores bajos de Cobre.
2. Zona de Sulfuros Secundarios o Supergeneticos.- esta zona se
identifica en la ilustración 2 de color rojo, verde, amarillo y naranja, es
la más rica en cobre debido a su alto contenido en calcosita (mineral
con hasta 80% de cobre). Esta zona aparece desde los 10 metros hasta
los 150 metros, y con una ley de cobre intermedia entre 0.3% hasta
2.0% de cobre.
33
3. Zona de Sulfuros primarios.-esta zona se encuentra por debajo de la
zona de sulfuros secundarios, se muestra en la ilustración 2 en color
amarillo y naranja, con un poco de rojo, se reconoce por la disminución
de calcosita y aumento de calcopirita y pirita, a mayor profundidad se
empieza a enriquecer de alteraciones potásicas ricas en molibdeno a
partir de la pegmatita y de la molibdenita en forma de hojuelas.
También se encuentran Biotita y cuarzo alojados en los huecos de las
brechas. Los valores de Molibdeno van de 0.05% a 0.8 % o incluso
llegan a más de 1%, con valores de Cobre de 0.25% a 0.4%.
Figura 5. Zonas Identificadas de Mineralización en el Yacimiento de la mina "la Caridad"
34
1.4.3. Explotación de la mina:
La mina se explota a cielo abierto, con una superficie de 2.6 km2 a una altura
de entre 1365 y 2680 m sobre el nivel del mar, el yacimiento se extrae por el
sistema de tajo, con bancos de 15 metros de altura, que se forman al remover
con equipo mecánico el mineral previamente aflojado con explosivos; después
de realizarse la voladura inicia el proceso de cargado con 4 palas PyH, 2
Bucyrus y dos cargadores frontales. El acarreo de mineral se hace mediante
camiones de carga de 170, 200 y 240 tm secas de capacidad, los cuales
envían el material de acuerdo a su ley, como se ve en el diagrama 3. El
movimiento de los materiales se planea a corto, mediano y largo plazo,
mediante la aplicación del sistema Mine Sight usando el sistema Dispatch, que
incluye sistemas computarizados y GPS alimentados por elevamientos
topográficos con taquímetro electrónico, logrando una optimización en el
tiempo para la programación diaria de movimientos de materiales aproximada
de 320,000 tm diarias.
El yacimiento se distribuye según el contenido de cobre en él, dividiéndolo en
tres grupos, tal y como lo muestra el diagrama 3:
Mineral de alta ley cuyas leyes son superiores a 0.32% de cobre, y el
cual se envía a la planta concentradora en un rango de 90,000 a
120,000 toneladas diarias.
Material con ley con intervalos de entre 0.32% y 0.15% de cobre, el
cual se envía a patios de lixiviación de la planta hidrometalurgica en un
intervalo de 60,000 a 80,000 toneladas diarias.
Material de tepetate o baja ley, inferior a 0.15% de cobre, este material
se envía a terrenos de tepetate.
35
Diagrama 3. Explotación de la Mina
36
1.4.4. Planta Hidrometalurgica ESDE
La planta de Extracción por Solventes y Depositación Electrolítica se creó con
el fin de procesar el mineral de baja ley que se encuentra en el yacimiento, ya
que este no puede ser tratado por el proceso de concentración por su
incosteabilidad. La planta ESDE tiene una capacidad de producción de 70,000
t / año con una pureza del 99.999%.
Lixiviación.
El proceso comienza en los patios de lixiviación, en los cuales se lleva a cabo
el lento proceso de disolución del ion cobre del mineral predominantemente
de sulfuro secundario (Calcocita): el mineral lixiviable es apilado en terrazas
de 15 metros, construidos artificialmente dándoles una geometría de pirámide
truncada sobre grandes extensiones de terreno, que son mojados mediante
aspersores con una solución acida ferrocuprifera con el fin de obtener una
solución acuosa rica en concentrado del metal de interés llamada “Licor”, el
agente lixiviante usado es el ácido sulfúrico en concentración de 10 a 12 gL-1,
que es aplicado mediante un sistema de líneas y bombeo que lo transporta
desde la pila de colas hasta las diferentes aéreas de riego con una difusión de
0.3 a 0.4 L/min•m2. El “Licor” es depositado en los represos donde es
bombeado hasta los trenes de extracción por solventes.
Extracción por Solventes.
El proceso sigue con la extracción por solventes que tiene como propósito
concentrar y purificar la solución acuosa alimentada de cobre para producir
una solución electrolítica de alimentación al proceso de electrodepositación,
esto es: concentrar la solución acuosa de nuestros patios de lixiviación de 2 g
de Cu/L. a 40 g de Cu/L.
El proceso de extracción por solventes empieza al poner en contacto la
solución acuosa con una solución orgánica (mezcla de 92% keroseno y 8% de
reactivo LIX) mediante una etapa de agitación primaria y una etapa de
agitación secundaria con mezcladores, ocurriendo la reacción química de
extracción:
(2𝑅𝐻)𝑜𝑟𝑔. +(𝑀+2 + 𝑆𝑂42−)𝑎𝑐𝑢𝑜𝑠𝑜 → (𝑅2𝑀)𝑜𝑟𝑔. +(2𝐻+ + 𝑆𝑂4
2−)𝑎𝑐𝑢𝑜𝑠𝑜
37
Donde R es el extractante orgánico, H+ el ion hidrogeno, M2+ el catión metálico
divalente y SO42- el ion sulfato. Dada la selectividad del reactivo orgánico LIX
N984 que son oximas, se obtiene un complejo con los iones de cobre, esto se
ve afectado si la concentración de cobre en la solución acuosa baja, ya que al
no encontrar iones de cobre, el extractante tomara los iones de otros
elementos metálicos con valencia igual, tales como hierro, calcio, magnesio,
etc. Después de la extracción la solución acuosa es enviada a la pila de colas
donde regresa al circuito de lixiviación.
Una vez obtenido el orgánico cargado del ion cobre, sigue el despojo del
orgánico mediante una solución electrolítica con una concentración alta de
ácido (180 g/L).
Cada vez que son puestas en contacto y mezcladas las soluciones en las dos
etapas (extracción y despojo), estas soluciones son arrojadas a los
asentadores donde se llevara a cabo la separación de fases por diferencia de
densidades. La planta de extracción por solventes está compuesta por tres
trenes conformados por dos etapas de extracción y dos de despojamiento por
cada tren, en cada etapa de extracción se cuenta con un agitador primario y
un agitador secundario, en cada etapa de despojo se cuenta con un solo
agitador primario exclusivamente, en las etapas de extracción se tiene doble
agitación, debido a que se requiere mayor tiempo de contacto entre la
solución orgánica y la solución acuosa.
Electrodepositación
El propósito de la depositación electrolítica (ew) es producir cátodos
electrowon de cobre de grado Comex para su venta. La planta de
electrodepositación produce cobre metálico de una solución electrolítica
conteniendo sulfato de cobre y ácido sulfúrico. Consiste en hacer pasar la
corriente eléctrica a través de las 94 celdas electrolíticas conectadas en serie
para depositar el ion cobre contenido en la solución de sulfato de cobre en
una placa de acero inoxidable 316L denominadas cátodos por un tiempo de
seis días en promedio, durante el cual se liberan vapores de hidrogeno y
oxigeno debido a la reacción química, ya que cuando la corriente directa
entra en un ánodo insoluble, esta pasa a través del electrolito hacia el cátodo
de acero inoxidable y el oxígeno es liberado, el hidrogeno remanente en el
acuoso en un estado iónico incrementa la acidez en el electrolito. El oxígeno
forma gas que sale en forma de burbujas de las celdas, así el ion sulfuro no se
ve envuelto en la reacción:
38
𝐶𝑢+2 + 𝑆𝑂4−2 + 𝐻2𝑂 + 2𝑒− → 𝐶𝑢0 + 2𝐻+ + 𝑆𝑂4
−2 + 1/2𝑂2
La energía requerida para producir un kilo de cobre es de 843.3 A-h
teóricamente, es decir, bajo un proceso con 100% de eficiencia, pero bajo
condiciones normales de operación la eficiencia total es de aproximadamente
95%, dando un total de 887.68 A-h. La planta trabaja con una densidad de
corriente de 236 A/m2, y cuenta con un sistema de intercambio de calor entre
el electrolito pobre y el electrolito rico en cobre, ya que la temperatura es
esencial para que el proceso de electrodepositación se lleve a cabo.
La concentración máxima de hierro en el electrolito debe ser menor a 3 g/L. ya
que afecta de manera impórtate la eficiencia de corriente debido a que se
deposita en el cátodo. Como consecuencia, el electrolito se debe purgar de
hierro y se le debe añadir una cantidad extra de ácido sulfúrico para poder
regresar el electrolito pobre al circuito de despojo.
El sulfato de cobalto (CoSO4) es usado en el proceso de electrodepositación
en concentraciones de 100 a 150 ppm, para producir una dura capa de óxido
que se adhiere a la superficie de los ánodos, dicha capa sirve para extender la
vida útil de los ánodos, minimizando su corrosión y previniendo la
contaminación del cátodo por plomo.
También se agrega Guartec al electrolito en las celdas de electrodepositación
para mejorar la calidad en la depositación del cátodo, ya que provoca una
depositación densa de cobre con una mínima cantidad de impurezas.
1.4.5. Planta Concentradora
La planta concentradora tiene una capacidad de 91,000 toneladas métricas
secas (tm) de mineral diarias, cuenta con un sistema experto que incluye un
sistema de control automático computarizado.
Trituración
El mineral con porcentaje de cobre mayor a 0.32% es enviado desde el tajo a
la trituración primaria por camiones de carga de 200 y 240 tm secas, que
vacían su contenido en dos quebradoras de cono giratorio marca Allis
Chalmers de 60x89 pulgadas, que reducen el material de 80 pulgas a un
tamaño menor a 7 pulgadas y 3.69% de humedad. El mineral reducido es
descargado en dos tolvas, estas tolvas alimentan a dos alimentadores de
39
placas Stephens-Adamson de 96 pulgadas de ancho por 27 pies de largo. El
mineral reducido es enviado al almacén de mineral grueso con capacidad viva
de 204,000 tm húmedas, mediante la banda más larga del complejo minero, la
banda A2 que transporta el mineral y lo deja caer formando un cono invertido
en la parte superior del almacén, a casi un kilómetro, como se muestra en el
diagrama 4.
El mineral almacenado forma un cono invertido, tal y como lo muestra el
diagrama 2, formando así una separación natural, ya que debajo de su centro
se puede enviar mineral más fino a la trituración secundaria, o más grueso si
se toma de las orillas, esto se logra por medio de la distribución de 8
alimentadores de placa Pettibone Universal de 48 pulgadas por 12 pies
localizados en 2 túneles donde el material es descargado en dos bandas
transportadoras de 60 pulgadas de ancho (las bandas 3A y 3B) , los
alimentadores del fondo tiene más mineral fino, ya que están más cerca del
centro del almacén. El material grueso se usa para limpiar el equipo.
La Planta de Trituración Fina cuenta con dos circuitos homólogos a cada lado,
a continuación se describe el circuito A, con ayuda del diagrama 5, a
sabiendas que el circuito B trabaja de la misma manera. La banda 3A alimenta
a un distribuidor que mantiene a 3 tolvas con capacidad de 60 toneladas cada
Diagrama 4. Trituración Primaria
40
una, que a su vez alimentan a 3 cribas vibratorias marca Tyler con 2 camas de
cribado: cribado superior de 2.5 pulgadas de abertura y cribado inferior de ½
de pulgada. Lo que sea menor a 3/8 de pulgada, cae a la banda “9A” que
encamina el material al almacén de finos Lo que es mayor a 3/8 de pulgada
pasa a la trituración secundaria que consiste en 3 quebradoras de cono MP-
800. Lo que sale de la trituración secundaria cae a la banda transportadora de
72 pulgadas de ancho “5A”, la cual alimenta a un carro distribuidor que
alimenta a 10 tolvas en la planta de cribado.
En la planta de cribado las 10 tolvas alimentan cada una a una criba vibratoria
marca TYLER con dos camas: cribado grizzli es de 2.4 pulgadas de abertura y
cribado de mallas tensadas de 0.5 pulgadas de abertura. Lo que pasa a través
de las mallas va a almacén de finos y lo que no es el mineral recircularte, que
regresa a la planta de cribado por medio de la banda transportadora “7A” que
distribuye el mineral en 6 tolvas de compensación de 2700 tm húmedas vivas.
Bajo cada tolva se encuentra una banda de alimentación de velocidad
variable, para alimentar a cada trituradora terciaria.
Diagrama 6. Circuito de Trituración Fina, Lado A
41
La trituración terciaria consiste en 6 quebradoras marca Allis Chalmers y 1
marca Boliden/AllisChalmers, de 3x84 pulgadas operando en circuito cerrado.
Lo que sale de la trituración Terciaria regresa a la planta de Cribado, lo que
pasa a través de las mallas de cribado va al almacén de finos, lo que no, es de
nuevo recirculado a la Trituración Terciaria. Diariamente se recircula 50,000
toneladas de material. A continuación en la Tabla 2 se describen las
características del equipo usado en la Trituración Fina:
Tabla 2. Equipo usado en Trituración Fina
Equipo Marca Tamaño Función Cantidad Características
Cribas vibratorias primarias
Tyler 6x16 pies
Separación primaria del
material menor de ½ pulgada.
6
Excentricidad de flecha de 3/16 de pulgada, Trabaja a
860 RPM máximo a 20º. Capacidad de 1000 TM/H.
Quebradoras de cono
secundarias
Metso MP-800
-
Reducir el mineral grueso a un
tamaño menor a 3 pulgadas.
6 Macle de posición fija. Trabaja
con amperaje de 29, con presión de 200 psi.
Cribas vibratorias
secundarias Tyler
8x20 pies
Separación secundaria del
material menor de ½ pulgada.
20 Trabaja a 860 RPM máximo a
20º.
Quebradoras de cono
terciarias
Allis Chalmers
- Reducir el mineral
recircúlate a ½ pulgada.
12 Macle de posición móvil.
Trabaja con amperaje de 62.5, con presión de 520 psi.
La planta de trituración fina tiene una alta eficiencia de operación debido al
uso del sistema experto que ayuda a controlar el proceso, este sistema
consiste en el monitoreo a cada momento de las quebradoras, las bandas
transportadoras, los sistemas hidráulicos y otros equipos, obteniendo una
serie de datos que son procesados en el programa para optimizar las
acciones de control de proceso.
La planta de Trituración Fina produce 5,200 toneladas por hora, que es
enviado a en una sola banda al almacén de finos que tiene una capacidad de
298,000 tm secas, en el Diagrama 6 se muestra el proceso resumido de la
Trituración Primaria y Fina.
42
Molienda.
En el almacén de finos el mineral es enviado por 36 orificios de salida de 40
pulgadas por 10 pies, a una banda transportadora de 48 pulgadas por 469
pies y que distribuye constantemente a 12 molinos el mineral fino, tal y como
lo muestra el Diagrama 7.
Los 12 molinos, marca Dominion con capacidad de 300-345 t/H, muelen
91`000 toneladas diarias de mineral, cada molino opera en circuito cerrado
con ciclones Kreds D-26. En la molienda se busca liberar el mineral a un
tamaño de 240 micras, con un 80 por ciento de eficiencia el cual pasa a
alimentar los bancos de flotación.
En la molienda se agregan los reactivos Teuton 609, Teuton 1018, y AP-8944,
en la pulpa que sale del proceso de molienda se adiciona el espumante,
además de lechada de cal, ya que el proceso de flotación se lleva a cabo con
un pH de 11.3, también se agrega agua para tener una pulpa con un 30% de
sólidos.
Diagrama 7. Trituración Primaria y Trituración Fina, con sus Almacenes
43
Los molinos están alineados uno al lado de otro, y la mitad de ellos alimentan a
la sección I de flotación y los otros 6 a la sección II, en el diagrama 7 se ilustra
el proceso de flotación dentro de la planta concentradora. Las características
de los molinos y los ciclones se muestran en la tabla 3.
Tabla 3. Características de los equipos de molienda y remolienda.
Equipo Marca Tamaño Función Cantidad Características
Molino Primario
Dominion 16.6x24
pies
Moler el mineral fino a un P80 de 240
micras.
12
Capacidad de 345 T/H, usa bolas de 3, 3.5 y 3.25
pulgadas, con motor de 4,000 hp
Hidrociclon Kreds D-26 Separa el
mineral menor de 240 micras.
24 Dos por molino, uno en
uso y otro por repuesto.
Molino Remolienda
Dominion 10x24 pies
Moler la pulpa a un tamaño
de P80 de 180 micras.
4 Usa bolas de 1.5 pulgada
con motor de 1100 hp,
Hidrociclon Remolienda
Kreds D-215 Separa el
mineral menor de 180 micras.
6 Se usan 3 hidrociclones por cada dos molinos de
remolienda.
Diagrama 8.Molienda de la Sección I y II
44
Concentración.
En la flotación primaria, con el mineral en la pulpa de 240 micras, se hace una
flotación Bulk, donde se flota del 85 al 90% de cobre y del 80 al 85% del
molibdeno, esto debido a que se busca ahorrar energía al moler a un tamaño
mayor al tamaño de liberación de los minerales de interés, ya que la molienda
es la parte del proceso que ocupa más energía, y por lo tanto, la más costosa.
Cada sección de flotación está compuesta, como indica el diagrama 8, de 5
bancos primarios de flotación, cada banco primario cuenta con 10 celdas de
flotación marca OUTOKUMPU de 1350 pies cúbicos de capacidad, las colas
de cada banco de flotación primaria pasa a su respectivo banco de celdas
WEMCO de 1,000 pies cúbicos cada una, las colas de las celdas WEMCO se
van a los espesadores de colas, y los concentrados se van a la remolienda.
La remolienda consiste en dos pares de molinos marca Dominion, operando a
circuito cerrado con ciclones Kredbs D-15, actualmente en proceso de
modificación por una batería de 3 ciclones D-26 por molino. La pulpa remolida
pasa a hidrociclones para dividir el mineral grueso del mineral fino, el mineral
fino va a las celdas de limpias y el grueso entra a la remolienda de nuevo. Con
la remolienda se busca liberar el mineral de interés, ahora que ya se ha
separado la mayor parte de él, del material ganga.
Diagrama 9. Circuito Completo de Flotación en la Planta Concentradora.
45
La nueva pulpa pasa a los 8 bancos de celdas marca OUTUKUMPU de limpias
y agotativas marca Denver de 500 pies cúbicos, esto es: primero pasa a las
celdas de la primera limpia cada banco cuenta con 4 de ellas, el concentrado
de la primera limpia pasa a las celdas de la segunda limpia, las colas de la
primera limpia pasan a las celdas agotativas. El concentrado de las celdas de
la segunda limpia es enviado al espesador de concentrado y sus colas son
enviadas a la remolienda. En las agotativas, el concentrado regresa a
remolienda y sus colas son enviadas a los espesadores de colas. Las celdas
de las limpias y agotativas también son marca OUTUKUMPU.
Los reactivos que se muestran en la tabla 4 son esenciales para que se lleve a
cabo el proceso de flotación, entre ellos se encuentra el espumante M91, que
es el reactivo a comparar en este trabajo. Su uso se remonta a mediados del
año 2007 cuando bajo pruebas de laboratorio y a nivel planta, demostró ser
más efectivo en el proceso de flotación que el espumante antes usado, una
mezcla de 40:60 de CC1065 y MIBC respectivamente, al obtener un
incremento de 0.7% de cobre y 4%de molibdeno de recuperación a nivel
laboratorio y a nivel planta los incrementos fueron desde 0.84% hasta 1.62%
de recuperación de cobre y de 1.46% hasta 6.17%de recuperación de
Molibdeno.
Tabla 4. Reactivos de Planta Concentradora.
Reactivo Descripción Etapa de Adición Función
Cal Oxido de calcio Molienda, séptimas, remolienda Deprime Fe y regulador de pH (eleva el pH entre
11.3-11.5)
AP8944 Molienda Colector de Cu
Flex 31 Xantato
Isopropilico de Sodio
Alimentación a flotación primaria, terciaria, séptimas y celdas
Wemco Colector de Cu y Mo
Teutón 1018
Mezcla de Hidrocarburos
Molienda, alimentación a flotación, primeras, terceras,
séptimas limpias y celdas Wemco Colector de Mo
Teutón M91
Mezclas de Alcoholes
Alimentación a flotación Espumante
Teutón 609
Sales Inorgánicas y Orgánicas
Molienda Modificador de
superficie
Teutón 721
Polímeros Policarboxílicos
Tuberías de agua Anti-incrustante
Las colas de las celdas WEMCO y de las celdas agotativas se combinan para
formar la cola final de la concentradora y estas son espesadas en 6
espesadores de pulpa, 5 de 350 pies y 1 de 500 pies de diámetro, previo a
enviarse por gravedad a la presa de jales.
46
1.4.6. Planta de Molibdeno
El concentrado final Bulk de la planta concentradora antes descrita es
enviado por gravedad a dos espesadores de la planta de Molibdeno de 160
pies de diámetro. En esta planta a través de un proceso de flotación selectivo,
donde se flota el molibdeno y se deprime el hierro y cobre, es donde se
produce el concentrado de Molibdeno y el concentrado de Cobre es
rechazado y enviado para planta de filtros. En el diagrama 9 se muestra el
circuito de flotación general usado en la planta de molibdeno.
Diagrama 10. Circuito Completo de Planta de Molibdeno
47
Luego del espesador de cobre-molibdeno, la pulpa es enviada a tres tanques
homogeneizadores, para airear la pulpa y quitar los efectos de los reactivos
usados en la concentradora.
La sección de flotación consta de una flotación primaria y ocho etapas de
limpieza. El molibdeno es un hidrofóbico natural, flota solo con espumante,
pero los sulfuros de Cobre y Hierro también flotarían, así que se usa pH de
entre 7.5 a 7.8 bajado con ácido sulfúrico, para poder usar ferrocianuro de
sodio e hidrosulfuro de sodio (NASH) como depresor de pirita, pirrotita,
arsenopirita, calcopirita y la mayoría de los minerales sulfurados, excepto
galena, que suele ser el causante de que el producto de Molibdeno sea
castigado, debido a una alta concentración de Plomo en su contenido (menor
a 0.04%). También se suele usar ferrocianuro para deprimir el Cobre. El
cianuro se agrega en las limpias 5ª y 8ª con un flujo de 400 mililitros por
minuto.
El concentrado de molibdeno es espesado en un espesador de 40 pulgadas,
para posteriormente, de ser necesario, ser lixiviado con cianuro de sodio en 4
tanques agitadores con capacidad para 22 toneladas cada uno, y finalmente
el concentrado de Molibdeno es filtrado en dos filtros giratorios y secado por
dos hornos horizontales de tornillo infinito alimentados por Keroseno a
temperatura de 380ºC ya que el porciento de humedad debe ser menor a 8%
peso.
Tabla 5. Reactivos Usados en la Planta de Molibdeno.
Finalmente el concentrado es empacado mediante un alimentador en súper
sacos o maxi sacos de aproximadamente 1.5 a 2 toneladas húmedas. Los
súper sacos se acumulan en el patio para su posterior embarque, El
concentrado final debe de tener en porciento peso: Mo≥50%, Fe y Cu≤1% y
Pb≤0.03%. La planta de Molibdeno produce 19,000 tm secas de concentrado
de Molibdeno al año como producto terminado.
Reactivo Descripción Etapa Función
PAS Ferrocianuro de sodio
Flotación primaria Depresor de sulfuros de Cu y Fe
NaSH Hidrosulfuro de sodio
Limpias Depresor de sulfuros de Cu y Fe
H2SO4 Ácido sulfúrico Todo el proceso con PAS
Regulador de pH, flotación primaria 11, limpias 7.75
Na2S Disulfuro de sodio Limpias Sustituto de NaSH
48
Los reactivos usados en planta de Molibdeno varían según el contenido de la
alimentación, dependiendo de la cantidad de impurezas contenidas en la
alimentación es el proceso que se sigue, por ejemplo, con calcopirita alta se
usa NASH, y con calcopirita baja se usa CN, el Sulfuro de Sodio es solo para
emergencias, etc. En la tabla 5 se presentan los reactivos usados
comúnmente en planta de Molibdeno.
El concentrado de Cobre, que se obtiene en la etapa de separación
molibdeno-cobre, es espesado en un espesador de concentrado de 140 pies
de diámetro. El concentrado espesado es bombeado a la planta de filtros que
consta de 6 filtros de tambor marca Door-Oliver de 12 pies de diámetro por 20
pies de ancho, en esta etapa se le agrega floculante para separar el agua del
concentrado final.
El concentrado filtrado es conducido a un almacén con capacidad de 20,000
tm secas de producto, donde es embarcado por medio de cargadores
frontales en camiones, que llevan el concentrado a Planta de fundición
ubicada en Plantas Metalúrgicas a 27 kilómetros de distancia.
1.4.7. Plantas Auxiliares
La planta de cal provee de lechada de cal a la concentradora para controlar el
pH en sus diversas etapas. Esta planta cuenta con tres silos con capacidad de
480 toneladas que son alimentados diariamente por camiones de carga
provenientes de la mina de cal ubicada en Agua Prieta.
Los silos están alineados, de la parte inferior son cónicos y alimentan todos a
una misma banda que alimenta a dos molinos. Los molinos descargan de 16 a
20 toneladas por hora, usando bolas de 1.5 pulgadas. La lechada se forma al
agregar agua a la cal mientras esta pasa por el molino.
El sistema de agua recuperada recibe agua de los espesadores de colas, los
espesadores de concentrado y de la presa de jales. El consumo de agua
fresca es de 0.4 m3/ tm secas. El consumo promedio de energía es de
19.8kw/tm seca.
49
1.4.8. Productos:
Los productos de la planta concentradora de la mina la Caridad son dos;
concentrados de cobre, con una producción mayor a 120 mil t/año,
concentrado de molibdeno, con una producción de 19,500 t/año, con las
características descritas en la Tabla 6:
Tabla 6. Características de los Productos de la Planta Concentradora de la mina "La Caridad".
Calidad (composición)
Concentrado de Cobre
Concentrado de Molibdeno
Presentación Polvo (Granel) Polvo (Súper Sacos)
Humedad 9.5-9.8 % 6.5 %
Cobre 24-28 % ≤1.2 %
Hierro 24-27 % ≤1.2 %
Molibdeno 0.20-0.30 % 55.5-57 %
Azufre 34-37.5 % 35-40 %
Arsénico 0.10-0.20 % 0.015-0.030 %
Bismuto 0.10-0.30 % 0.002-0.010 %
Zinc 0.4-0.80 % 0.02-0.04 %
Antimonio 0.10-0.20 % -
Oro 0.25-0.35 g/TMS -
Plata 125-135 g/TMS -
Plomo - 0.003-.03%
Oxido de Calcio
- 0.05-0.35 %
Renio - 450-1200 ppm
50
II. Desarrollo Experimental
“En teoría, cuando todos los factores físicos son optimizados, el cambio en un
factor químico debería registrarse claramente en la eficiencia de la flotación,
ya sea en la recuperación o en la ley o en ambas y viceversa.”
La experimentación se basó en la comparación en distintas pruebas estáticas
y dinámicas, a nivel laboratorio usando equipos Denver, figura 6, y nivel
planta, a sabiendas de que las pruebas dinámicas tiene una mayor relevancia
por su veracidad en semejanza a las pruebas estáticas, y que para hacer las
pruebas en planta, primero se debe hacer un estudio minucioso para
asegurar el resultado favorable, para comparar estos espumantes en el
ambiente real de producción.
Figura 6. Equipo de Flotación DENVER para pruebas de Laboratorio.
51
2.1. Material y Equipo
Tabla 7. Composición Química de los minerales usados en las pruebas de flotación.
Leyes de los minerales usados en cargas de flotación
Tipo de Carga % Cu % CuO % Mo % Fe % Ins
Alimentación a Molino 0.35 0.03 0.03 2.84 86.33
Alto Oxido 0,6298 0,0925 0,0310 3,6995 81,6474
Alto Molibdeno 0,2117 0,0084 0,0640 2,1761 89,8384
Alto Cu 0,4415 0,0071 0,0073 2,8072 85,5750
Tabla 8. Reactivos usados en las pruebas de flotación.
Reactivos usados en las pruebas de flotación.
Reactivo Descripción Presentación y preparación Función
Cal Oxido de calcio Previamente pulverizada y
almacenada en bolsas de 100 g.
Deprime Fe y regulador de pH (eleva el pH entre 11.3-
11.5)
AP8944 Líquido almacenado en frasco de
200 mL, listo para usarse sin diluir.
Colector de Cu
Teutón 609
Sales Inorgánicas y Orgánicas
Líquido almacenado en frasco de 200 mL, listo para usarse sin
diluir. Modificador de superficie
Teutón 1018
Mezcla de Hidrocarburos
Líquido almacenado en frasco de 200 mL, listo para usarse sin
diluir. Colector de Mo
Teutón M91
Mezclas de Alcoholes
Líquido almacenado en frasco de 200 mL, listo para usarse sin
diluir. Espumante usado en planta
Teutón M91-F
Mezclas de Alcoholes
Líquido almacenado en frasco de 200 mL, listo para usarse sin
diluir. Espumante de prueba
Flex 31 Xantato
Isopropilico de Sodio
Sólido, se diluye al 5 % peso con agua destilada.
Colector de Cu y Mo
52
Tabla 9. Material y equipo usado en la preparación de mineral para hacer cargas de flotación.
Material y Equipo
Marca Dimensiones Capacidad Función
Quebradora de Quijada
METSO - 1500 kg/h El mineral entra a 1 ½ pulgada y
sale a -1/8 de pulgada.
Quebradora de Cono
METSO - 300 kg/h El mineral sale a -1/8 pulgada y
sale a -10 mallas ( -2 milímetros).
Criba circular tipo zueco
- - 300 kg/h
Separa el mineral con una malla del número 10, el mineral mayor
a 2 milímetros se regresa a la quebradora de cono.
Cortador Jones Grande
Humboldt 70x25 x75 cm
con 18 divisiones.
30 kg Se usa para cuartear el mineral en porciones menores a 15 Kg.
Cortador Jones
Mediano Humboldt
50x25 x65 cm con 18
divisiones. 15 kg
Se usa para cuartear el mineral en porciones menores a 10 Kg.
Cortador Jones Chico
Humboldt 35x10 x60 cm
con 18 divisiones.
30 kg Se usa para cuartear el mineral en porciones menores a 1 Kg.
Balanza Mettler Toledo
35x15x20 6 kg Se usa para pesar las cargas de mineral para flotación, cal, agua,
etc..
Cubetas de Plástico
- - 30 kg Sirven para mover y para
almacenar el mineral fácilmente,
Bolsas de Plástico
- 30x60 1 kg Se usan para poner las cargas
de flotación.
Pala Trupper Cuadrada estilo
americano -
Se usa para homogenizar el mineral en piso, cuando es
mucho.
Tabla 10. Material y equipo usado en la obtención del P80.
Material y Equipo
Marca Dimensiones Capacidad Función
Molino de Bolas para Molienda
Mexicana de cobre
H=19.5 cm por D=23
1 kg Se usa para moler las
cargas de mineral, para formar la pulpa.
Mesa de Rodillos Giratorio
LEESON Rodillos L=64.5cm
por D=15 cm 1 molino
Se usa para mover el molino y hacer que muela el
mineral, se usa a 196.5 RPM
RO-TAP Tyler H=57cm por 58x58
cm de base 1 a 6
tamices
Facilitar el tamizado del mineral para dividirlo de
acuerdo a su tamaño.
Shaker Tyler H= 4 cm por
D=22cm 1 a 2
tamices Facilita el deslame de las
muestras de flotación.
Charola Grande
Humboldt 40x25x5 15 kg Se usa como recipiente del
mineral para pesar y/o secar.
Juego de Mallas o Tamices
Tyler 35, 50,70, 100, 150, 200, 270, 325 y 400
- Sirven para separa las
muestras de acuerdo a la abertura de malla usada.
53
Tabla 11. Material y equipo usado en las pruebas de flotación.
Material y Equipo
Marca Dimensiones Capacidad Función
Molino de Bolas para Molienda
Mexicana de cobre
H=19.5 cm por D=23
1 kg
Se usa para moler las cargas de mineral,
para formar la pulpa para flotación.
Molino de Bolas de Remolienda.
Mexicana de cobre
H=10 cm por D=23
1 kg
Se usa para remoler las cargas de mineral, para la prueba de
flotación de 5 ciclos.
Mesa de Rodillos Giratorio
LEESON Rodillos
L=64.5cm por D=15 cm
1 molino
Se usa para mover el molino y hacer que muela el mineral, se
usa a 196.5 RPM
Máquina de Flotación
DENVER H=79.5cm por 65.5x65.5 de
base
Vmax=1900 rpm 1 Celda
En este equipo se hicieron las pruebas de
flotación.
Potenciómetro Termo
Scientific RYE
18x9.7x3 cm -
Se usa para medir el pH de la pulpa antes y después de agregar la
cal.
Celda de Flotación Grande
DENVER 30x20.5x32cm 2 kg de mineral,
10 L de pulpa
Se usa para pruebas de flotación cinética, PTP
y de 5 ciclos.
Celda de Flotación Mediano
DENVER 20x14.5x15cm 1 kg de mineral,
5 L de pulpa
Se usa para pruebas de flotación primaria, donde se coloca la
pulpa.
Celda de Flotación Chico
DENVER 18x12x15.7cm ¾ kg de mineral,
2 L de pulpa
Se usa en pruebas de 5 ciclos en 1° limpia y
agotativas.
Celda de Flotación Mini
DENVER 12x12x14cm ¼ kg de mineral,
¾ L de pulpa Se usa en pruebas de 5
ciclos en 2° limpia.
Difusores DENVER Chico=7cm
Mediano=9.5cm -
Se usan como difusores del aire en la máquina de flotación.
Jeringas Micrométricas
Hamilton 15µL, 25µL,
50µL y 100µL 15µL,25µL,50µL y
100µL.
Se usan para agregar los reactivos a la pulpa
en las pruebas de flotación.
Pipeta Hamilton 5 ml 5ml
Se usan para agregar los reactivos a la pulpa
en las pruebas de flotación.
Perilla - - - Se usa para dosificar el
volumen del reactivo que se agrega.
Pizeta - 1 L y 500 mL 1 L y 500 mL Se usa para dosificar y
limpiar la celda.
Charola Chica Humboldt 25x14x12 2 kg Se usan como
recipiente donde derrama la celda.
Vidrio de Reloj - D=5 cm - Se usa para pesar la
cal.
54
Nivelador de Agua
- - - Nos sirve como nivel
para la pulpa en la celda de flotación.
Pala de Arrastre
- Chica= 5x5
Mediana=10x5 -
Se usa para ayudar al derrame de la espuma
en la celda de flotación.
Cronometro - - -
Se usa para tener un control de los tiempos
de acondicionamiento y flotación.
Filtro de Presión
Ashcroft H= 35.5cm por
D=21cm 1 muestra
Se usa para filtrar la muestra de la celda de
flotación con aire a presión de 120 psi.
Papel Sanita - - -
Sirve de filtro y soporte para la muestra
durante la filtración de la misma.
Horno secador Labtech 87x115x90 cm 80 charolas
pequeñas ó 54 charolas grandes.
Se usa para secar las muestras, a 80°C.
Tabla 12. Material y equipo usado en el Análisis Químico.
Material y Equipo
Marca Dimensiones Capacidad Función
Manta de Caucho
-
Grande: 1x1m Mediana:60x60
cm Chica:30x30 cm
Grande: 2 kg Mediana:1 kg Chica:300g
Se usan para homogenizar las muestras, manteando la
muestra.
Pulverizador de Anillos
Dominion H= 7.5 cm por
D=22cm 1 muestra
Pulveriza a un tamaño menor a 150 micras.
Espátula - 20x3.5 cm - Se usa para tomar una muestra
pequeña.
Balanza Analítica
Mettler Toledo
- - Sirve para pesar muestras de
0.5000 g.
Sobres - 15x7 cm 200 g Se usa para almacenar.
Brucha pelo de camello
- - - Se usa para retirar el mineral de
la espátula.
Vaso de precipitado de
250 mL. - - 250 mL
Se usa para colocar la muestra para ser atacada y calentada.
Embudo de vidrio de 75 mm
con estria. - - -
Es donde colocamos nuestro papel filtro para filtrar la
solución atacada.
Matraz volumétrico de
100 mL - - 100 mL
Se usa para aforar la solución que fue atacada y filtrada.
Espectrómetro de Absorción
Atómica
Perkin Elmer
- - Análisis químico mediante la
absorción de la muestra liquida.
Espectrómetro de Infrarrojo
Perkin Elmer
- - Análisis químico de muestras
orgánicas liquidas por el espectro de infrarrojo.
55
2.2. Pruebas Cinéticas.
2.2.2. Toma de Muestra para Formar Cargas.
Técnica:
La toma de muestra empieza, como lo indica el diagrama 10,
seleccionando el mineral que se va a muestrear;
El mineral de alimentación a molino fue cortado en cada una de las
bandas que sirven a los doce molinos, esto se hizo con un cortador de
tipo cascada y depositada e cubetas limpias.
Toma de Muestra
Toma de Muestra en
Mina, en Aéreas Ricas en
Alto Contenido de Cobre
Toma de muestra
en Alimentación a
los 12 Molinos
Reducción de la Muestra del
100% a -10 mallas con ayuda de
dos Quebradoras de Cono de 6 y
8 mallas.
Homogenización de la
Muestra, Primero en piso con
palas y luego en Cortadores
Jones grande, mediano y chico
Preparación de Cargas de
1005.5 g para Flotación
Corte de Cabeza para
Análisis Químico
Toma de Muestra en Mina,
en Aéreas Ricas en Alto
Contenido de Molibdeno
Toma de Muestra en
Mina, en Aéreas Ricas en
Alto Contenido de CuO
Diagrama 11. Procedimientos a seguir en la Toma de Muestra para formar Cargas de Flotación.
56
La muestra fue llevada al laboratorio de la Planta Concentradora,
donde se trituro hasta un tamaño de -10 mallas, esto es, menor a 2
milímetros, con ayuda del equipo descrito en la tabla8.
La homogenización consistió primero a pala en piso, cuando la muestra
de mineral era mayor a 30 kg, después con cubetas en el cortador
Jones grande 10 veces, después en el cortador Jones mediano 25
veces y luego en el cortador Jones chico 10 veces.
Una vez homogenizado el mineral se procedió a hacer cargas en bolsas
de 5 kilos, con peso aproximado de 1000 g.
Los minerales de alto cobre, alto molibdeno y alto oxido de cobre fueron
cortados directamente en mina, en zonas ricas, usando pala y cubetas, el
proceso para triturar el mineral fue igual al de alimentación a molino,
siguiendo los pasos del diagrama 10.
2.2.3. Obtención del P80
El P80 consiste en disminuir el tamaño del mineral hasta que el 80% en peso
del total de la muestra alcance el tamaño que se requiere.
Una vez que se cuenta con los minerales listos para llevar a cabo las pruebas
de flotación, se procede a buscar el valor de P80 para saber el tiempo óptimo
de molienda, bajo el cual el 80% del mineral que entre al molino, se obtenga
con una granulometría menor de 240 micras, y así reproducir las condiciones
de molienda de la planta concentradora.
Técnica:
El mineral es molido un tiempo de 8 minutos (tiempo promedio de P80
de la planta), agregando una carga de mineral de 1000g al molino y 750
mL de agua.
Pasado el tiempo de molienda, se deslama la pulpa, usando una malla
de 400.
57
El mineral mayor a 400 mallas (0.037 mm) es puesto a secar en una
charola plana, y el mineral menor a 400 mallas, es filtrado y puesto a
secar en una charola pequeña.
El mineral mayor a 400 mallas, ya seco, es pesado para posteriormente
obtener su granulometría
El mineral es tamizado colocándolo en el ro-tap usando las mallas de
número 35, 50, 70, 100, 150, 200, 270, 325 y 400 por 15 minutos.
Se pesa el contenido de cada malla y se hace el análisis
granulométrico.
Se repite el proceso variando el tiempo de molienda, hasta obtener el
P80 de 240 micras.
2.2.3. Tipos de Pruebas de Flotación
Teniendo el tiempo, se realizan las pruebas de flotación. El procedimiento de
las pruebas de flotación en general se describe en el diagrama 11,
entendiendo que cada tipo de prueba de flotación varía de acuerdo al
resultado que se busca obtener de cada una de ellas.
Como lo indica el diagrama 11, se hicieron cuatro tipos de pruebas de
flotación a nivel laboratorio, cada una evalúa condiciones específicas,
diseñadas para conocer el comportamiento del reactivo a prueba, así como,
el efecto del mismo en un proceso de flotación real. A continuación se
describe el desarrollo experimental de cada prueba de flotación:
58
Flotación
Determinación del Tiempo
de Molienda (p80)
Flotación Primaria Flotación Cinética Flotación de Tamaño
de Partícula
Flotación de Cinco
Ciclos
Adición de Reactivos y Molienda de Carga o
Cargas, según lo Indique la Prueba
Descarga de Molino en Celda del Tamaño que indique
la Prueba, Agregar Cal Para Nivelar pH a 11.3
Seguir las Indicaciones del Formato, en Tiempos de Adición de
reactivos y flotación, colocando el Concentrado en una Charola.
Filtrar y Secar el o los
Concentrados y la o Las Colas
Diagrama 12. Pasos a seguir en una Prueba de Flotación
59
2.2.3.1. Pruebas de Flotación Primaria:
Las pruebas de flotación primaria de laboratorio simulan el proceso de
flotación primaria, es decir, los bancos de las celdas de flotación primaria y
flotación en Wemco de la planta concentradora.
Técnica:
La carga de mineral previamente pesada se le agrega 0.5 gramos de
cal antes de ingresar al molino. Una vez dentro del molino se le
adicionan 750 mL de agua, en este punto también se agregan los
reactivos indicados en el diagrama 12.
Se cierra el molino y se pone a moler al tiempo previamente calculado
cuando se determinó el P80 de 240 micras, a 192 rpm.
Una vez transcurrido el tiempo de molienda, la pulpa se vierte en una
celda de flotación de 1 kg.
Se agrega nuevamente cal para ajustar el pH a 11.3 y se sigue el
diagrama 12, cambiando únicamente el tipo de reactivo espumante
(M91 o M91-F).Los reactivos se agregan con jeringas micrométricas, en
los tiempos tal y como se muestran en la tabla 12.
Se procede a flotar con una agitación constante de 1200 rpm.
Tabla 13.Tiempos de Acondicionamiento y Flotación durante la Flotación Primaria
El concentrado recuperado en una charola chica es filtrado y
puesto a secar.
El mineral que no floto pasado el tiempo de flotación, es filtrado
y puesto a secar.
Tiempo (min.) Acción
Acondicionamiento Válvula de aire cerrada, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
1 - 5 Abrir válvula de aire y flotar 1 ras
5 - 6 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
6 - 11 Abrir válvula de aire y flotar 3 ras
11 - 12 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
12 - 17 Abrir válvula de aire y flotar 7 mas
17 - 18 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
18 - 23 Abrir válvula de aire y flotar Wemco
60
Diagrama 13. Prueba de Flotación Primaria
61
2.2.3.2. Pruebas de Flotación Cinética
En las prueba de flotación de tipo cinética se busca conocer la velocidad de
flotación en las distintas etapas del proceso, ya que es esencial conocer si un
reactivo aumenta o disminuye la cinética del proceso de flotación, ya que
entre más rápida sea la cinética, mayor será la posibilidad de que el mineral
valor pueda ser separado de la ganga.
A la carga de mineral previamente pesada se le agrega 0.5 gramos de
cal antes de ingresar al molino. Una vez dentro del molino se le adhiere
750 mL, En este punto también se agregan los reactivos indicados por
el diagrama 13.
Se cierra el molino y se pone a moler al tiempo previamente calculado
cuando se determinó el P80 de 240 micras, a 192 rpm.
Una vez transcurrido el tiempo de molienda, la pulpa se vierte en una
celda de flotación de 2kg.
Dado que la prueba requiere dos cargas de mineral (2 kg), el proceso
anterior se repite, vaciando la segunda carga en la misma celda de 2
kg.
Se agrega nuevamente cal para ajustar el pH a 11.3 y se sigue el
diagrama 13, cambiando únicamente el tipo de reactivo espumante
(M91 o M91-F).Los reactivos se agregan con jeringas micrométricas, en
los tiempos tal y como se muestran en la tabla 13.
Se procede a flotar con una agitación constante de 1200 rpm.
Tabla 14. Tiempos de Acondicionamiento y Flotación en la Flotación Cinética
Tiempo (min.)
Acción
0 - 1 Válvula de aire cerrada, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se
indica)
1 - 2 Abrir válvula de aire y flotar (Concentrado 1)
2-5 Poner otra charola y seguir flotando (Concentrado 2)
5 - 6 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
6 - 11 Abrir válvula de aire y flotar (Concentrado 3)
11 - 12 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
12 - 17 Abrir válvula de aire y flotar (Concentrado 4)
62
17 - 18 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
18 - 23 Abrir válvula de aire y flotar (Concentrado 5)
Al iniciar la flotación se utiliza una charola para derramar el
concentrado 1.
Pasado el tiempo del concentrado 1, se cambia de charola, para
derramar en ella el concentrado 2.
Así, se entiende que cada concentrado debe ser derramado en su
respectiva charola, teniendo al final de la flotación un total de cinco
charolas cada una con un concentrado.
Los concentrados son filtrado y puesto a secar.
El mineral que no floto pasado el tiempo de flotación, es filtrado y
puesto a secar.
Diagrama 14. Prueba de Flotación Cinética.
63
2.2.3.3. Pruebas de Flotación por Tamaño de Partícula
Las pruebas por tamaño de partícula buscan conocer cómo se comportan los
reactivos con el tamaño de las partículas de la pulpa, dando como resultado la
granulometría del concentrado final; si la espuma es más selectiva con
respecto a un tamaño de mineral especifico, hasta que tamaño de mineral
puede levantar la espuma.
Técnica:
La carga de mineral previamente pesada se le agrega 0.5 gramos de
cal antes de ingresar al molino. Una vez dentro del molino se le adhiere
750 mL, En este punto también se agregan los reactivos indicados por
el diagrama 14.
Se cierra el molino y se pone a moler al tiempo previamente calculado
cuando se determinó el P80 de 240 micras, a 192 rpm.
Una vez transcurrido el tiempo de molienda, la pulpa se vierte en una
celda de flotación de 2kg.
Dado que la prueba requiere dos cargas de mineral (2 kg), el proceso
anterior se repite, vaciando la segunda carga en la misma celda de 2
kg.
Se agrega nuevamente cal para ajustar el pH a 11.3 y se sigue el
diagrama 14, cambiando únicamente el tipo de reactivo espumante
(M91 o M91-F).Los reactivos se agregan con jeringas micrométricas, en
los tiempos tal y como se muestran en la tabla 14.
Se procede a flotar con una agitación constante de 1200 rpm.
Tabla 15.Tiempos de Acondicionamiento y Flotación durante la Flotación por Tamaño de Partículas
Tiempo (min.) Acción
Acondicionamiento Válvula de aire cerrada, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
1 - 5 Abrir válvula de aire y flotar 1 ras
5 - 6 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
6 - 11 Abrir válvula de aire y flotar 3 ras
11 - 12 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
12 - 17 Abrir válvula de aire y flotar 7 mas
64
17 - 18 Cerrar válvula de aire, Acondicionamiento (Adición de reactivos si así se indica)
18 - 23 Abrir válvula de aire y flotar Wemco
Diagrama 15. Prueba de flotación por tamaño de partículas
65
El concentrado recuperado en una charola chica es filtrado y puesto a
secar.
El mineral que no floto pasado el tiempo de flotación, es filtrado y
puesto a secar.
Una vez secos el concentrado y la cola, se registran los pesos
La cola se hace pasa por la malla 10 para ser desgrumada.
El concentrado y la cola se homogenizan en la manta de caucho 25 veces.
Se toman 90 g del concentrado y 500 g de la Cola con una espátula, poniendo cada uno en su respectiva charola.
Los 90 g del concentrado y los 500 g de la cola son deslamados por las mallas 70 y 400, se filtran y secan,
Posteriormente se obtiene una muestra representativa (cortar una cabeza) de cada muestra para enviarse a análisis químico.
Una vez secos los 90g del concentrado y los 500 g de la cola se pesan y se les realiza una granulometría con las mallas 35, 50, 70, 100, 140, 200, 270, 325 y 400 colocándose en el Ro-Tap por 20 minutos. El tamaño de abertura de las mallas se muestra en la tabla 16.
Transcurridos los 20 minutos se pesa lo que quedo en cada malla y se registra,
El mineral que quedo en cada malla es pulverizado y depositado en un sobre para determinación de análisis químico.
Tabla 16. Tamaño de abertura de mallas usadas en la granulometría.
Numero de Malla Pulgadas Micras Milímetros
35 0.0197 500 0.5
50 0.0117 297 0.297
70 0.0083 210 0.21
100 0.0059 149 0.149
140 0.0041 105 0.105
200 0.0029 74 0.074
270 0.0021 53 0.053
325 0.0017 44 0.044
400 0.0015 37 0.037
66
2.2.3.4. Pruebas de Cinco Ciclos
Las pruebas de Cinco Ciclos consisten en simular todo el proceso de la planta concentradora, esto se logra al agregar la remolienda, las limpias y agotativas a una flotación primaria, tal y como lo muestra el diagrama 15. Técnica:
La carga de mineral previamente pesada se le agrega 0.5 gramos de
cal antes de ingresar al molino. Una vez dentro del molino se le adhiere
750 mL, En este punto también se agregan los reactivos indicados por
el diagrama 15.
Se cierra el molino y se pone a moler al tiempo previamente calculado
cuando se determinó el P80 de 240 micras, a 192 rpm.
Una vez transcurrido el tiempo de molienda, la pulpa se vierte en una
celda de flotación de 2 kg.
Dado que la prueba requiere dos cargas de mineral (2 kg), el proceso
anterior se repite, vaciando la segunda carga en la misma celda de 2
kg.
Se agrega nuevamente cal para ajustar el pH a 11.3 y se sigue el
diagrama 15, cambiando únicamente el tipo de reactivo espumante
(M91 o M91-F).Los reactivos se agregan con jeringas micrométricas, en
los tiempos tal y como se muestran el diagrama 15.
Se procede a flotar con una agitación constante de 1200 rpm.
La cola de la flotación primaria es filtrada y puesta a secar.
El concentrado es separado por una malla 325, usando el mínimo de
agua.
Lo que queda sobre la malla es remolido en un molino de ¼ de kilo, solo
con el agua usada para retirar el mineral de la malla.
Una vez remolido el mineral, se une al mineral que paso la malla 325 y
se colocan en una celda de ¾.
Se flota del minuto 0 al 3 y así se obtiene la primera limpia, que es
puesta en una celda de ¼ de kilo a 900 rpm.
67
Se cambia la charola y se sigue flotando con la celda de ¾ para simular
las agotativas.
Los concentrados del tiempo de agotativas se clasifican junto con el
concentrado del siguiente ciclo de primera limpias y las colas de la
segunda limpia de la celda de ¼.
Las colas de las agotativas son filtradas y puestas a secar.
Se flota la celda de ¼ con el contenido del concentrado de la primera
limpia, y se obtiene un concentrado final que es filtrado y puesto a
secar.
La cola se junta con el concentrado de las celdas de ¾ en el tiempo de
agotativas y el concentrado de la flotación primaria del siguiente ciclo.
El procedimiento se repite cinco veces, así se llega al final del quinto
ciclo, con cinco colas primarias, cinco colas agotativas, cinco
concentrados finales, una cola de segunda limpia y un concentrado
agotativo.
Todos los concentrados y colas son filtrados y puestos a secar.
68
Diagrama 16. Prueba de Flotación de Cinco Ciclos
69
2.2.4. Preparación de muestras para Análisis Químico
Técnica:
Preparación de muestra.-
Los concentrados y colas secos, se pesan.
Se desgruman al hacerlos pasar por la malla 10.
Se homogenizan y se obtiene una muestra de entre 100 a 200 gramos.
La muestra se pulveriza y se coloca en sobres previamente
identificados con la fecha, el tipo de carga y el tipo de muestra.
En laboratorio de ensayes.-
Los sobres son llevados al laboratorio de ensayes donde se pesan 0.5
gramos de cada contenido del sobre en balanza analítica y se coloca
en vasos de precipitado de 250 mL.
Se agregan 10 mL de una mezcla de ácido nítrico y acido perclórico 1:1
y poner a calentar para iniciar la digestion.
Agregar 50 mL de agua y hervir 3 minutos aproximadamente.
Filtrar y agregar 10 ml de solución de cloruro de aluminio.
Aforar con agua destilada a 100 mL.
Los 100 mililitros aforados son agitados y se toma una muestra, que es
coloca en tubos de ensayes.
Los tubos de ensayes se leen en el equipo de absorción atómica, para
cuantificar elementos presentes en las muestras, tales como, cobre,
molibdeno, hierro y plomo, y compuestos tales como el óxido de cobre.
Para cuantificar los insolubles, los filtros son calcinados en pequeños
crisoles.
Después se pesa lo que no se calcino y se multiplica por un factor, en
este caso 200 derivado del uso del papel filtro 41, que es al papel usado
70
para filtrar las muestras. El proceso se describe según los pasos en el
diagrama 16.
Tanto las pruebas de flotación, como los procedimientos para homogenizar,
preparación de muestras para ensayes y ataque de las mismas para lecturas
en el equipo de absorción atómica fueron hechas bajo las normas del
laboratorio metalúrgico de la planta concentradora de la mina “La Caridad”.
Los instructivos de los procedimientos de trabajo se anexan al final de la tesis.
Análisis Químico
Los concentrados y colas se
desgruman a -10 mallas
Los concentrados y colas se desgruman a -10
mallas y se homogeniza Se corta muestra a analizar del concentrado u cola, se
pulveriza y se coloca en un sobre con los datos de la
muestra
Los sobre se llevan a ensayes donde se pesan.5
gramos, que son atacados
Las muestras atacadas son evaporadas,
filtradas y aforadas a 100 mililitros
Las muestras se leen en el equipo de absorción
atómica para Cu, Mo, Fe, Pb y CuO
Los filtros son calcinados y pesados para
determinar insolubles.
Diagrama 17. Pasos a seguir al Analizar una Muestra
71
2.3. Prueba en Planta.
Para la prueba en planta se contó con 10 metros cúbicos de espumante M91-
F, se usaron 5 metros cúbicos para cada una de las dos secciones de la Planta
Concentradora, administrando en el mismo punto donde se administraba y al
mismo volumen que se administraba el espumante M91. Para ello se usaron
tótems con capacidad de 1000 litros, o 1 metro cubico, para la medición del
flujo se usó una bomba MASTERFLEX I/P, que alimento el espumante de
acuerdo a las condiciones del proceso en planta.
Se hicieron dos tipos de muestreos, unos para medir la cinética del proceso y
otro para hacer un balance total del proceso de flotación, también se usaron
los muestreos habituales que se hacen en planta diariamente, llamados
muestreos especiales, que se hacen cada dos horas, para saber el proceso
habitual de planta.
2.3.1. Muestreo Cinético en Planta Concentradora.
Para muestrear la cinética de la flotación en planta se muestreo dos bancos
de flotación primaria, uno de la sección I y otro de la sección II, ya que lo que
se busca es compara el espumante. En cada sección se muestreo con
charolas y cubetas, haciendo un recorrido en ambas secciones al mismo,
tiempo por lo que se requirió de ayuda por parte de los operadores de
Investigación Metalúrgica para llevar a cabo el proceso. En la tabla 17 se hace
referencia al equipo usado para tomar muestra, de donde se tomó tal muestra
y quien la tomo:
Tabla 17. Puntos de Corte y Tipo de Cortador usado en la Prueba Cinética en Planta
Numero de muestra
Punto de corte Tipo de cortador
1 Alimentación a flotación Cortador submarino
2 Concentrado primeras Cortador de charola
3 Cola primeras Cortador submarino
4 Concentrado terceras Cortador de charola
5 Cola terceras Cortador submarino
6 Concentrado séptimas Cortador de charola
7 Cola séptimas Cortador submarino
8 Concentrado wemco Cortador de charola
9 Cola wemco Cortador submarino
72
Las muestras son filtradas y puestas a secar en hornos a 189°C, una vez
secas se sigue el proceso para análisis químico mostrado en el diagrama 16.
2.3.2. Muestreo Completo en Planta.
El muestreo Completo consta de un muestreo general en toda la planta de
flotación, este muestreo se usa para ver cómo va el proceso de flotación a
nivel planta. Para este muestreo se necesitó de todos los operadores de
Investigación Metalúrgica, ya que son muchos cortes en la planta que se
deben hacer sincronizada mente para que el muestreo arroje los resultados
que se quieren para hacer una buena comparación de las dos secciones.
El muestreo se hiso en las dos secciones de la Planta Concentradora,
buscando el momento en el que ambas tuvieran un proceso de flotación
similar (que no hubiera algún molino fuera, o un banco fuera o alguna otra
falla que pudiera afectar el proceso de flotación). En la tabla 18 se muestra en
donde se cortó la muestra y con que se cortó:
Tabla 18. Puntos de Corte y Tipo de Cortador usados en el Muestreo en Planta
Numero de muestra
Punto de corte Tipo de cortador
1 Alimentación a flotación Cortador automático
2 Concentrado primario Cortador submarino
3 Cola primaria Cortador submarino
4 Alimentación nueva Cortador submarino
5 Descarga del remoledor Cortador de media luna
6 Alimentación a ciclones Cortador submarino
7 Descarga de ciclones Cortador de vaso
8 Derramen de ciclones Cortador de vaso
9 Alim. A 1ra limpia Cortador submarino
10 Conc. 1ra limpia Cortador submarino
11 Cola 1ra limpia Cortador submarino
12 Conc. 2da limpia Cortador de pico
13 Cola 2da limpia Cortador submarino
14 Conc. Agotativa Cortador submarino
15 Cola agotativa Cortador vaso/pico
Las muestras son filtradas y puestas a secar en los hornos a 180°C. Una vez
secas se sigue el procedimiento para análisis químico que se puede ver en el
diagrama 16.
73
III. Resultados y Discusión
3.1. Pruebas Dinámicas
Los resultados procedentes del análisis por absorción atómica del equipo de
Laboratorio Metalúrgico de la Planta Concentradora sirven para hacer los
balances de materia dentro del proceso de flotación, y así conocer los grados
y leyes de recuperación de los minerales de interés, y así, poder saber el
rendimiento metalúrgico de cada espumante dentro del proceso de flotación.
Para los balances de las distintas pruebas se requirió del peso seco de las
distintas muestras, tanto de colas como de concentrados, tanto del peso
inicial de la muestra mineral con la que se alimentó al molino.
Los balances en las pruebas de flotación se basaron en las formulas
siguientes:
1) 𝐶𝑜𝑛𝑡𝑒𝑛𝑖𝑑𝑜 𝑀𝑒𝑡á𝑙𝑖𝑐𝑜 (𝐶𝑀) =𝑇𝑀𝑆
𝑒𝑛𝑠𝑎𝑦𝑒𝑥100
2) % 𝑑𝑒 𝑅𝑒𝑐𝑢𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 =𝐶𝑀 𝑑𝑒𝑙 𝐶𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑜
𝐶𝑀 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝐶𝑎𝑏𝑒𝑧𝑎𝑥100
3) % 𝑑𝑒 𝑅𝑒𝑐𝑢𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 =(𝐸𝑛𝑠𝑎𝑦𝑒 𝑑𝑒𝑙 𝐶𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑜)𝑥(𝐸𝑛𝑠𝑎𝑦𝑒 𝑑𝑒 𝐶𝑎𝑏𝑒𝑧𝑎 − 𝐸𝑛𝑠𝑎𝑦𝑒 𝑑𝑒 𝐶𝑜𝑙𝑎)
(𝐸𝑛𝑠𝑎𝑦𝑒 𝑑𝑒𝑙 𝐶𝑎𝑏𝑒𝑧𝑎)𝑥(𝐸𝑛𝑠𝑎𝑦𝑒 𝑑𝑒 𝐶𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑜 − 𝐸𝑛𝑠𝑎𝑦𝑒 𝑑𝑒 𝐶𝑜𝑙𝑎)𝑥100
Tomando los resultados de los ensayes de las muestras de Cabeza (las
muestras antes de la flotación de nuestro mineral), los ensayes de las
muestras de Cola (las muestras que se toman del mineral que no floto durante
el proceso de flotación) y los ensayes de las muestras de Concentrados (las
muestras que se tomaron del mineral que si floto durante el proceso de
flotación), se hicieron balances para cada flotación, tal y como se muestra en
el siguiente balance;
74
Tabla 19. Balance metalúrgico de prueba de flotación primaria usando el espumante M91.
Balance de Flotación Primaria Espumante M91
PRUEBA PESO
TOTAL
ALIMENTACION
% Cu
Calc.
% CuOCalc.
% Fe Calc.
% Ins
% Mo Calc.
CM Cu Total
CM CuO Total
CM Fe Total
CM Ins CM Mo
Total
M91 1002.1133 0.3646 0.0304 3.0831 87.1264 0.0348 3.6539 0.3043 30.8964 873.1058 0.3486
PESO CONC.
CONCENTRADO
% Cu
% CuO
% Fe
% Ins
% Mo
CM Cu CM CuO
CM Fe CM Ins CM Mo Dist. Cu Dist. CuO
Dist. Fe DistIns Dist. Mo
51.4900 5.5763 0.1110 32.3100 22.6333 0.5293 2.8713 0.0571 16.6371 11.6509 0.2725 78.5795 18.7758 53.8590 1.3344 78.2226
PESO COLA
COLA
% Cu
% CuO
% Fe
% Ins
% Mo
CM Cu CM CuO
CM Fe CM Ins CM Mo Dist. Cu Dist. CuO
Dist. Fe DistIns Dist. Mo
950.6233 0.0823 0.0260 1.5000 90.6200 0.0080 0.7827 0.2472 14.2593 861.4549 0.0761 21.4205 81.2242 46.1410 98.6656 21.7774
Tabla 20. Balance metalúrgico de prueba de flotación primaria usando el espumante M91-F.
Balance de Flotación Primaria Espumante M91-F
PRUEBA PESO
TOTAL
ALIMENTACION
% Cu Calc.
% CuO Calc.
% Fe Calc.
% Ins % Mo Calc.
CM Cu Total
CM CuO Total
CM Fe Total
CM Ins CM Mo
Total
M91-F 1002.7967 0.3513 0.0288 2.8424 86.3310 0.0317 3.5225 0.2889 28.5041 865.7228 0.3182
PESO CONC.
CONCENTRADO
% Cu % CuO % Fe % ns % Mo CM Cu CM CuO
CM Fe CM Ins CM Mo Dist. Cu Dist. CuO
Dist. Fe DistIns Dist. Mo
48.5467 5.8603 0.1037 30.3433 20.7600 0.5440 2.8450 0.0503 14.7311 10.0796 0.2641 80.7657 17.4198 51.6809 1.1641 83.0155
PESO COLA
COLA
% Cu % CuO % Fe % Ins % Mo CM Cu CM CuO
CM Fe CM Ins CM Mo Dist. Cu Dist. CuO
Dist. Fe DistIns Dist. Mo
954.2500 0.0710 0.0250 1.4433 89.6667 0.0057 0.6775 0.2386 13.7731 855.6432 0.0541 19.2343 82.5802 48.3191 98.8359 16.9845
A continuación se presentan las gráficas comparativas producto de los
balances de flotación de cada experimentación, y se hace una breve
discusión de los resultados que se ven en ellas.
75
3.1.1. Flotación Primaria
En la gráfica 8 se muestran los resultados de las flotaciones primarias, donde
se nota un incremento en el porcentaje de recuperación del cobre con un
grado similar del mismo usando el espumante M91-F por 2.19 % de
recuperación.
Con respecto al molibdeno, la gráfica 9 muestra que el espumante M91-F tubo
una mayor recuperación que el espumante M91, con una diferencia promedio
de 4.8% de recuperación favorable al espumante M91-F.
M91 M91-F
Rec Cu 78.58 80.77
Grado Cu 5.58 5.86
0.00
1.00
2.00
3.00
4.00
5.00
6.00
7.00
0.00
20.00
40.00
60.00
80.00
100.00
Rec
up
erac
ión
Cobre
M91 M91-F
Rec Mo 78.22 83.02
Grado Mo 0.53 0.54
0.00
0.10
0.20
0.30
0.40
0.50
0.60
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
60.00
70.00
80.00
90.00
100.00
Re
cup
era
ció
n
Molibdeno
Gráfica 8. Flotación primaria de cargas de alimentación a molino, recuperación y ley de cobre
Gráfica 9. Flotación primaria de cargas de alimentación a molino, recuperación y ley de molibdeno
76
En la gráfica 10 el espumante M91 presenta una mayor recuperación de óxido
de cobre por más de uno por ciento. El grado también es mayor, dejando en
claro un mejor rendimiento perceptible del espumante M91 con respecto al
M91-F con respecto al CuO.
El grado de Hierro en los concentrados debe ser limitado, por ende, un menor
porcentaje es mejor, la gráfica 11 muestra que el espumante M91-F tiene una
menor recuperación y un menor grado de hierro que el espumante M91.
M91 M91-F
Rec CuO 18.78 17.42
Grado CuO 0.11 0.10
0.10
0.10
0.10
0.11
0.11
0.11
0.11
0.00
20.00
40.00
60.00
80.00
100.00R
ecu
pe
raci
ón
CuO
M91 M91-F
RecFe 53.86 51.68
Grado Fe 32.31 30.34
0.00
5.00
10.00
15.00
20.00
25.00
30.00
35.00
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
60.00
70.00
80.00
90.00
100.00
Re
cup
era
ció
n
Hierro
Gráfica 10. Flotación primaria de cargas de alimentación a molino, recuperación y ley de CuO.
Gráfica 11. Flotación primaria de cargas de alimentación a molino, recuperación y ley de hierro
77
El espumante M91-F muestra una clara ventaja al tener un menor arrastre de
insolubles, tal como lo muestra la gráfica 12 presentando concentrados más
limpios con respecto al espumante M91.
Resumiendo, el espumante M91-F presenta una mayor recuperación de Cu, a
pesar de que el espumante M91 tiene una mayor recuperación de Oxido de
Cobre, tomando en cuenta que el óxido de cobre representa menos del diez
por ciento del cobre total, como se muestra en el balance metalúrgico de las
tablas 19 y 20.
La recuperación de Cobre y Molibdeno es mayor en el espumante M91-F por
2.19 % y 4.8 % con respecto al M91, teniendo un comportamiento más estable
el espumante M91-F. Por último se muestra una menor recuperación tanto de
Hierro como de material Insoluble usando el espumante M91-F, en
comparación con el espumante M91, lo que muestra que se obtiene
concentrados menos sucios con estos elementos.
Recordando que las pruebas de flotación primaria solo pretenden demostrar
la primera etapa del proceso de flotación en la planta concentradora la
Caridad, los resultados faltan de méritos para definir cuál espumante es mejor
en operación en planta, por ello se siguió haciendo pruebas, con base en los
resultados de estas pruebas.
M91 M91-F
Rec Ins 1.33 1.16
Grado Ins 22.63 20.76
19.50
20.00
20.50
21.00
21.50
22.00
22.50
23.00
1.00
1.50
Re
cup
era
ció
n
Insoluble
Gráfica 12. Flotación primaria de cargas de alimentación a molino, recuperación y ley de insolubles
78
3.1.2. Flotación Cinética.
La flotación cinética consiste en hacer una flotación primaria de 2 kg de
muestra de la cual se toman muestras de concentrado cada determinado
tiempo, para tener al final de la muestra 5 concentrados, que se analizas
posteriormente, para ver la recuperación que se obtiene a distintos tiempos
de la flotación.
En las siguientes graficas se muestra el % de recuperación acumulado,
proporcionando el comportamiento de las distintas partículas durante la
flotación, el tiempo donde se da la máxima recuperación y que tanto es
factible seguir flotando después de alcanzar la máxima recuperación.
La grafica 13 muestra un comportamiento similar para ambos espumantes,
alcanzando una recuperación del 80% de Cobre aun tiempo de 5 minutos se
alcanza la máxima recuperación de 84% aproximadamente y en 18 minutos
más solo se incrementa 1%.
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25% d
e R
ecu
pe
raci
ón
Acu
mu
lad
o
Minutos
Comportamiento de la Flotación de Cu
Cu M91
Cu M91-F
Gráfica 13. Comportamiento de la flotación del cobre
79
La grafica 14 muestra que en la prueba de flotación cinética de molibdeno se
observa un comportamiento de 7 % mayor de recuperación del espumante
M91-F, por sobre el espumante M91 a un tiempo de 5 minutos, 18 minutos
después aumenta solo 3 % con el espumante M91-F y 4 % con el espumante
M91, dando una recuperación superior final máxima de 5 % usando el
espumante M91-F.
El espumante M91-F tiene un comportamiento similar usando ambos
espumantes, ya que a los 5 minutos alcanzan una recuperación del 14% de
CuO, y al final de la prueba solo aumentan 2% más la recuperación, tal como
lo muestra la grafica 15.
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25
% d
e R
ecu
pe
raci
ón
Acu
mu
lad
o
Minutos
Comportamiento de la Flotación de Mo
Mo M91
Mo M91-F
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25
% d
e R
ecu
pe
raci
ón
Acu
mu
lad
o
Minutos
Comportamiento de la Flotación de CuO
CuO M91
CuO M91-F
Gráfica 14. Comportamiento de la flotación del molibdeno.
Gráfica 15. Comportamiento de la flotación del CuO.
80
El espumante M91-F se muestra más selectivo, al tener una menor
comportamiento de arrastre del hierro, con respecto al M91, ya que al llegar a
la máxima recuperación, el espumante M91-F recupera menos Hierro con
respecto al espumante M91-F, en el mismo tiempo. Ver grafica 16.
La grafica 17 indica que el espumante M91-F muestra una pequeña diferencia
en cuanto al comportamiento de arrastre de insolubles, en comparación con
el espumante M91, esto favorece a un concentrado más limpio, haciendo del
espumante M91-F más selectivo con respecto al espumante M91.
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25
% d
e A
rras
tre
Acu
mu
lad
o
Minutos
Comportamiento del Arrastre de Fe
Fe M91
Fe M91-F
0
0.5
1
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2
2.5
0 5 10 15 20 25
% d
e A
rras
tre
Acu
mu
lad
o
Minutos
Comportamiento del Arrastre de Insolubles
Ins M91
Ins M91-F
Gráfica 16. Comportamiento del arrastre del hierro
Gráfica 17. Comportamiento del arrastre de insolubles
81
Gráfica 18. Comportamiento de la flotación del espumante m91.
Gráfica 19. Comportamiento de la flotación del espumante m91-f.
Analizando las gráficas 18 y 19, se observa un comportamiento muy similar en
ambos espumantes en cuanto a la recuperación del Cobre, un
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20
30
40
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0 5 10 15 20 25Co
nte
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s e
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cen
trad
o
Minutos
Comportamiento de la Flotacion M91
Cu M91
CuO M91
Mo M91
Fe M91
Ins M91
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% d
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ido
Me
talic
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tota
les
en
C
on
cen
trad
o
Minutos
Comportamiento de la Flotacion M91-F
Cu M91-F
CuO M91-F
Mo M91-F
Fe M91-F
Ins M91-F
82
comportamiento de mayor recuperación de Oxido de Cobre y Molibdeno del
espumante M91-F, y un comportamiento de menor recuperación de Hierro e
Insolubles del espumante M91-F en el mismo tiempo en comparación con el
espumante M91. Todos estos datos indican una mayor selectividad en cuanto
a los minerales de interés, dando así concentrados más limpios.
La mínima cantidad de insolubles, así como la máxima recuperación
alcanzada de cobre, molibdeno e insolubles, se debe básicamente a que no se
alcanza la completa liberación de las partículas valor, ya que la molienda
como ya se mencionó, solo alcanza un tamaño de partícula de 280 micras, y el
tamaño ideal de liberación es de 150 micras, así se entiende que los
insolubles son arrastrados por estar unidos a las partículas valor, y a que se
alcance una máxima recuperación debido a las partículas valor que no
alcanzaron a ser liberadas y que por lo tanto no interactuaron con los
colectores, pasando a formar parte de las colas. Aunque la diferencia en
cuanto a cada comportamiento de flotación parece mínima, no se debe olvidar
el alto tonelaje que se maneja en planta, y por lo tanto la gran cantidad que
representan esas pequeñas variaciones.
83
3.1.3. Flotación por Tamaño de Partícula
La capacidad de arrastre de las burbujas en la espuma formada por los
espumantes fue muy similar, a excepción de que el espumante M91-F tiene
una mayor recuperación de finos menores a 400 mallas, tal y como lo muestra
la gráfica 20.
El balance mostro que el mayor contenido metálico de Cobre se encuentra
entre las mallas 140 (106 µm), la malla 200 (75 µm) y la malla 270 (53 µm). En
estas mallas se encuentra entre 0.85% a 0.75% de Cobre. También se
encontró que la mayor pérdida de cobre se da en las mallas menores a 400,
con casi 0.1% de Cobre metálico de Perdida. Ver grafica 21.
0
5
10
15
20
25
500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
% d
e P
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van
tad
as
Micras
Distribucion de Tamaños de Particulas Levantadas
M91
M91-F
500µM91
500µM91-F
297µM91
297µM91-F
210µM91
210µM91-F
149µM91
149µM91-F
105µM91
105µM91-F
74µM91
74µM91-F
53µM91
53µM91-F
44µM91
44µM91-F
37µM91
37µM91-F
´-37µM91
-37µM91-F
Rec Cu 6.09 6.62 48.72 40.08 76.54 75.05 86.59 84.70 88.81 89.09 94.06 93.68 91.46 91.96 93.51 93.45 91.20 91.61 57.41 68.40
Grado Cu 0.61 0.69 1.23 1.12 1.93 2.15 2.90 2.99 4.37 4.19 6.20 6.05 7.82 8.19 9.90 9.75 10.02 10.73 10.97 11.25
0.00
2.00
4.00
6.00
8.00
10.00
12.00
0.0010.0020.0030.0040.0050.0060.0070.0080.0090.00
100.00
% R
ecu
per
ació
n
% Recuperación de Cobre:
Gráfica 20. Distribución de tamaño de partículas levantadas
Gráfica 21. Porciento de recuperación y ley de cobre por tamaño de partícula.
84
Gráfica 22. Distribución del Cu por tamaño de particular usando el espumante M91.
Comparando los datos de las flotaciones de ambos espumantes se observa
que en la mallas con mayor contenido metálico de Cobre, el porciento de
recuperación es mayor en promedio para el espumante M91-F, tal como lo
muestran las gráficas 22 23.
Gráfica 23. Distribución del Cu por tamaño de particular usando el espumante M91-F.
También se muestra una mayor recuperación del espumante M91-F en donde
se pierde más mineral, que es cuando los tamaños de partículas son menores
0.0000
0.1000
0.2000
0.3000
0.4000
0.5000
0.6000
0.7000
0.8000
0.9000
500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
Dis
trib
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Me
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n g
.
Micras
Distribucion de Contenido Metalico de Cu por Tamaño de Particula con el Espumante M91
Alimentación
Concentrado
Colas
0.00
0.10
0.20
0.30
0.40
0.50
0.60
0.70
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0.90
500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
Dis
trib
uci
ón
Me
talic
a e
n g
.
Micras
Distribucion de Contenido Metalico de Cu por Tamaño de Particula con el Espumante M91-F
Alimentación
Concentrado
Colas
85
a 37micras, con 11 puntos porcentuales más de recuperación con respecto al
espumante M91.
La mayor pérdida de Molibdeno se encuentra en las partículas con tamaños
mayores 210 micras, en donde se obtiene una mayor recuperación con el
espumante M91-F, en comparación con el espumante M91. En todos los
demás tamaños de partícula se obtuvo en promedio un porcentaje de
recuperación mayo por 3 puntos porcentuales con el espumante M91. Ver
grafica 24.
Gráfica 25. Distribución del Mo por tamaño de particular usando el espumante M91.
Cabe señalar que en tamaños de partícula por debajo de las 37 micras,
también se obtuvo una mejor recuperación con el espumante M91-F por casi
500µM91
500µM91-
F
297µM91
297µM91-
F
210µM91
210µM91-
F
149µM91
149µM91-
F
105µM91
105µM91-
F
74µM91
74µM91-
F
53µM91
53µM91-
F
44µM91
44µM91-
F
37µM91
37µM91-
F
´-37µM91
-37µM91-
F
Rec Mo 6.39 26.75 62.18 65.53 84.36 81.69 92.99 86.98 93.34 85.61 96.80 92.43 94.66 92.79 87.58 92.07 95.49 82.26 85.79 95.58
Grado Mo 0.45 0.45 0.37 0.38 0.34 0.36 0.41 0.41 0.59 0.49 0.49 0.60 0.54 0.71 0.58 0.64 0.68 0.71 0.81 0.74
0.000.100.200.300.400.500.600.700.800.90
0.0010.0020.0030.0040.0050.0060.0070.0080.0090.00
100.00
% R
ecu
pe
raci
ón
% Recuperación de Molibdeno:
0.00
0.02
0.04
0.06
0.08
0.10
0.12
500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
Dis
trib
uci
ón
Me
talic
a e
n g
Micras
Distribucion de Contenido Metalico de Mo por Tamaño de Particula con el Espumante M91
Alimentación
Concentrado
Colas
Gráfica 24. Porciento de Recuperación y Ley de Molibdeno por Tamaño de Partícula.
86
10 puntos porcentuales en comparación con el espumante M91, tal como se
muestra en las gráficas 25 y 26.
Gráfica 26. Distribución del Mo por tamaño de particular usando el espumante M91-F.
En la recuperación de CuO se nota claramente un mejor rendimiento usando
el espumante M91F, en comparación con el espumante M91, que en promedio
recupero más de 10 puntos porcentuales. Cabe señalar que en las partículas
con tamaño mayor a 210 micras la diferencia de recuperación es
considerable, como puede observar en la grafica 27.
0.00
0.02
0.04
0.06
0.08
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0.12
500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
Dis
trib
uci
ón
Me
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a e
n g
Micras
Distribucion de Contenido Metalico de Mo por Tamaño de Particula con el Espumante M91-F
Alimentación
Concentrado
Colas
500µM91
500µM91-F
297µM91
297µM91-F
210µM91
210µM91-F
149µM91
149µM91-F
105µM91
105µM91-F
74µM91
74µM91-F
53µM91
53µM91-F
44µM91
44µM91-F
37µM91
37µM91-F
´-37µM91
-37µM91-F
Rec CuO 12.92 60.03 31.70 60.30 22.86 41.50 53.27 46.46 45.67 45.33 52.68 59.86 45.86 46.66 40.63 60.92 46.62 37.64 4.58 8.77
Grado CuO 0.08 1.20 0.04 0.17 0.06 0.08 0.11 0.11 0.09 0.09 0.11 0.15 0.23 0.22 0.19 0.34 0.37 0.24 0.28 0.30
0.00
0.20
0.40
0.60
0.80
1.00
1.20
1.40
0.0010.0020.0030.0040.0050.0060.0070.0080.0090.00
100.00
% R
ecu
pe
raci
ón
% Recuperación de CuO:
Gráfica 27. Porciento de recuperación y ley de CuO por tamaño de partícula.
87
Gráfica 28. Distribución del CuO por tamaño de particular usando el espumante M91.
También se observa una mayor recuperación por debajo de las 37 micras de
más de 4 puntos porcentuales usando el espumante M91F, al compararlo con
el espumante M91, como se observa en las gráficas 28 y 29.
Gráfica 29. Distribución del CuO por tamaño de particular usando el espumante M91-F.
Debe mencionarse que la recuperación del CuO es en realidad baja, y que la
mayor cantidad se encuentra en tamaños de micra muy bajos, lo que
demuestra su facilidad de fractura y alcanzar tamaños pequeños.
0.00
0.02
0.04
0.06
0.08
0.10
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500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
Dis
trib
uci
ón
Me
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n g
Micras
Distribucion de Contenido Metalico de CuO por Tamaño de Particula con el Espumante M91
Alimentación
Concentrado
Colas
0.00
0.02
0.04
0.06
0.08
0.10
0.12
500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
Dis
trib
uci
ón
Me
talic
a e
n g
Micras
Distribucion de Contenido Metalico de CuO por Tamaño de Particula con el Espumante M91-F
Alimentación
Concentrado
Colas
88
Gráfica 30.Por ciento de Arrastre y Ley de Fe por Tamaño de Partícula.
La presencia de Fe en los concentrados se debe en parte a la calcopirita,
principal mineral de cobre que se recupera, y a la gran cantidad de pirita
dentro de la alimentación, a pesar de que el arrastre se inhibe con el alto pH,
obteniéndose arrastres de menos del 50 por ciento en tamaños de partículas
menores a 50 micras, en tamaños mayores se observa un mayor arrastre. Ver
grafica 30.
Gráfica 31. Distribución del Fe por tamaño de particular usando el espumante M91.
Recordando que son pruebas de flotación primarias, se entiende el alto
contenido de Fe en los concentrados, teniendo mayor arrastre por 2 puntos
porcentuales usando el espumante M91-F, al comparar las gráficas 31 y 32.
500µM91
500µM91-
F
297µM91
297µM91-
F
210µM91
210µM91-
F
149µM91
149µM91-
F
105µM91
105µM91-
F
74µM91
74µM91-
F
53µM91
53µM91-
F
44µM91
44µM91-
F
37µM91
37µM91-
F
´-37µM91
-37µM91-
F
RecFe 24.12 23.13 58.94 57.22 65.00 66.10 69.66 69.30 65.00 66.54 69.18 68.46 47.50 51.22 47.72 48.02 42.15 43.96 32.14 55.03
Grado Fe 32.57 35.81 24.77 27.85 24.01 26.06 28.83 29.93 33.82 33.84 33.69 35.77 34.69 35.30 34.85 36.37 33.83 35.42 34.49 34.64
0.00
5.00
10.00
15.00
20.00
25.00
30.00
35.00
40.00
0.0010.0020.0030.0040.0050.0060.0070.0080.0090.00
100.00
% A
rras
tre
% Arrastre de Hierro:
0.0
2.0
4.0
6.0
8.0
10.0
500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
Dis
trib
uci
ón
Me
talic
a e
n g
Micras
Distribucion de Contenido Metalico de Fe por Tamaño de Particula con el Espumante M91
Alimentación
Concentrado
Colas
89
Gráfica 32. Distribución del Fe por tamaño de particular usando el espumante M91-F.
Gráfica 33. Por ciento de arrastre y ley de Fe por tamaño de partícula.
A pesar del mínimo arrastre de insolubles que se observa en la flotación, no
debe olvidarse que es porcentual y representa una gran cantidad del
concentrado primario. En la gráfica 33 se puede apreciar que la mayor
cantidad de insolubles que son arrastrados al concentrado son de tamaño
mayor a 70 micras, lo que evidencia que su arrastre es debido a que vienen
acompañados de partículas de valor que no alcanzaron a liberarse
completamente.
El espumante M91-F demostró un menor arrastre al tener en promedio 0.12%
menor arrastre de insolubles que el espumante M91, reduciendo así la
cantidad de insolubles en el concentrado primario.
0.0
1.0
2.0
3.0
4.0
5.0
6.0
7.0
8.0
9.0
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500 µ 297 µ 210 µ 149 µ 105 µ 74 µ 53 µ 44 µ 37 µ -37 µ
Dis
trib
uci
ón
Me
talic
a e
n g
Micras
Distribucion de Contenido Metalico de Fe por Tamaño de Particula con el Espumante M91-F
Alimentación
Concentrado
Colas
500µM91
500µM91-
F
297µM91
297µM91-
F
210µM91
210µM91-
F
149µM91
149µM91-
F
105µM91
105µM91-
F
74µM91
74µM91-
F
53µM91
53µM91-
F
44µM91
44µM91-
F
37µM91
37µM91-
F
´-37µM91
-37µM91-
F
Rec Ins 0.31 0.16 2.30 1.74 2.82 2.53 2.08 1.92 0.76 0.81 0.73 0.49 0.19 0.25 0.18 0.15 0.13 0.12 0.12 0.24
Grado Ins 22.46 13.52 42.16 37.22 42.74 38.96 31.04 28.30 15.38 15.76 11.30 7.580 5.260 6.320 4.500 3.840 3.940 3.440 4.800 3.640
0.0005.00010.00015.00020.00025.00030.00035.00040.00045.000
0.00
0.50
1.00
1.50
2.00
2.50
3.00
% A
rras
tre
% Arrastre de Insolubles:
90
3.1.4. Flotación Primaria de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto
Oxido de Cobre
En la gráfica 34 se observa que al tener muestras con alto contenido de Cobre
y Molibdeno se favoreció la recuperación de Cobre usando el espumante M91-
F con 89% y 76% respectivamente, no así usando cargas con alto contenido
de Oxido de cobre, donde se notó una mejor recuperación usando el
espumante M91 con 72%.
También se observa que el grado de cobre en los concentrados se mantiene
muy parecido, notando un pequeño aumento un grado en las cargas de alto
cobre y alto CuO con el espumante M91-F, y disminuye 0.4 grados usando el
mismo espumante con cargas de alto Mo.
Alto Cu M91 Alto Cu M91F Alto Mo M91 Alto Mo M91F Alto Oxi M91 Alto Oxi1F
Rec Cu 88.38099044 89.0808166 75.95012987 76.06002311 72.97193576 67.02581249
Grado Cu 10.187 11.20666667 5.19 4.785333333 10.5 10.44
0
2
4
6
8
10
12
0102030405060708090
100
% R
ecu
pe
raci
ón
% Recuperación de Cobre:
Alto Cu M91 Alto Cu M91F Alto Mo M91 Alto Mo M91F Alto Oxi M91 Alto Oxi1F
Rec Mo 56.75853755 56.51918284 78.95915618 81.69009177 64.82337488 62.54682019
Grado Mo 0.117 0.120666667 1.696 1.734 0.44 0.458666667
00.20.40.60.811.21.41.61.82
0102030405060708090
100
% R
ecu
pe
raci
ón
% Recuperación de Molibdeno:
Gráfica 35. Porciento de recuperación y ley de molibdeno en flotación primaria con cargas de alto cobre, alto
molibdeno y alto CuO.
Gráfica 34. Porciento de recuperación y ley de cobre en flotación primaria con cargas de alto cobre, alto molibdeno y alto CuO.
91
En la gráfica 35 se nota que la mejor recuperación se logró usando cargas de
alto Molibdeno y el espumante M91-F con 81% de recuperación, con cargas de
alto Cobre se notan resultados similares usando ambos espumantes, variando
solo por 0.2% y con cargas de alto CuO se logró mayor recuperación usando
el espumante M91 por casi 2% por encima del espumante M91-F con 64% de
recuperación.
En la gráfica 36 se observa que con cargas de alto Cobre se observó la mejor
recuperación de CuO usando el espumante M91-F llegando a 56% de
recuperación, al usar cargas de alto Molibdeno se obtiene una mejor
recuperación usando el espumante M91-F, por casi 10 puntos porcentuales
por encima del espumante M91, y usando cargas con alto Oxido de Cobre, se
observan las menores recuperaciones siendo apenas la mayor de 20% de
recuperación usando el espumante M91.
Alto Cu M91 Alto Cu M91F Alto Mo M91 Alto Mo M91F Alto Oxi M91 Alto Oxi1F
Rec CuO 54.19360661 56.26131951 24.72342222 34.45387788 20.12599829 18.78912222
Grado CuO 0.113333333 0.111 0.077 0.083333333 0.442666667 0.404333333
00.050.10.150.20.250.30.350.40.450.5
0102030405060708090
100
% R
ecu
pe
raci
ón
% Recuperación de CuO:
Alto Cu M91 Alto Cu M91F Alto Mo M91 Alto Mo M91F Alto Oxi M91 Alto Oxi1F
Rec Fe 33.17600933 34.687551 47.74631651 51.95030777 36.05136536 35.74802105
Grado Fe 25.17333333 26.81666667 32.86 34.08 30.51333333 32.18333333
0510152025303540
0102030405060708090
100
% A
rras
tre
% Arrastre de Fe:
Gráfica 37. Porciento de arrastre y ley de hierro en flotación primaria con cargas de alto cobre, alto molibdeno y alto CuO.
Gráfica 36. Porciento de recuperación y ley de CuO en flotación primaria con cargas de alto cobre, alto molibdeno y alto CuO.
92
En la gráfica 37 el arrastre de Hierro se nota muy parecido con cargas de alto
Cobre y alto CuO, con intervalos de 33% al 34%, y del 35 al 36%
respectivamente usando el espumante M91 y M91-F, y aumenta con las cargas
de alto Molibdeno al 47% y 51% de arrastre de Hierro usando el espumante
M91 y el espumante M91-F respectivamente, dejando en claro que el
espumante M91-F arrastra más Fe.
En la gráfica 38 se observa que los insolubles aumentan con las cargas de alto
Cobre y alto CuO, observándose el mayor arrastre con el espumante M91 con
1.39% y 0.93% de arrastre del total de insolubles, y los menores arrastres de
insolubles se logran con cargas de alto Molibdeno, con 0.62% de arrastre
usando el espumante M91-F.
Resumiendo se observa una mejor recuperación de Cobre y CuO, con cargas
de alto Cobre y alto Molibdeno, usando el espumante M91-F, obteniendo
concentrados con menos insolubles, pero con mayor cantidad de Fe, por más
de 3% en cargas de alto Mo .La recuperación del Molibdeno fue muy similar en
ambos espumantes usando cargas de alto Cu, con 56.7% y 56.5% de
recuperación, con cargas de alto Mo se observaron las mejores
recuperaciones con 78.9% y 81.6% de recuperación siendo mayor usando el
espumante M91-F, y con cargas de alto CuO se recuperó 64% y 62%
respectivamente de Mo respectivamente. El espumante M91-F tuvo mayor
arrastre de Fe usando cargas de alto Cu y Mo, no así con cargas de alto CuO.
Alto Cu M91 Alto Cu M91F Alto Mo M91 Alto Mo M91F Alto Oxi M91 Alto Oxi1F
Rec Ins 1.396775228 1.247285237 0.574324697 0.625114924 0.931376338 0.780817126
Grado Ins 32.89333333 28.68 16.75333333 16.52666667 17.80666667 15.14666667
0
5
10
15
20
25
30
35
0.5
0.7
0.9
1.1
1.3
1.5
1.7
1.9
% A
rras
tre
% Arrastre de Insolubles:
Gráfica 38. Porciento de arrastre y ley de insolubles en flotación primaria con cargas de alto cobre, alto
molibdeno y alto CuO.
93
3.1.1. Flotación de Cinco Ciclos
El desempeño del espumante M91-F en cuanto a recuperación de Cobre fue
superior en las pruebas de cinco ciclos usando los tres tipos de carga, tal
como lo describe la gráfica 39, siendo considerablemente superior usando
cargas de alto Molibdeno con 5 puntos porcentual por sobre la recuperación
usando el espumante M91. Los grados obtenidos por el espumante M91-F
fueron menores en comparación con el espumante M91, con diferencias
considerables usando cargas de alto Cobre.
Alto OxiM91
Alto OxiM91F
Alto MoM91
Alto MoM91F
Alto CuM91
Alto CuM91F
Rec Cu 79.785 81.482 75.937 80.027 85.665 88.587
Grado Cu 23.830 19.173 21.632 18.648 25.322 20.392
0.000
5.000
10.000
15.000
20.000
25.000
30.000
0.000
10.000
20.000
30.000
40.000
50.000
60.000
70.000
80.000
90.000
100.000
% R
ecu
pe
raci
ón
% Recuperación de Cobre:
Alto OxiM91
Alto OxiM91F
Alto MoM91
Alto MoM91F
Alto Cu M91Alto CuM91F
Rec Mo 57.055 70.137 72.745 82.200 36.698 35.671
Grado Mo 0.868 0.830 7.815 7.484 0.318 0.251
0.0001.0002.0003.0004.0005.0006.0007.0008.0009.000
0.00010.00020.00030.00040.00050.00060.00070.00080.00090.000
100.000
% R
ecu
pe
raci
ón
% Recuperación de Mo:
Gráfica 39. Porciento de recuperación y ley de cobre en flotación de cinco ciclos con cargas de alto
cobre, alto molibdeno y alto CuO.
Gráfica 40. Porciento de recuperación y ley de molibdeno en flotación de cinco ciclos con cargas de alto
cobre, alto molibdeno y alto CuO.
94
La recuperación de Molibdeno fue superior usando el espumante M91-F con
cargas de alto Oxido de Cobre y alto Molibdeno, como lo muestra la grafica
40, con cargas de alto Cobre la recuperación fue muy parecida usando ambos
espumantes, con una diferencia de 0.9 por ciento superior por parte del
espumante M91. Los grados de recuperación fueron muy similares usando
ambos espumantes.
La recuperación de CuO usando el espumante M91-F solo fue superior usando
cargas de alto contenido de CuO por una diferencia muy considerable de 11
puntos porcentuales, tal como lo describe la gráfica 41, con cargas de alto
Molibdeno y alto Cobre la mayor recuperación fue usando el espumante M91,
teniendo la mayor recuperación usando cargas de alto Cobre.
Alto OxiM91
Alto OxiM91F
Alto MoM91
Alto MoM91F
Alto CuM91
Alto CuM91F
Rec CuO 8.578 19.535 3.533 1.376 24.927 22.862
Grado CuO 0.294 0.434 0.056 0.015 0.222 0.170
0.0000.0500.1000.1500.2000.2500.3000.3500.4000.4500.500
0.00010.00020.00030.00040.00050.00060.00070.00080.00090.000
100.000
% R
ecu
pe
raci
ón
% Recuperación de CuO:
Alto OxiM91
Alto OxiM91F
Alto MoM91
Alto MoM91F
Alto CuM91
Alto CuM91F
Rec Fe 12.744 19.176 7.989 10.675 15.153 20.958
Grado Fe 21.016 24.394 24.359 25.261 26.920 28.137
0.000
5.000
10.000
15.000
20.000
25.000
30.000
0.00010.00020.00030.00040.00050.00060.00070.00080.00090.000
100.000
% A
rras
tre
% Arrastre de Fe:
Gráfica 41. Porciento de recuperación y ley de CuO en flotación de cinco ciclos con cargas de alto
cobre, alto molibdeno y alto CuO
Gráfica 42. Porciento de recuperación y ley de hierro en flotación de cinco ciclos con cargas de alto
cobre, alto molibdeno y alto CuO
95
El espumante M91-F arrastro más hierro usando los tres tipos de cargas
durante las pruebas, aun en las cargas de alto Cobre, donde se notó la mayor
cantidad de arrastre, con 8 puntos porcentuales por encima del espumante
M91, tal como lo describe la gráfica 42.
A pesar de que cierta parte del Fe es arrastrado porque viene en forma de
calcopirita, y es natural que el espumante que recupero más Cu, arrastre más
Fe, se nota un mayor arrastre de Fe con el espumante M91-F, aun mayor al
porcentaje de esté equivalente a la calcopirita, el cual se debe a la flotación
de pirita, tal como lo muestra la gráfica 50.
En resumen el espumante M91-F obtuvo un mejor rendimiento en la flotación
de cobre al recuperar 81.2% usando cargas de alto CuO, 80% usando cargas
de alto Mo y 88.5% usando cargas de alto Cu, 2%, 4% y 3% más de
recuperación que usando el espumante M91 respectivamente. También se
recuperó más molibdeno usando el espumante M91-F al recuperar 70%
usando cargas de alto CuO y 82.2% usando cargas de alto Mo, 13% y 10% más
de recuperación que con el espumante M91. Con cargas de alto Cu el
espumante M91 tuvo una mejor recuperación de Mo con 36.6%, 1% más que el
espumante M91-F.
El arrastre de hierro fue superior en el espumante M91-F usando cualquier
tipo de carga, disminuyendo el grado del cobre y molibdeno, y aumentando el
peso del concentrado final.
EspumanteM91
EspumanteM91-F
EspumanteM91
EspumanteM91-F
EspumanteM91
EspumanteM91-F
Alto Cu Alto Mo Alto CuO
Fe de arrastre 2.958733194 15.55906835 2.340752908 4.507368903 0 14.6659832
Fe de Calcopirita 29.73910642 32.7172227 12.56866509 13.4120601 25.109287 45.5476318
0
10
20
30
40
50
60
70
Co
nte
nid
o M
eta
lico
de
Fe
Distribución de Fe en el concentrado
Gráfica 50. Distribución de hierro en el concentrado.
96
3.2. Prueba en Planta Concentradora
La prueba en la planta concentradora duro 7 días, de los cuales, dos y medio
se emplearon en la primera sección y los restantes en la segunda sección, tal
como lo describe la tabla 21.
Tabla 21.Dias y Secciones en que tuvo lugar la Prueba en Planta
Día de Prueba
Fecha Sección
Observaciones I II
1 15-10-12 M91-F M91
Comenzó la prueba dosificando en la sección 1 el espumante M91-F, en la misma dosificación que el espumante M91 en la sección 2. Para empezar a tomar muestra se esperó 6 horas.
2 16-10-12 M91-F M91 Se siguió la prueba aplicando la dosificación,
limitada por operación, ya que quedaron fuera los molinos 7 y 5, reanudado operación en la noche.
3 17-10-12 M91 M91-F Se cambia de sección a las 9:30 am, y se alimentan 1200 ml/ minuto, se espera a que el banco se nivele
y se toma muestra
4 18-10-12 M91 M91-F Se tomó muestra del circuito completo de la
segunda sección a las 3 pm. La dosificación en ambas secciones era de 1300 ml/minuto.
5 19-10-12 M91 M91-F Se detuvo la prueba por paro programado de 10 am a 1 pm, se reanudo la prueba al finalizar el paro.
6 23-10-12 M91 M91-F Se dosifico a 700 ml/minuto ya que el banco 10 y el molino 7 quedaron fuera.
7 24-10-12 M91 M91-F Se muestreo circuito completo en las dos secciones, se detuvo la prueba en la noche.
La prueba se para el fin de semana por falta de personal para muestrear en la
planta, además de que el molino 7 y 8 quedaron fuera, lo cual representaba
una clara desventaja para la comparación de los espumantes en sus
respectivas secciones.
Se reanudo la prueba el martes 23 a las 9:00 am usando el espumante M91-F
en la sección 2 y se acabó la prueba al agotarse el espumante la madrugada
del 25.
97
3.2.1. Cinética en Planta
Gráfica 43. Cinética de Recuperación del Cu.
El comportamiento de ambas secciones es muy similar, el espumante M91-F
presenta una mayor recuperación al alcanzar la máxima de recuperación de
ambos espumantes en menos tiempo. Ver grafica 43.
Gráfica 44. Cinética de Recuperación del Mo.
En ambas secciones se alcanza una recuperación de molibdeno muy parecida
en el mismo tiempo de flotación en la planta concentradora. Ver grafica 44.
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 5 10 15 20 25 30
% d
e R
ecu
pe
raci
ón
Acu
mu
lad
o
Minutos
Comportamiento en Planta del Cu
Cu M91
Cu M91-F
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
0 5 10 15 20 25 30
% d
e R
ecu
pe
raci
ón
Acu
mu
lad
o
Minutos
Comportamiento en Planta del Mo
Mo M91
Mo M91-F
98
Gráfica 45. Cinética de Recuperación del CuO.
El comportamiento de la recuperación del CuO muestra una mayor ventaja del
espumante M91-F, al alcanzar la máxima recuperación en su sección, por
sobre la sección donde se usó el espumante M91, en el mismo intervalo de
tiempo, tal como lo muestra la gráfica 46, lo que también demuestra un mayor
tamaño de arrastre para los óxidos de cobre al usar el espumante M91-F.
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30
% d
e R
ecu
pe
raci
ón
Acu
mu
lad
o
Minutos
Comportamiento en Planta del CuO
CuO M91
CuO M91-F
99
3.2.2. Muestreos Especiales
La propia planta muestrea todos los días cada 2 horas ambas secciones de la
flotación, estas muestras son útiles para observar el comportamiento del
espumante M91-F durante los días de prueba;
Días 1, 2 y 3, durante los cuales el espumante M91-F se probó en la sección 1:
La gráfica 45 muestra una recuperación promedio de Cobre en la Sección I de
87.239% empleando el espumante M91-F, mientras que para la Sección II
donde se empleó el M-91 una recuperación promedio de 84.923%, se observa
así, un incremento de 2.313% más en la sección donde se usó el espumante
M91-F.
78.00
80.00
82.00
84.00
86.00
88.00
90.00
92.00
% de Recuperación de Cu
Seccion 1
Seccion 2
6567697173757779818385878991
% de Recuperación de Mo
Seccion 1
Seccion 2
Gráfica 46. Porciento de recuperación de cobre en planta concentradora los días 1, 2 y 3 de la prueba.
Gráfica 51. Porciento de recuperación de molibdeno en planta concentradora los días 1, 2 y 3 de la
prueba.
100
En la gráfica 51 la recuperación de Molibdeno se incrementó a 82.045% en la
sección I, la sección donde se usó el espumante M91-F, mostrando un
incremento del 5.327% con respecto a la sección II donde se recuperó el
76.728%, confirmando así el comportamiento mostrado en las pruebas de
laboratorio.
En la gráfica 47 se observa la segunda fase, los Días 3, 4 y 5, donde se usó el
espumante M91-F en la sección II;
En los días que siguieron en la prueba se observa una recuperación de
82.983% y 83.998% de Cobre en la sección I y II respectivamente,
recuperando 1.015% más donde se usó el espumante M91-F, la sección II, la
parte cortada fue del tiempo de paro programado de la Planta Concentradora.
78.00
80.00
82.0084.00
86.0088.0090.00
92.00
% de Recuperación de Cu
Seccion 1
Seccion 2
65676971737577798183858789
% de Recuperación de Mo
Seccion 1
Seccion 2
Gráfica 47. Porciento de recuperación de cobre en planta concentradora los días 3, 4 y 5 de la prueba.
Gráfica 48. Porciento de recuperación de molibdeno en planta concentradora los días 3, 4 y 5 de la prueba.
101
En la gráfica 48 las recuperaciones de molibdeno fueron del 78.884% en la
sección I y de 77.176% en la sección II, marcando una diferencia de 1.708% de
recuperación mayor en la sección donde se usó el espumante M91, pero
acortando significativamente la diferencia de recuperación con respecto a los
días anteriores de prueba.
En la gráfica 49 se observan los Días 6 y 7, donde el espumante se probó en la
sección II.
La recuperación de cobre fue en promedio de 82.62% en la sección I y 84.31%
en la sección II, con una diferencia de 1.69% más en la sección II donde se usó
el espumante M91-F.
74.00
76.00
78.00
80.00
82.00
84.00
86.00
88.00
% de Recuperacion de Cu
TOTAL Cu Secc 1
TOTAL Cu Secc 2
65.00
67.00
69.00
71.00
73.00
75.00
77.00
79.00
81.00
83.00
85.00
% de Recuperacion de Mo
TOTAL Mo Secc 1
TOTAL Mo Secc 2
Gráfica 49. Porciento de recuperación de cobre en planta concentradora los días 6 y 7 de la
prueba.
Gráfica 50. Porciento de recuperación de molibdeno en planta concentradora los días 6 y 7 de la prueba.
102
En la gráfica 50 la recuperación de molibdeno fue en promedio de 77.43% en
la sección I y 77.79% en la sección II, con una diferencia de 0.36% más en la
sección II donde se usó el espumante M91-F.
La prueba en planta muestra en general un mejor desempeño del espumante
M91-F, sobre el espumante estándar M91, tanto en la recuperación de Cobre
de 1.67% más de recuperación, como en la recuperación de Molibdeno con
1.33% más de recuperación, lo que equivaldría a 4.236 Ton más de cobre y
544.63 Kg más de Mo recuperado en lo que duro la prueba. Sin embargo el
tiempo de la prueba fue muy corto, y siempre estuvo limitado por las
operaciones en planta, tales como el paro de molinos por fallas de bombas, o
mantenimiento programado, etc.
103
IV. Conclusiones.
En las pruebas de flotación primaria usando cargas de mineral de
alimentación a molino, el espumante M91-F recupero mayor cantidad de
Cobre (2.19% más) y Molibdeno (4.8% más) sobre el porcentaje de
recuperación del espumante actualmente utilizado en planta (M-91), y se
obtuvieron menos cantidad de arrastre de Insolubles y Hierro, inevitables
debido a la falta de la liberación total tanto de las partículas de cobre como
las partículas de molibdeno, El concentrado obtenido resulto ser más limpio y
de mejor ley que el obtenido por el espumante actual.
En las pruebas cinéticas de flotación usando cargas de alimentación a molino
se observó que el espumante M91-F presenta una mayor recuperación para el
Molibdeno, en un tiempo igual usando el espumante M91. Los resultados de
las pruebas de flotación cinética del Cobre resultaron ser muy similares,
incluyendo el porciento de recuperación que se podía obtener en un tiempo
largo de flotación.
Las pruebas de flotación por tamaño de partícula usando cargas con mineral
de alimentación a molino, se determinó que el espumante M91-F fue más
selectivo tanto en las partículas de gran tamaño (con un tamaño de micra
mayor a 500 µm) como en las partículas muy finas, (con tamaños de micra
menor a 37 µm), con una mayor selectividad de las partículas de Molibdeno
con respecto a las partículas de Cobre sobre el espumante M91.
El espumante M91-F presenta una mayor recuperación de partículas finas
menores a 100 µm, principalmente de molibdeno, esto permitiría moler más
fino para liberar las partículas, las cuales al no estar liberadas contaminan los
concentrados.
En las pruebas de flotación primaria para minerales de alto Cobre, el
espumante M91-F recupero mayor cantidad de cobre (0.7%) y oxido de cobre
(2.2%) sobre el espumante M91, la recuperación de molibdeno fue mayor
(0.15%) usando el espumante M91, también se observó una mayor cantidad de
arrastre de hierro (1.5%) y una menor cantidad de arrastre de insolubles
(0.3%) usando el espumante M91-F en comparación con el espumante M91.
Utilizando cargas de mineral de alto cobre en las pruebas de cinco ciclos el
espumante M91-F recupero mayor cantidad de cobre (1.7%), oxido de cobre
(10.96%) y molibdeno (13.08%), y cobre como calcopirita, donde el hierro
presente pertenece a la calcopirita, lo que se traduce en una mayor
104
recuperación de mineral valor, con una disminución de ley por arrastre de
hierro.
Al usar cargas de alto contenido de molibdeno en pruebas primarias, el
espumante M91-F recupero mayor cantidad de cobre (0.11%), molibdeno
(2.74%) y de óxido de cobre (9.73%), también se observó una mayor cantidad
de arrastre de hierro (4.21%) y arrastre de insolubles (0.05%) que al usar el
espumante M91. En las pruebas de cinco ciclos al usar cargas de alto
contenido de molibdeno el espumante M91-F recupero mayor cantidad de
cobre (4.09%) y molibdeno (9.46%), pero una menor recuperación de óxido de
cobre (2.16%) también tuvo mayor porcentaje de arrastre de hierro por
calcopirita (2.16%) que el espumante M91, lo que produce una mayor
recuperación de cobre y molibdeno total usando el espumante M91-F bajando
su ley por arrastre de hierro en comparación con el espumante M91.
Usando cargas de alto contenido de óxido de cobre en pruebas de flotación
primaria, el espumante M91 recupero mayor cantidad de cobre (5.95%),
molibdeno (2.28%) y de óxido de cobre (1.34%), también se observó una
mayor cantidad de arrastre de hierro (0.31%) y arrastre de insolubles (0.15%)
que al usar el espumante M91-F. En las pruebas de cinco ciclos al usar cargas
de alto contenido de óxido de cobre el espumante M91 recupero mayor
cantidad de cobre (2.95%) pero una menor recuperación de molibdeno
(1.02%) y óxido de cobre (2.96%), también tuvo un menor porcentaje de
arrastre de hierro por calcopirita que el espumante M91-F, el espumante M91
obtuvo una mayor recuperación de molibdeno y oxido de cobre, y el
espumante M91-F recupero mayor cantidad de cobre, y tuvo mayor arrastre
de hierro.
Cabe recordar que las pruebas de flotación primaria y de cinco ciclos fueron
para saber el comportamiento comparativo de ambos espumantes en dado
caso que se presentara en la planta un mineral de alimentación con tales
características. Las pruebas demostraron que el espumante M91-F se
comportaría muy similar al tener mineral de alimentación a molino con alto
contenido de óxido, con respecto al espumante M91, y que recuperaría mayor
cantidad de cobre y molibdeno si se presentara mineral con alto contenido de
cobre o molibdeno a alimentación a molino.
Al probar el espumante M91-F en planta, se observó una mayor recuperación
tanto en Cobre (2.31%) como en Molibdeno (5.32%) durante la primera fase, y
una mayor recuperación de cobre (1.015%) aunque una menor recuperación
de molibdeno (1.07%) con respeto al espumante M91 en la segunda fase. En la
tercera fase el espumante M91-F tuvo mayor recuperación de cobre (1.69%) y
105
molibdeno (0.39) sobre el espumante M91. Comparando el total de la prueba
el espumante M91-F fue constante en recuperar mayor cantidad de cobre y
obtuvo una mayor recuperación total de molibdeno. En las pruebas cinéticas
en planta el comportamiento fue muy similar en cuanto a la recuperación de
cobre con respecto al tiempo, y se observó una mayor recuperación de
molibdeno en menor tiempo usando el espumante M91-F con respecto al
espumante M91, lo que dio mayor oportunidad de recuperación de molibdeno
en la flotación bulk.
Basado en las pruebas tanto de laboratorio como a nivel planta, se deduce
que al usar el espumante M91-F en la planta concentrado se tendrá una mayor
recuperación de cobre y molibdeno, tanto en la flotación bulk, como en la
flotación de limpia y agotativa, mejorando la productividad de la planta
concentradora y teniendo menor perdidas por mineral valor que se quede en
las colas, por lo tanto se sugiere que el espumante M91-F sea establecido
como base en la estrategia normal de operaciones.
Debe hacerse notar que la diferencia de recuperación parece mínima, pero es
porcentual y al recordar la gran cantidad de mineral que se procesa se
entiende que es una gran diferencia en cuanto a tonelaje recuperado.
106
V. Bibliografía.
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108
VI. Anexos.
Tabla 22. Balance metalúrgico de prueba de flotación primaria usando el espumante M91.
Balance de Flotación Primaria Espumante M91
PRUEBA PESO
TOTAL
ALIMENTACION
% Cu Calc.
% CuOCalc.
% Fe Calc.
%Ins % Mo Calc.
CM Cu Total
CM CuO Total
CM Fe Total
CM Ins CM Mo
Total
M91 1002.1133 0.3646 0.0304 3.0831 87.1264 0.0348 3.6539 0.3043 30.8964 873.1058 0.3486
PESO CONC.
CONCENTRADO
% Cu % CuO % Fe % Ins % Mo CM Cu CM CuO
CM Fe CM Ins CM Mo Dist. Cu Dist. CuO
Dist. Fe DistIns Dist. Mo
51.4900 5.5763 0.1110 32.3100 22.6333 0.5293 2.8713 0.0571 16.6371 11.6509 0.2725 78.5795 18.7758 53.8590 1.3344 78.2226
PESO COLA
COLA
% Cu % CuO % Fe % Ins % Mo CM Cu CM CuO
CM Fe CM Ins CM Mo Dist. Cu Dist. CuO
Dist. Fe DistIns Dist. Mo
950.6233 0.0823 0.0260 1.5000 90.6200 0.0080 0.7827 0.2472 14.2593 861.4549 0.0761 21.4205 81.2242 46.1410 98.6656 21.7774
Tabla 23. Balance metalúrgico de prueba de flotación primaria usando el espumante M91-F.
Balance de Flotación Primaria Espumante M91-F
PRUEBA PESO
TOTAL
ALIMENTACION
% Cu Calc.
% CuOCalc.
% Fe Calc.
% Ins % Mo Calc.
CM Cu Total
CM CuO Total
CM Fe Total
CM Ins CM Mo
Total
M91-F 1002.7967 0.3513 0.0288 2.8424 86.3310 0.0317 3.5225 0.2889 28.5041 865.7228 0.3182
PESO CONC.
CONCENTRADO
% Cu % CuO % Fe % Ins % Mo CM Cu CM CuO
CM Fe CM Ins CM Mo Dist. Cu Dist. CuO
Dist. Fe DistIns Dist. Mo
48.5467 5.8603 0.1037 30.3433 20.7600 0.5440 2.8450 0.0503 14.7311 10.0796 0.2641 80.7657 17.4198 51.6809 1.1641 83.0155
PESO COLA
COLA
% Cu % CuO % Fe % Ins % Mo CM Cu CM CuO
CM Fe CM Ins CM Mo Dist. Cu Dist. CuO
Dist. Fe DistIns Dist. Mo
954.2500 0.0710 0.0250 1.4433 89.6667 0.0057 0.6775 0.2386 13.7731 855.6432 0.0541 19.2343 82.5802 48.3191 98.8359 16.9845
109
Tabla 24. Balance de Flotación Cinética Espumante M91
Balance de Flotación Cinética Espumante M91
MUESTRA PESO % PESO
ANALISIS QUIMICOS
% Pb % Cu % CuO % Fe % Ins % Mo
CONC. 1 62.94 3.14 0.044 5.96 0.103 31.64 16.48 0.479
CONC. 2 31.78 1.58 0.036 4.884 0.11 27.48 31.96 0.49
CONC. 3 7.05 0.35 0.021 2.003 0.097 12.33 68.02 0.422
CONC. 4 4.38 0.22 0.023 1.277 0.091 6.93 78.3 0.476
CONC. 5 3.16 0.16 0.021 1.167 0.127 6.08 79.58 0.211
COLA 1897.6 94.55 0.009 0.05 0.032 1.37 90.1 0.009
TOTAL 2006.91 100 CABEZA ENSAYADA 0.010616814 0.323192395 0.035968514 2.790828039 86.75061054 0.03414483
MUESTRA
CONTENIDO METALICO Pb Cu CuO Fe Ins Mo
CONC. 1 0.028 3.751 0.065 19.914 10.373 0.301 CONC. 2 0.011 1.552 0.035 8.733 10.157 0.156 CONC. 3 0.001 0.141 0.007 0.869 4.795 0.030 CONC. 4 0.001 0.056 0.004 0.304 3.430 0.021 CONC. 5 0.001 0.037 0.004 0.192 2.515 0.007 COLA 0.171 0.949 0.607 25.997 1709.738 0.171 TOTAL 0.213 6.486 0.722 56.009 1741.007 0.685
MUESTRA
% DISTRIBUCION DEL CONTENIDO METALICO (RECUPERACION POR ETAPAS) Pb Cu CuO Fe Ins Mo
CONC. 1 12.997 57.834 8.981 35.555 0.596 43.996 CONC. 2 5.370 23.930 4.843 15.592 0.583 22.725 CONC. 3 0.695 2.177 0.947 1.552 0.275 4.342 CONC. 4 0.473 0.862 0.552 0.542 0.197 3.042 CONC. 5 0.311 0.569 0.556 0.343 0.144 0.973 COLA 80.154 14.628 84.121 46.416 98.204 24.923 TOTAL 100.000 100.000 100.000 100.000 100.000 100.000
MUESTRA
% DISTRIBUCION DEL CONTENIDO METALICO PASADO Pb Cu CuO Fe Ins Mo
CONC. 1 87.003 42.166 91.019 64.445 99.404 56.004 CONC. 2 81.633 18.236 86.176 48.853 98.821 33.280 CONC. 3 80.938 16.059 85.229 47.301 98.545 28.938 CONC. 4 80.465 15.197 84.677 46.759 98.348 25.896 CONC. 5 80.154 14.628 84.121 46.416 98.204 24.923 COLA 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000
110
Tabla 25.Balance de Flotación Cinética Espumante M91-F
Balance de Flotación Cinética Espumante M91-F
MUESTRA PESO % PESO
ANALISIS QUIMICOS
% Pb % Cu % CuO % Fe % Ins % Mo
CONC. 1 56.49 2.81 0.043 5.935 0.096 32.78 16.72 0.557
CONC. 2 34.44 1.72 0.035 5.737 0.091 29.98 24.94 0.526
CONC. 3 10.14 0.51 0.026 2.358 0.106 14.64 63.38 0.423
CONC. 4 4.97 0.25 0.02 1.314 0.116 8.81 74.46 0.243
CONC. 5 2.76 0.14 0.024 0.957 0.205 4.9 82.06 0.076
COLA 1897.98 94.58 0.006 0.05 0.029 1.48 89.68 0.007
TOTAL 2006.78 100 CABEZA ENSAYADA 0.007699713 0.3292994 0.032796649 2.939546487 86.33408635 0.034170622
MUESTRA
CONTENIDO METALICO Pb Cu CuO Fe Ins Mo
CONC. 1 0.024 3.353 0.054 18.517 9.445 0.315 CONC. 2 0.012 1.976 0.031 10.325 8.589 0.181 CONC. 3 0.003 0.239 0.011 1.484 6.427 0.043 CONC. 4 0.001 0.065 0.006 0.438 3.701 0.012 CONC. 5 0.001 0.026 0.006 0.135 2.265 0.002 COLA 0.114 0.949 0.550 28.090 1702.108 0.133 TOTAL 0.155 6.608 0.658 58.990 1732.535 0.686
MUESTRA
% DISTRIBUCION DEL CONTENIDO METALICO (RECUPERACION POR ETAPAS) Pb Cu CuO Fe Ins Mo
CONC. 1 15.720 50.734 8.240 31.391 0.545 45.885 CONC. 2 7.801 29.899 4.762 17.503 0.496 26.418 CONC. 3 1.706 3.618 1.633 2.517 0.371 6.255 CONC. 4 0.643 0.988 0.876 0.742 0.214 1.761 CONC. 5 0.429 0.400 0.860 0.229 0.131 0.306 COLA 73.700 14.361 83.630 47.618 98.244 19.375 TOTAL 100.000 100.000 100.000 100.000 100.000 100.000
MUESTRA
% DISTRIBUCION DEL CONTENIDO METALICO PASADO Pb Cu CuO Fe Ins Mo
CONC. 1 84.280 49.266 91.760 68.609 99.455 54.115 CONC. 2 76.478 19.367 86.998 51.106 98.959 27.697 CONC. 3 74.772 15.748 85.365 48.590 98.588 21.442 CONC. 4 74.129 14.760 84.489 47.847 98.375 19.681 CONC. 5 73.700 14.361 83.630 47.618 98.244 19.375 COLA 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000
111
Tabla 26.Flotación por Tamaño de Partículas espumante M91
PESOS
Concentrado Cola Total pHi pHf Cal (g) Peso Carga
96.25 1906.35 2002.6 8.57 11.3 3.14 2010.99
CONCENTRADO COLA
Malla Peso Malla Peso
+35 0.86 +35 14.55
+50 9.24 +50 38.47
+70 15.22 +70 52.06
+100 14.71 +100 50.07
+150 12.81 +150 59.56
+200 9.29 +200 33.29
+270 7.17 +270 47.91
+325 3.32 +325 20.03
+400 2.01 +400 14.23
-400 0.95 -400 9.38
Total 75.58 Total 339.55
+70 26.8 +70 122.81
+400 48.78 +400 217.22
-400 13.78 -400 158.98
Total 89.36 Total 499.01
112
Tabla 27.Flotación por Tamaño de Partículas espumante M91-F
PESOS
Concentrado Cola Total pHi pHf Cal (g) Peso Carga
98.4 1912.53 2009.93 8.45 11.3 3.23 2010.61
CONCENTRADO COLA
Malla Peso Malla Peso
+35 0.74 +35 14.34
+50 7.96 +50 38.89
+70 15.29 +70 53.09
+100 15.15 +100 50.97
+150 13.28 +150 59.43
+200 9.74 +200 34.69
+270 7.51 +270 45.17
+325 3.39 +325 20.23
+400 2.26 +400 15.15
-400 2.54 -400 9.51
Total 77.86 Total 341.47
+70 25.61 +70 129.16
+400 52.49 +400 212.95
-400 11.68 -400 148.36
Total 89.78 Total 490.47
113
Tabla 28.Balance de Flotación Primaria Espumante M91 de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto Oxido de Cobre
Balance de Flotación Primaria Espumante M91 de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto Oxido de Cobre
PRUEBA PESO
TOTAL
ALIMENTACION
% Cu Calc.
% CuOCalc.
% Fe Calc.
%Ins %
Mo Calc.
CM Cu
Total
CM CuO Total
CM Fe
Total CM Ins
CM Mo
Total
Alto Oxido 998.57 0.62 0.09 3.62 81.93 0.03 6.15 0.94 36.17 818.10 0.29
Alto Molibdeno
998.57 0.21 0.01 2.13 90.06 0.07 2.10 0.10 21.28 900.93 0.66
Alto Cobre 998.57 0.42 0.01 2.75 85.76 0.01 4.18 0.08 27.54 857.61 0.08
PESO
CONC.
CONCENTRADO
%Cu % CuO % Fe %Ins %
Mo CM Cu
CM CuO
CM Fe
CM Ins CM Mo
Dist. Cu
Dist. CuO
Dist. Fe
DistIns Dist. Mo
Alto Oxido 42.73 10.50 0.44 30.51 17.81 0.44 4.49 0.19 13.03 7.62 0.19 72.97 20.13 36.05 0.93 64.82
Alto Molibdeno
30.90 5.19 0.08 32.86 16.75 1.70 1.59 0.02 10.16 5.17 0.52 75.95 24.72 47.75 0.57 78.96
Alto Cobre 36.34 10.19 0.11 25.17 32.89 0.12 3.69 0.04 9.14 11.98 0.04 88.38 54.19 33.18 1.40 56.76
PESO COLA
COLA
%Cu % CuO % Fe %Ins %
Mo CM Cu
CM CuO
CM Fe
CM Ins CM Mo
Dist. Cu
Dist. CuO
Dist. Fe
DistIns Dist. Mo
Alto Oxido 955.84 0.17 0.08 2.42 84.79 0.01 1.67 0.76 23.13 810.48 0.11 27.03 79.87 63.95 99.07 35.18
Alto Molibdeno
969.43 0.05 0.01 1.15 92.40 0.01 0.51 0.07 11.12 895.75 0.14 24.05 75.28 52.25 99.43 21.04
Alto Cobre 963.65 0.05 0.00 1.91 87.75 0.00 0.49 0.04 18.41 845.63 0.04 11.62 45.81 66.82 98.60 43.24
114
Tabla 29.Balance de Flotación Primaria Espumante M91-F de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto
Oxido de Cobre
Balance de Flotación Primaria Espumante M91-F de Alto Cobre, Alto Molibdeno y Alto Oxido de Cobre
PRUEBA PESO
TOTAL
ALIMENTACION
% Cu Calc.
% CuOCalc.
% Fe Calc.
%Ins %
Mo Calc.
CM Cu
Total
CM CuO Total
CM Fe
Total CM Ins
CM Mo
Total
Alto Oxido 995.38 0.65 0.09 3.78 81.37 0.03 6.50 0.90 37.60 809.91 0.31
Alto Molibdeno 1001.72 0.21 0.01 2.23 89.61 0.07 2.14 0.08 22.29 897.68 0.72
Alto Cobre 998.73 0.47 0.01 2.86 85.39 0.01 4.65 0.07 28.57 852.80 0.08
PESO
CONC.
CONCENTRADO
%Cu % CuO % Fe %Ins %
Mo CM Cu
CM CuO
CM Fe
CM Ins CM Mo
Dist. Cu
Dist. CuO
Dist. Fe
DistIns Dist. Mo
Alto Oxido 41.76 10.44 0.40 32.18 15.15 0.46 4.36 0.17 13.44 6.32 0.19 67.03 18.79 35.75 0.78 62.55
Alto Molibdeno 33.97 4.79 0.08 34.08 16.53 1.73 1.63 0.03 11.58 5.61 0.59 76.06 34.45 51.95 0.63 81.69
Alto Cobre 36.99 11.21 0.11 26.82 28.68 0.12 4.14 0.04 9.91 10.64 0.04 89.08 56.26 34.69 1.25 56.52
PESO COLA
COLA
%Cu % CuO % Fe %Ins %
Mo CM Cu
CM CuO
CM Fe
CM Ins CM Mo
Dist. Cu
Dist. CuO
Dist. Fe
DistIns Dist. Mo
Alto Oxido 953.63 0.23 0.08 2.53 84.27 0.01 2.15 0.73 24.16 803.59 0.11 32.97 81.21 64.25 99.22 37.45
Alto Molibdeno 967.74 0.05 0.01 1.11 92.18 0.01 0.51 0.05 10.71 892.07 0.13 23.94 65.55 48.05 99.37 18.31
Alto Cobre 961.73 0.05 0.00 1.94 87.57 0.00 0.51 0.03 18.66 842.16 0.04 10.92 43.74 65.31 98.75 43.48
1
Tabla 30. Balance de Flotación Prueba de Cinco Ciclos de Minera de Alto CuO, con Espumante M91.
PESO %Cu %CuO %Mo %Fe Cu CuO Mo Fe %Cu %CuO %Mo %Fe
13.41 32.50 0.11 0.282 18.76 435.83 1.42 3.78 251.57 6.49 0.18 1.11 0.68
21.89 36.32 0.09 0.391 19.66 795.04 1.99 8.56 430.36 11.84 0.26 2.50 1.16
17.57 35.02 0.10 0.323 19.69 615.30 1.74 5.68 345.95 9.16 0.23 1.66 0.93
28.65 33.63 0.10 0.515 20.48 963.50 2.87 14.75 586.75 14.35 0.37 4.32 1.58
41.19 31.67 0.13 0.732 21.76 1304.49 5.19 30.15 896.29 19.43 0.67 8.82 2.42
122.71 33.53 0.11 0.513 20.46 4114.16 13.21 62.92 2510.93 61.27 1.72 18.41 6.77
59.36 12.89 0.57 0.971 19.40 765.1504 34.01328 57.63856 1151.584 11.40 4.42 16.86 3.11
42.73 11.18 0.44 1.743 24.85 477.7214 18.8012 74.47839 1061.8405 7.11 2.44 21.79 2.86
102.09 12.17 0.52 1.294 21.68 1242.87 52.81 132.12 2213.42 18.51 6.86 38.65 5.97
190.24 0.41 0.21 0.052 14.28 77.80816 40.52112 9.89248 2716.6272 1.16 5.26 2.89 7.33
195.69 0.38 0.22 0.041 13.47 73.38375 43.24749 8.02329 2635.9443 1.09 5.62 2.35 7.11
200.67 0.52 0.25 0.080 13.92 104.74974 50.36817 16.0536 2793.3264 1.56 6.54 4.70 7.54
186.76 0.45 0.22 0.052 15.62 84.22876 40.90044 9.71152 2917.1912 1.25 5.31 2.84 7.87
163.85 0.38 0.21 0.037 15.32 61.44375 34.90005 6.06245 2510.182 0.92 4.53 1.77 6.77
COLAS AGOTATIVAS 937.21 0.43 0.22 0.053 14.48 401.61 209.94 49.74 13573.27 5.98 27.27 14.55 36.61
1162.01 4.96 0.24 0.211 15.75 5758.64 275.96 244.78 18297.62 85.77 35.85 71.61 49.36
1721.50 0.10 0.05 0.013 2.13 173.8715 92.961 22.3795 3666.795 2.59 12.08 6.55 9.89
1805.05 0.11 0.06 0.009 2.18 193.14035 102.88785 16.24545 3935.009 2.88 13.37 4.75 10.61
1763.99 0.11 0.05 0.016 2.10 194.0389 95.25546 28.22384 3704.379 2.89 12.38 8.26 9.99
1766.88 0.11 0.06 0.009 2.14 199.65744 104.24592 15.90192 3781.1232 2.97 13.54 4.65 10.20
1789.14 0.11 0.06 0.008 2.06 195.01626 98.4027 14.31312 3685.6284 2.90 12.78 4.19 9.94
8846.56 0.11 0.06 0.011 2.12 955.72 493.75 97.06 18772.93 14.23 64.15 28.39 50.64
1162.01 4.96 0.24 0.211 15.75 5758.64 275.96 244.78 18297.62 85.77 35.85 71.61 49.36
8846.56 0.11 0.06 0.011 2.12 955.72 493.75 97.06 18772.93 14.23 64.15 28.39 50.64
122.71 33.53 0.11 0.513 20.46 4114.16 13.21 62.92 2510.93 71.44 4.79 25.71 13.72
59.36 12.89 0.57 0.971 19.40 765.15 34.01 57.64 1151.58 13.29 12.33 23.55 6.29
42.73 11.18 0.44 1.743 24.85 477.72 18.80 74.48 1061.84 8.30 6.81 30.43 5.80
937.21 0.43 0.22 0.053 14.48 401.61 209.94 49.74 13573.27 6.97 76.08 20.32 74.18
1162.01 4.96 0.24 0.211 15.75 5758.64 275.96 244.78 18297.62 100.00 100.00 100.00 100.00
122.71 33.53 0.11 0.513 20.46 4114.16 13.21 62.92 2510.93 61.27 1.72 18.41 6.77
59.36 12.89 0.57 0.971 19.40 765.15 34.01 57.64 1151.58 11.40 4.42 16.86 3.11
42.73 11.18 0.44 1.743 24.85 477.72 18.80 74.48 1061.84 7.11 2.44 21.79 2.86
9783.77 0.14 0.07 0.015 3.31 1357.34 703.69 146.81 32346.21 20.22 91.42 42.95 87.26
10008.57 0.67 0.08 0.034 3.70 6714.37 769.71 341.85 37070.56 100.00 100.00 100.00 100.00
224.80 23.83 0.29 0.868 21.02 5357.03 66.02 195.04 4724.35 79.78 8.58 57.05 12.74
9783.77 0.14 0.07 0.015 3.31 1357.34 703.69 146.81 32346.21 20.22 91.42 42.95 87.26
10008.57 0.67 0.08 0.034 3.70 6714.37 769.71 341.85 37070.56 100.00 100.00 100.00 100.00
CABEZA ENSAYADA
CONC. PRIMARIO
FLOTACION ESTANDAR
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLAS FINALES
CABEZA
CUADRO FINAL METALURGICO
CONC. FINAL
COLAS FINALES
CABEZA CALCULADA
COLAS AGOTATIVAS
COLA PRIMARIA 3
COLA PRIMARIA 4
COLA PRIMARIA 5
COLA PRIMARIA 6
FLOTACION PRIMARIA
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA
LIMPIEZA DE CONCENTRADO PRIMARIO
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLA PRIMARIA 2
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
MEDIOS
COLA AGOTATIVA 1
COLA AGOTATIVA 2
COLA AGOTATIVA 3
COLA AGOTATIVA 4
COLA AGOTATIVA 5
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA 1
CONC. 2da LIMPIA 5
EVALUACIÓN DE ESPUMANTE M91 CON MINERAL DE ALTO CuO
PRUEBA DE FLOTACIÓN DE CINCO CICLOS
ENSAYES CONTENIDOS METÁLICOS RECUPERACIONES
DESCRIPCION
CONC. 2da LIMPIA 1
CONC. 2da LIMPIA 2
CONC. 2da LIMPIA 3
CONC. 2da LIMPIA 4
2
Tabla 31. Balance de Flotación Prueba de Cinco Ciclos de Minera de Alto CuO con Espumante
M91-F.
PESO %Cu %CuO %Mo %Fe Cu CuO Mo Fe %Cu %CuO %Mo %Fe
45.95 21.94 0.31 0.889 26.07 1008.14 14.29 40.85 1197.92 14.99 2.25 12.08 3.30
45.77 22.67 0.31 0.920 24.71 1037.61 14.05 42.11 1130.98 15.43 2.21 12.45 3.11
46.54 22.39 0.40 0.906 24.35 1042.03 18.71 42.17 1133.25 15.50 2.95 12.46 3.12
54.42 20.46 0.53 0.846 24.32 1113.43 28.79 46.04 1323.49 16.56 4.53 13.61 3.64
51.51 20.66 0.53 0.878 23.99 1064.20 27.51 45.23 1235.72 15.83 4.33 13.37 3.40
244.19 21.56 0.42 0.886 24.66 5265.41 103.35 216.39 6021.36 78.31 16.27 63.97 16.56
22.02 5.40 0.59 0.426 20.89 118.93002 12.92574 9.38052 459.9978 1.77 2.04 2.77 1.27
19.54 4.83 0.40 0.588 25.03 94.35866 7.77692 11.48952 489.0862 1.40 1.22 3.40 1.35
41.56 5.13 0.50 0.502 22.84 213.29 20.70 20.87 949.08 3.17 3.26 6.17 2.61
88.26 0.30 0.13 0.029 19.10 26.38974 11.73858 2.55954 1685.766 0.39 1.85 0.76 4.64
106.78 0.31 0.14 0.034 19.89 33.1018 14.73564 3.63052 2123.8542 0.49 2.32 1.07 5.84
95.81 0.33 0.16 0.037 21.28 31.6173 15.71284 3.54497 2038.8368 0.47 2.47 1.05 5.61
105.35 0.35 0.16 0.040 20.45 36.6618 16.856 4.214 2154.4075 0.55 2.65 1.25 5.93
108.99 0.35 0.17 0.035 19.65 37.71054 18.74628 3.81465 2141.6535 0.56 2.95 1.13 5.89
COLAS AGOTATIVAS 505.19 0.33 0.15 0.035 20.08 165.48 77.79 17.76 10144.52 2.46 12.25 5.25 27.91
790.94 7.14 0.26 0.322 21.64 5644.18 201.84 255.02 17114.96 83.94 31.78 75.39 47.08
1865.03 0.11 0.04 0.008 2.01 205.1533 74.6012 14.92024 3748.7103 3.05 11.75 4.41 10.31
1847.01 0.12 0.05 0.009 2.14 221.6412 86.80947 16.62309 3952.6014 3.30 13.67 4.91 10.87
1864.19 0.13 0.05 0.007 2.07 242.3447 93.2095 13.04933 3858.8733 3.60 14.68 3.86 10.62
1831.50 0.11 0.05 0.010 2.11 205.128 87.912 18.315 3864.465 3.05 13.84 5.41 10.63
1850.00 0.11 0.05 0.011 2.06 205.35 90.65 20.35 3811 3.05 14.28 6.02 10.48
9257.73 0.12 0.05 0.009 2.08 1079.62 433.18 83.26 19235.65 16.06 68.22 24.61 52.92
790.94 7.14 0.26 0.322 21.64 5644.18 201.84 255.02 17114.96 83.94 31.78 75.39 47.08
9257.73 0.12 0.05 0.009 2.08 1079.62 433.18 83.26 19235.65 16.06 68.22 24.61 52.92
244.19 21.56 0.42 0.886 24.66 5265.41 103.35 216.39 6021.36 93.29 51.20 84.85 35.18
22.02 5.40 0.59 0.426 20.89 118.93 12.93 9.38 460.00 2.11 6.40 3.68 2.69
19.54 4.83 0.40 0.588 25.03 94.36 7.78 11.49 489.09 1.67 3.85 4.51 2.86
505.19 0.33 0.15 0.035 20.08 165.48 77.79 17.76 10144.52 2.93 38.54 6.97 59.27
790.94 7.14 0.26 0.322 21.64 5644.18 201.84 255.02 17114.96 100.00 100.00 100.00 100.00
244.19 21.56 0.42 0.886 24.66 5265.41 103.35 216.39 6021.36 78.31 16.27 63.97 16.56
22.02 5.40 0.59 0.426 20.89 118.93 12.93 9.38 460.00 1.77 2.04 2.77 1.27
19.54 4.83 0.40 0.588 25.03 94.36 7.78 11.49 489.09 1.40 1.22 3.40 1.35
9762.92 0.13 0.05 0.010 3.01 1245.10 510.97 101.02 29380.17 18.52 80.47 29.86 80.82
10048.67 0.67 0.06 0.034 3.62 6723.80 635.02 338.28 36350.61 100.00 100.00 100.00 100.00
285.75 19.17 0.43 0.830 24.39 5478.70 124.05 237.26 6970.45 81.48 19.53 70.14 19.18
9762.92 0.13 0.05 0.010 3.01 1245.10 510.97 101.02 29380.17 18.52 80.47 29.86 80.82
10048.67 0.67 0.06 0.034 3.62 6723.80 635.02 338.28 36350.61 100.00 100.00 100.00 100.00
CABEZA ENSAYADA
CONC. PRIMARIO
FLOTACION ESTANDAR
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLAS FINALES
CABEZA
CUADRO FINAL METALURGICO
CONC. FINAL
COLAS FINALES
CABEZA CALCULADA
COLAS AGOTATIVAS
COLA PRIMARIA 3
COLA PRIMARIA 4
COLA PRIMARIA 5
COLA PRIMARIA 6
FLOTACION PRIMARIA
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA
LIMPIEZA DE CONCENTRADO PRIMARIO
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLA PRIMARIA 2
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
MEDIOS
COLA AGOTATIVA 1
COLA AGOTATIVA 2
COLA AGOTATIVA 3
COLA AGOTATIVA 4
COLA AGOTATIVA 5
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA 1
CONC. 2da LIMPIA 5
EVALUACIÓN DE ESPUMANTE M91-F CON MINERAL DE ALTO CuO
PRUEBA DE FLOTACIÓN DE CINCO CICLOS
ENSAYES CONTENIDOS METÁLICOS RECUPERACIONES
DESCRIPCION
CONC. 2da LIMPIA 1
CONC. 2da LIMPIA 2
CONC. 2da LIMPIA 3
CONC. 2da LIMPIA 4
3
Tabla 32. Balance de Flotación Prueba de Cinco Ciclos de Minera de Alto Molibdeno con Espumante M91.
Mineral: Alimentación a Molinos del 31 de Enero del 2012
Fecha: 17 Febrero del 2012
PESO %Cu %CuO %Mo %Fe Cu CuO Mo Fe %Cu %CuO %Mo %Fe
6.17 24.58 0.04 8.191 24.67 151.66 0.27 50.54 152.21 7.34 0.24 6.49 0.69
12.21 24.12 0.04 8.162 24.84 294.51 0.49 99.66 303.30 14.26 0.43 12.80 1.37
13.87 24.36 0.13 8.567 23.77 337.87 1.83 118.82 329.69 16.36 1.60 15.26 1.49
15.06 22.91 0.04 8.353 24.66 345.02 0.66 125.80 371.38 16.71 0.58 16.15 1.68
13.30 22.87 0.04 7.970 25.14 304.17 0.56 106.00 334.36 14.73 0.49 13.61 1.51
60.61 23.65 0.06 8.263 24.60 1433.23 3.81 500.82 1490.94 69.40 3.33 64.30 6.74
5.71 7.97 0.01 2.738 22.43 45.52583 0.07423 15.63398 128.0753 2.20 0.06 2.01 0.58
6.18 14.49 0.03 8.108 23.79 89.5482 0.16068 50.10744 147.0222 4.34 0.14 6.43 0.67
11.89 11.36 0.02 5.529 23.14 135.07 0.23 65.74 275.10 6.54 0.21 8.44 1.24
77.17 0.32 0.05 0.177 24.74 24.77157 3.54982 13.65909 1909.1858 1.20 3.10 1.75 8.64
83.73 0.47 0.06 0.253 24.14 39.10191 4.94007 21.18369 2021.2422 1.89 4.31 2.72 9.14
52.90 0.61 0.08 0.301 14.20 32.2161 4.3907 15.9229 751.18 1.56 3.83 2.04 3.40
88.66 0.36 0.06 0.188 25.99 32.00626 4.96496 16.66808 2304.2734 1.55 4.33 2.14 10.42
92.83 0.40 0.06 0.209 26.44 37.03917 5.84829 19.40147 2454.4252 1.79 5.11 2.49 11.10
COLAS AGOTATIVAS 395.29 0.42 0.06 0.220 23.88 165.14 23.69 86.84 9440.31 8.00 20.68 11.15 42.70
467.79 3.71 0.06 1.397 23.96 1733.44 27.74 653.39 11206.35 83.93 24.22 83.89 50.69
1920.11 0.04 0.01 0.008 1.09 71.04407 19.2011 15.36088 2092.9199 3.44 16.76 1.97 9.47
1929.43 0.03 0.01 0.015 1.04 63.67119 17.36487 28.94145 2006.6072 3.08 15.16 3.72 9.08
1930.43 0.04 0.01 0.021 1.76 67.56505 15.44344 40.53903 3397.5568 3.27 13.48 5.21 15.37
1931.33 0.03 0.01 0.011 0.89 59.87123 17.38197 21.24463 1718.8837 2.90 15.17 2.73 7.78
1935.25 0.04 0.01 0.010 0.87 69.669 17.41725 19.3525 1683.6675 3.37 15.21 2.48 7.62
9646.55 0.03 0.01 0.013 1.13 331.82 86.81 125.44 10899.64 16.07 75.78 16.11 49.31
467.79 3.71 0.06 1.397 23.96 1733.44 27.74 653.39 11206.35 83.93 24.22 83.89 50.69
9646.55 0.03 0.01 0.013 1.13 331.82 86.81 125.44 10899.64 16.07 75.78 16.11 49.31
60.61 23.65 0.06 8.263 24.60 1433.23 3.81 500.82 1490.94 82.68 13.74 76.65 13.30
5.71 7.97 0.01 2.738 22.43 45.53 0.07 15.63 128.08 2.63 0.27 2.39 1.14
6.18 14.49 0.03 8.108 23.79 89.55 0.16 50.11 147.02 5.17 0.58 7.67 1.31
395.29 0.42 0.06 0.220 23.88 165.14 23.69 86.84 9440.31 9.53 85.41 13.29 84.24
467.79 3.71 0.06 1.397 23.96 1733.44 27.74 653.39 11206.35 100.00 100.00 100.00 100.00
60.61 23.65 0.06 8.263 24.60 1433.23 3.81 500.82 1490.94 69.40 3.33 64.30 6.74
5.71 7.97 0.01 2.738 22.43 45.53 0.07 15.63 128.08 2.20 0.06 2.01 0.58
6.18 14.49 0.03 8.108 23.79 89.55 0.16 50.11 147.02 4.34 0.14 6.43 0.67
10041.84 0.05 0.01 0.021 2.03 496.96 110.50 212.27 20339.94 24.06 96.47 27.26 92.01
10114.34 0.20 0.01 0.077 2.19 2065.26 114.55 778.83 22105.98 100.00 100.00 100.00 100.00
72.50 21.63 0.06 7.815 24.36 1568.31 4.05 566.56 1766.04 75.94 3.53 72.74 7.99
10041.84 0.05 0.01 0.021 2.03 496.96 110.50 212.27 20339.94 24.06 96.47 27.26 92.01
10114.34 0.20 0.01 0.077 2.19 2065.26 114.55 778.83 22105.98 100.00 100.00 100.00 100.00
CONC. 2da LIMPIA 5
EVALUACIÓN DE ESPUMANTE M91 CON MINERAL DE ALTO MOLI
PRUEBA DE FLOTACIÓN DE CINCO CICLOS
ENSAYES CONTENIDOS METÁLICOS RECUPERACIONES
DESCRIPCION
CONC. 2da LIMPIA 1
CONC. 2da LIMPIA 2
CONC. 2da LIMPIA 3
CONC. 2da LIMPIA 4
COLA PRIMARIA 2
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
MEDIOS
COLA AGOTATIVA 1
COLA AGOTATIVA 2
COLA AGOTATIVA 3
COLA AGOTATIVA 4
COLA AGOTATIVA 5
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA 1
COLAS AGOTATIVAS
COLA PRIMARIA 3
COLA PRIMARIA 4
COLA PRIMARIA 5
COLA PRIMARIA 6
FLOTACION PRIMARIA
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA
LIMPIEZA DE CONCENTRADO PRIMARIO
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
CABEZA ENSAYADA
CONC. PRIMARIO
FLOTACION ESTANDAR
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLAS FINALES
CABEZA
CUADRO FINAL METALURGICO
CONC. FINAL
COLAS FINALES
CABEZA CALCULADA
4
Tabla 33. Balance de Flotación Prueba de Cinco Ciclos de Minera de Alto Molibdeno con Espumante M91-F.
Mineral: Alimentación a Molinos del 31 de Enero del 2012
Fecha: 17 Febrero del 2012
PESO %Cu %CuO %Mo %Fe Cu CuO Mo Fe %Cu %CuO %Mo %Fe
11.23 22.12 0.01 9.351 24.64 248.41 0.12 105.01 276.71 12.29 0.13 13.30 1.35
15.44 21.59 0.01 8.650 24.97 333.35 0.15 133.56 385.54 16.50 0.17 16.91 1.88
15.07 21.52 0.01 8.960 24.63 324.31 0.20 135.03 371.17 16.05 0.21 17.10 1.81
14.96 21.07 0.01 8.460 24.93 315.21 0.12 126.56 372.95 15.60 0.13 16.03 1.82
15.18 20.12 0.01 7.390 25.40 305.42 0.08 112.18 385.57 15.11 0.08 14.21 1.88
71.88 21.24 0.01 8.519 24.93 1526.69 0.67 612.34 1791.94 75.55 0.73 77.55 8.73
10.25 5.48 0.04 2.268 27.62 56.129 0.451 23.247 283.105 2.78 0.49 2.94 1.38
4.59 7.48 0.03 2.930 25.19 34.35156 0.14229 13.4487 115.6221 1.70 0.16 1.70 0.56
14.84 6.10 0.04 2.473 26.87 90.48 0.59 36.70 398.73 4.48 0.65 4.65 1.94
50.20 0.41 0.03 0.238 29.78 20.3812 1.6064 11.9476 1494.956 1.01 1.75 1.51 7.28
60.26 0.37 0.04 0.242 31.71 22.17568 2.28988 14.58292 1910.8446 1.10 2.50 1.85 9.31
48.70 0.30 0.03 0.178 30.77 14.5126 1.6071 8.6686 1498.499 0.72 1.75 1.10 7.30
56.68 0.32 0.04 0.187 31.82 18.19428 2.09716 10.59916 1803.5576 0.90 2.29 1.34 8.79
52.66 0.35 0.04 0.262 30.96 18.27302 2.1064 13.79692 1630.3536 0.90 2.30 1.75 7.94
COLAS AGOTATIVAS 268.50 0.35 0.04 0.222 31.05 93.54 9.71 59.60 8338.21 4.63 10.58 7.55 40.63
355.22 4.82 0.03 1.995 29.64 1710.71 10.97 708.63 10528.88 84.66 11.96 89.75 51.31
1966.62 0.03 0.03 0.009 1.05 62.93184 55.06536 17.69958 2064.951 3.11 60.02 2.24 10.06
1987.28 0.03 0.00 0.009 0.88 61.60568 5.96184 17.88552 1748.8064 3.05 6.50 2.27 8.52
1968.48 0.03 0.00 0.012 1.07 64.95984 5.90544 23.62176 2106.2736 3.21 6.44 2.99 10.26
1976.13 0.03 0.00 0.005 0.99 61.26003 5.92839 9.88065 1956.3687 3.03 6.46 1.25 9.53
1977.62 0.03 0.00 0.006 1.07 59.3286 7.91048 11.86572 2116.0534 2.94 8.62 1.50 10.31
9876.13 0.03 0.01 0.008 1.01 310.09 80.77 80.95 9992.45 15.34 88.04 10.25 48.69
355.22 4.82 0.03 1.995 29.64 1710.71 10.97 708.63 10528.88 84.66 11.96 89.75 51.31
9876.13 0.03 0.01 0.008 1.01 310.09 80.77 80.95 9992.45 15.34 88.04 10.25 48.69
71.88 21.24 0.01 8.519 24.93 1526.69 0.67 612.34 1791.94 89.24 6.10 86.41 17.02
10.25 5.48 0.04 2.268 27.62 56.13 0.45 23.25 283.11 3.28 4.11 3.28 2.69
4.59 7.48 0.03 2.930 25.19 34.35 0.14 13.45 115.62 2.01 1.30 1.90 1.10
268.50 0.35 0.04 0.222 31.05 93.54 9.71 59.60 8338.21 5.47 88.49 8.41 79.19
355.22 4.82 0.03 1.995 29.64 1710.71 10.97 708.63 10528.88 100.00 100.00 100.00 100.00
71.88 21.24 0.01 8.519 24.93 1526.69 0.67 612.34 1791.94 75.55 0.73 77.55 8.73
10.25 5.48 0.04 2.268 27.62 56.13 0.45 23.25 283.11 2.78 0.49 2.94 1.38
4.59 7.48 0.03 2.930 25.19 34.35 0.14 13.45 115.62 1.70 0.16 1.70 0.56
10144.63 0.04 0.01 0.014 1.81 403.62 90.48 140.55 18330.66 19.97 98.62 17.80 89.32
10231.35 0.20 0.01 0.077 2.01 2020.80 91.74 789.58 20521.33 100.00 100.00 100.00 100.00
86.72 18.65 0.01 7.484 25.26 1617.17 1.26 649.03 2190.67 80.03 1.38 82.20 10.68
10144.63 0.04 0.01 0.014 1.81 403.62 90.48 140.55 18330.66 19.97 98.62 17.80 89.32
10231.35 0.20 0.01 0.077 2.01 2020.80 91.74 789.58 20521.33 100.00 100.00 100.00 100.00
CONC. 2da LIMPIA 5
EVALUACIÓN DE ESPUMANTE M91-F CON MINERAL DE ALTO MOLI
PRUEBA DE FLOTACIÓN DE CINCO CICLOS
ENSAYES CONTENIDOS METÁLICOS RECUPERACIONES
DESCRIPCION
CONC. 2da LIMPIA 1
CONC. 2da LIMPIA 2
CONC. 2da LIMPIA 3
CONC. 2da LIMPIA 4
COLA PRIMARIA 2
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
MEDIOS
COLA AGOTATIVA 1
COLA AGOTATIVA 2
COLA AGOTATIVA 3
COLA AGOTATIVA 4
COLA AGOTATIVA 5
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA 1
COLAS AGOTATIVAS
COLA PRIMARIA 3
COLA PRIMARIA 4
COLA PRIMARIA 5
COLA PRIMARIA 6
FLOTACION PRIMARIA
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA
LIMPIEZA DE CONCENTRADO PRIMARIO
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
CABEZA ENSAYADA
CONC. PRIMARIO
FLOTACION ESTANDAR
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLAS FINALES
CABEZA
CUADRO FINAL METALURGICO
CONC. FINAL
COLAS FINALES
CABEZA CALCULADA
5
Tabla 34. Balance de Flotación Prueba de Cinco Ciclos de Minera de Alto Cobre con Espumante M91.
Mineral: Alimentación a Molinos del 31 de Enero del 2012
Fecha: 17 Febrero del 2012
PESO %Cu %CuO %Mo %Fe Cu CuO Mo Fe %Cu %CuO %Mo %Fe
15.06 29.27 0.23 0.399 29.03 440.81 3.43 6.01 437.19 10.04 2.60 4.67 1.66
23.25 30.13 0.24 0.341 29.03 700.52 5.49 7.93 674.95 15.96 4.15 6.16 2.56
23.91 30.27 0.23 0.328 28.32 723.76 5.40 7.84 677.13 16.49 4.09 6.09 2.57
26.10 29.37 0.24 0.352 28.81 766.56 6.16 9.19 751.94 17.47 4.66 7.14 2.85
26.64 29.04 0.23 0.326 28.05 773.63 6.13 8.68 747.25 17.63 4.63 6.75 2.83
114.96 29.62 0.23 0.345 28.61 3405.27 26.61 39.65 3288.46 77.59 20.13 30.81 12.47
21.96 12.48 0.20 0.246 22.84 274.0608 4.34808 5.40216 501.5664 6.24 3.29 4.20 1.90
11.55 6.95 0.17 0.188 17.90 80.21475 1.99815 2.1714 206.745 1.83 1.51 1.69 0.78
33.51 10.57 0.19 0.226 21.14 354.28 6.35 7.57 708.31 8.07 4.80 5.89 2.69
87.18 0.26 0.03 0.012 12.57 22.92834 2.1795 1.04616 1095.8526 0.52 1.65 0.81 4.15
92.23 0.36 0.04 0.013 12.62 32.83388 3.78143 1.19899 1163.9426 0.75 2.86 0.93 4.41
104.37 0.35 0.04 0.015 14.03 36.84261 4.38354 1.56555 1464.3111 0.84 3.32 1.22 5.55
93.12 0.45 0.05 0.016 13.77 41.81088 4.46976 1.48992 1282.2624 0.95 3.38 1.16 4.86
112.48 0.35 0.04 0.013 12.23 39.14304 4.16176 1.46224 1375.6304 0.89 3.15 1.14 5.22
COLAS AGOTATIVAS 489.38 0.35 0.04 0.014 13.04 173.56 18.98 6.76 6382.00 3.95 14.35 5.26 24.20
637.85 6.17 0.08 0.085 16.27 3933.10 51.93 53.99 10378.77 89.62 39.28 41.95 39.35
1874.61 0.05 0.01 0.012 1.73 97.47972 20.62071 22.49532 3243.0753 2.22 15.60 17.48 12.30
1852.19 0.05 0.01 0.007 1.72 87.05293 16.66971 12.96533 3185.7668 1.98 12.61 10.08 12.08
1869.11 0.05 0.01 0.007 1.69 91.58639 16.82199 13.08377 3158.7959 2.09 12.72 10.17 11.98
1873.30 0.05 0.01 0.006 1.73 93.665 14.9864 11.2398 3240.809 2.13 11.33 8.73 12.29
1864.11 0.05 0.01 0.008 1.70 85.74906 11.18466 14.91288 3168.987 1.95 8.46 11.59 12.01
9333.32 0.05 0.01 0.008 1.71 455.53 80.28 74.70 15997.43 10.38 60.72 58.05 60.65
637.85 6.17 0.08 0.085 16.27 3933.10 51.93 53.99 10378.77 89.62 39.28 41.95 39.35
9333.32 0.05 0.01 0.008 1.71 455.53 80.28 74.70 15997.43 10.38 60.72 58.05 60.65
114.96 29.62 0.23 0.345 28.61 3405.27 26.61 39.65 3288.46 86.58 51.24 73.45 31.68
21.96 12.48 0.20 0.246 22.84 274.06 4.35 5.40 501.57 6.97 8.37 10.01 4.83
11.55 6.95 0.17 0.188 17.90 80.21 2.00 2.17 206.75 2.04 3.85 4.02 1.99
489.38 0.35 0.04 0.014 13.04 173.56 18.98 6.76 6382.00 4.41 36.54 12.53 61.49
637.85 6.17 0.08 0.085 16.27 3933.10 51.93 53.99 10378.77 100.00 100.00 100.00 100.00
114.96 29.62 0.23 0.345 28.61 3405.27 26.61 39.65 3288.46 77.59 20.13 30.81 12.47
21.96 12.48 0.20 0.246 22.84 274.06 4.35 5.40 501.57 6.24 3.29 4.20 1.90
11.55 6.95 0.17 0.188 17.90 80.21 2.00 2.17 206.75 1.83 1.51 1.69 0.78
9822.70 0.06 0.01 0.008 2.28 629.09 99.26 81.46 22379.43 14.33 75.07 63.30 84.85
9971.17 0.44 0.01 0.013 2.65 4388.63 132.22 128.69 26376.21 100.00 100.00 100.00 100.00
148.47 25.32 0.22 0.318 26.92 3759.54 32.96 47.23 3996.77 85.67 24.93 36.70 15.15
9822.70 0.06 0.01 0.008 2.28 629.09 99.26 81.46 22379.43 14.33 75.07 63.30 84.85
9971.17 0.44 0.01 0.013 2.65 4388.63 132.22 128.69 26376.21 100.00 100.00 100.00 100.00
CABEZA ENSAYADA
CONC. PRIMARIO
FLOTACION ESTANDAR
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLAS FINALES
CABEZA
CUADRO FINAL METALURGICO
CONC. FINAL
COLAS FINALES
CABEZA CALCULADA
COLAS AGOTATIVAS
COLA PRIMARIA 3
COLA PRIMARIA 4
COLA PRIMARIA 5
COLA PRIMARIA 6
FLOTACION PRIMARIA
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA
LIMPIEZA DE CONCENTRADO PRIMARIO
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLA PRIMARIA 2
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
MEDIOS
COLA AGOTATIVA 1
COLA AGOTATIVA 2
COLA AGOTATIVA 3
COLA AGOTATIVA 4
COLA AGOTATIVA 5
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA 1
CONC. 2da LIMPIA 5
EVALUACIÓN DE ESPUMANTE M91 CON MINERAL DE ALTO COBRE
PRUEBA DE FLOTACIÓN DE CINCO CICLOS
ENSAYES CONTENIDOS METÁLICOS RECUPERACIONES
DESCRIPCION
CONC. 2da LIMPIA 1
CONC. 2da LIMPIA 2
CONC. 2da LIMPIA 3
CONC. 2da LIMPIA 4
6
Tabla 35. Balance de Flotación Prueba de Cinco Ciclos de Minera de Alto Cobre con Espumante M91-F.
Mineral: Alimentación a Molinos del 31 de Enero del 2012
Fecha: 17 Febrero del 2012
PESO %Cu %CuO %Mo %Fe Cu CuO Mo Fe %Cu %CuO %Mo %Fe
33.77 21.11 0.16 0.252 28.92 712.88 5.37 8.51 976.63 16.50 3.86 6.43 3.88
29.99 22.03 0.18 0.266 28.64 660.68 5.31 7.98 858.91 15.29 3.81 6.03 3.41
42.19 21.97 0.17 0.270 29.12 926.91 7.05 11.39 1228.57 21.45 5.06 8.61 4.87
30.51 22.71 0.19 0.270 28.30 692.88 5.74 8.24 863.43 16.03 4.12 6.23 3.43
32.44 23.21 0.18 0.282 28.38 752.93 5.84 9.15 920.65 17.42 4.20 6.92 3.65
168.90 22.18 0.17 0.268 28.70 3746.29 29.30 45.26 4848.20 86.70 21.05 34.22 19.24
10.91 4.60 0.15 0.105 24.78 50.20782 1.6365 1.14555 270.3498 1.16 1.18 0.87 1.07
7.91 3.98 0.11 0.098 20.66 31.45016 0.88592 0.77518 163.4206 0.73 0.64 0.59 0.65
18.82 4.34 0.13 0.102 23.05 81.66 2.52 1.92 433.77 1.89 1.81 1.45 1.72
37.35 0.20 0.02 0.010 15.99 7.43265 0.8217 0.3735 597.2265 0.17 0.59 0.28 2.37
42.41 0.21 0.02 0.014 16.54 8.86369 1.01784 0.59374 701.4614 0.21 0.73 0.45 2.78
45.91 0.23 0.02 0.013 17.88 10.37566 1.10184 0.59683 820.8708 0.24 0.79 0.45 3.26
47.63 0.23 0.03 0.012 17.46 10.81201 1.33364 0.57156 831.6198 0.25 0.96 0.43 3.30
43.66 0.21 0.03 0.013 18.26 9.1686 1.39712 0.56758 797.2316 0.21 1.00 0.43 3.16
COLAS AGOTATIVAS 216.96 0.22 0.03 0.012 17.28 46.65 5.67 2.70 3748.41 1.08 4.08 2.04 14.87
404.68 9.57 0.09 0.123 22.31 3874.60 37.49 49.89 9030.38 89.67 26.94 37.71 35.83
1919.92 0.05 0.04 0.009 1.61 92.15616 71.03704 17.27928 3091.0712 2.13 51.04 13.06 12.26
1909.91 0.05 0.01 0.008 1.67 87.85586 9.54955 15.27928 3189.5497 2.03 6.86 11.55 12.66
1895.65 0.05 0.00 0.009 1.69 85.30425 5.68695 17.06085 3203.6485 1.97 4.09 12.90 12.71
1922.63 0.04 0.00 0.008 1.73 82.67309 7.69052 15.38104 3326.1499 1.91 5.53 11.63 13.20
1932.10 0.05 0.00 0.009 1.74 98.5371 7.7284 17.3889 3361.854 2.28 5.55 13.15 13.34
9580.21 0.05 0.01 0.009 1.69 446.53 101.69 82.39 16172.27 10.33 73.06 62.29 64.17
404.68 9.57 0.09 0.123 22.31 3874.60 37.49 49.89 9030.38 89.67 26.94 37.71 35.83
9580.21 0.05 0.01 0.009 1.69 446.53 101.69 82.39 16172.27 10.33 73.06 62.29 64.17
168.90 22.18 0.17 0.268 28.70 3746.29 29.30 45.26 4848.20 96.69 78.14 90.73 53.69
10.91 4.60 0.15 0.105 24.78 50.21 1.64 1.15 270.35 1.30 4.36 2.30 2.99
7.91 3.98 0.11 0.098 20.66 31.45 0.89 0.78 163.42 0.81 2.36 1.55 1.81
216.96 0.22 0.03 0.012 17.28 46.65 5.67 2.70 3748.41 1.20 15.13 5.42 41.51
404.68 9.57 0.09 0.123 22.31 3874.60 37.49 49.89 9030.38 100.00 100.00 100.00 100.00
168.90 22.18 0.17 0.268 28.70 3746.29 29.30 45.26 4848.20 86.70 21.05 34.22 19.24
10.91 4.60 0.15 0.105 24.78 50.21 1.64 1.15 270.35 1.16 1.18 0.87 1.07
7.91 3.98 0.11 0.098 20.66 31.45 0.89 0.78 163.42 0.73 0.64 0.59 0.65
9797.17 0.05 0.01 0.009 2.03 493.18 107.36 85.09 19920.68 11.41 77.14 64.33 79.04
9984.89 0.43 0.01 0.013 2.52 4321.13 139.19 132.28 25202.65 100.00 100.00 100.00 100.00
187.72 20.39 0.17 0.251 28.14 3827.95 31.82 47.19 5281.97 88.59 22.86 35.67 20.96
9797.17 0.05 0.01 0.009 2.03 493.18 107.36 85.09 19920.68 11.41 77.14 64.33 79.04
9984.89 0.43 0.01 0.013 2.52 4321.13 139.19 132.28 25202.65 100.00 100.00 100.00 100.00
CABEZA ENSAYADA
CONC. PRIMARIO
FLOTACION ESTANDAR
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLAS FINALES
CABEZA
CUADRO FINAL METALURGICO
CONC. FINAL
COLAS FINALES
CABEZA CALCULADA
COLAS AGOTATIVAS
COLA PRIMARIA 3
COLA PRIMARIA 4
COLA PRIMARIA 5
COLA PRIMARIA 6
FLOTACION PRIMARIA
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA
LIMPIEZA DE CONCENTRADO PRIMARIO
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
COLA PRIMARIA 2
CONC. FINAL
COLAS 2da LIMPIA
CONC. AGOTATIVO
MEDIOS
COLA AGOTATIVA 1
COLA AGOTATIVA 2
COLA AGOTATIVA 3
COLA AGOTATIVA 4
COLA AGOTATIVA 5
CONC. PRIMARIO
COLA PRIMARIA 1
CONC. 2da LIMPIA 5
EVALUACIÓN DE ESPUMANTE M91-F CON MINERAL DE ALTO COBRE
PRUEBA DE FLOTACIÓN DE CINCO CICLOS
ENSAYES CONTENIDOS METÁLICOS RECUPERACIONES
DESCRIPCION
CONC. 2da LIMPIA 1
CONC. 2da LIMPIA 2
CONC. 2da LIMPIA 3
CONC. 2da LIMPIA 4