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UNIVERSIDAD DE ATACAMA
FACULTAD TECNOLOGICA
“TIPOS DE PRUEBAS EN LABORATORIO DE METALURGIA EN COMPAÑÍA
CONTRACTUAL MINERA CANDELARIA”.
JONATHAN JOSÉ SANTOS VALDIVIA
AÑO 2018
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UNIVERSIDAD DE ATACAMA
FACULTAD TECNOLOGICA
“TIPOS DE PRUEBAS EN LABORATORIO DE METALURGIA EN COMPAÑÍA
CONTRACTUAL MINERA CANDELARIA”.
PROYECTO DE TITULACION PARA OPTAR
AL TÍTULO DE TECNÓLOGO EN
METALURGIA Y BACHILLER EN
TECNOLOGÍAS.
PROFESOR GUÍA:
SR. DAVID VALENZUELA ROJAS
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AGRADECIMIENTOS
En primera instancia, agradezco a mis padres por el apoyo incondicional, por estar
siempre presentes en mi desarrollo como estudiante y como persona, por cada consejo
y palabra de aliento que me ayudara a lograr mis objetivos y metas.
Agradezco a mis profesores de especialidad por todo el conocimiento entregado, la
paciencia y la buena disposición en atender cualquier duda que surgía al cursar la
carrera.
A la Compañía Contractual Minera Candelaria, por permitirme ser parte de la empresa
mientras desempeñaba mi Practica Profesional. También agradezco al personal de la
Planta Concentradora, en especial al área de metalurgia que fueron parte fundamental
de mi proceso como practicante ya que me entregaron herramientas y conocimientos
para desarrollarme como trabajador de CCMC, también destaco la simpatía, la buena
disposición a enseñar, la buena convivencia y los lazos generados.
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RESUMEN
El mineral de cobre proveniente de la mina en forma de rocas, es procesado a través
de una planta concentradora para obtener el concentrado de cobre.
Para lograr convertir el mineral obtenido de la mina desde la forma de rocas hasta
llegar a Concentrado, este es tratado y clasificado en varias etapas mediante una serie
de equipos que van reduciendo el tamaño de las rocas de mineral, mediante una
operación que se denomina Conminución, para luego someterlo a una operación
denominada Flotación.
En la etapa de conminución se utilizan las fuerzas físicas como método de reducción
de tamaño de la roca. Se utilizan varios tipos de equipos, entre ellos los más aptos;
chancadores y molinos.
En la etapa de flotación, al mineral se le adiciona agua y otros reactivos que hacen que
se adhiera a burbujas que flotan sobre ésta, para luego recolectarlas por rebalse y en
varias etapas ir aumentando la concentración del mineral.
Existe una etapa de espesamiento, donde a la pulpa resultante se le reduce
sucesivamente la cantidad de agua, el que además permite recuperar parte del agua
adicionada para su reutilización. Otra parte del agua pasa a constituir lo que se
denomina relaves, los que al no poder ser empleados nuevamente son almacenados
en tranques de relaves para su disposición final recuperando la totalidad del agua.
Finalmente se extrae el agua restante del concentrado de cobre mediante una etapa de
filtrado, el cual utiliza filtros de prensa. El concentrado queda así reducido a un polvo
muy fino, el que luego es transportado a una zona de embarque para su exportación.
A su vez, este proyecto de titulación tiene como finalidad dar a conocer las distintas
pruebas metalúrgicas realizadas a los minerales que se procesan en la Planta
Concentradora de la Compañía Contractual Minera Candelaria.
La finalidad de estas pruebas de laboratorio es determinar o estimar la cantidad de
energía que podría utilizar un chancador o un molino para cumplir su función de
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disminuir el tamaño y liberar la partícula útil del mineral. Para ello existen pruebas como
el Test de Bond, prueba de SGI y además de los controles operacionales de las fases,
como análisis granulométricos en alimentación y descarga de las distintas correas
transportadoras, medición de setting y medición de tolvas. Con esto podemos dar una
respuesta a la hora de preguntarnos ¿Cuánta energía se consumió este mes? o ¿si el
gasto monetario será menor o mayor debido a la naturaleza del mineral que se vaya a
tratar?, además de realizar proyecciones para el consumo y gasto del resto del año.
También se busca dar a conocer de manera detallada la funcionalidad y la realización
de estas pruebas de control para obtener una estimación de los consumos energéticos
diarios, mensuales y proyecciones anuales, los cuales nos permitirán estimar costos y
tonelaje procesado en la Planta Metalúrgica de CCMC.
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INDICE
CAPÍTULO I .................................................................................................................... 8
1.1 ANTECEDENTES GENERALES ........................................................................... 8
1.2 UBICACIÓN GEOGRÁFICA .................................................................................. 9
1.3 PRODUCCIÓN .................................................................................................... 10
1.4 MINERALOGÍA .................................................................................................... 10
CAPÍTULO II ................................................................................................................. 11
2.1 CONCEPTOS TEÓRICOS ................................................................................... 11
2.2 CONCEPTOS TÉCNICOS ................................................................................... 14
2.2.1 CHANCADO .................................................................................................. 14
2.2.1.1 CHANCADO PRIMARIO ......................................................................... 14
2.2.1.2 CHANCADO SECUNDARIO ................................................................... 15
2.2.2 MOLIENDA .................................................................................................... 15
2.2.2.1 MOLINO DE BOLAS ............................................................................... 15
2.2.2.2 MOLINO SAG .......................................................................................... 16
2.2.2.3 MOLINO DE BARRAS ............................................................................. 17
2.2.3 CLASIFICACIÓN ........................................................................................... 17
2.2.3.1 HIDROCICLONES ................................................................................... 18
2.2.4 FLOTACIÓN .................................................................................................. 21
2.2.4.1 SCAVENGER .......................................................................................... 28
2.2.4.2 ROUGHER .............................................................................................. 28
2.2.4.3 CLEANER ............................................................................................... 29
CAPÍTULO III ................................................................................................................ 31
3.1 PRUEBAS REALIZADAS PARA EL FUNCIONAMIENTO DE LA PLANTA
CONCENTRADORA DE CCMC. ............................................................................... 31
3.1.1 Test de SGI .................................................................................................... 31
3.1.2 Test de Bond ................................................................................................. 34
3.1.3 Análisis Granulométrico con ro-tap ................................................................ 40
3.1.4 Pruebas de Colectores de Flotación .............................................................. 41
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3.2 ACTIVIDADES REALIZADAS PARA EL BUEN FUNCIONAMIENTO DE LA
PLANTA CONCENTRADORA DE CCMC. ................................................................ 47
3.2.1 Control de Calidad ......................................................................................... 47
3.2.2 Medición de Setting ....................................................................................... 47
3.2.3 Muestreo de Correas (CV-04 / CV-034) ........................................................ 48
3.2.4 Medición de Tolvas ........................................................................................ 53
3.2.5 Filtrado de muestras ...................................................................................... 54
3.2.6 Secado de muestras ...................................................................................... 54
3.2.7 Mallaje rápido (Fase 3) .................................................................................. 55
3.2.8 Ajuste de Inventario ....................................................................................... 56
CONCLUSIONES.......................................................................................................... 57
BIBLIOGRAFIA ............................................................................................................. 60
ANEXOS ....................................................................................................................... 61
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CAPÍTULO I
1.1 ANTECEDENTES GENERALES
Compañía Contractual Minera Candelaria (CCMC) opera el yacimiento Candelaria,
depósito de óxido de hierro, cobre y oro. Se explota bajo el sistema mixto de rajo
abierto y subterráneo (Mina Candelaria Norte).
El yacimiento fue descubierto en 1987. Con una inversión inicial de US$ 560 millones,
se inauguró el año 1995; y en 1997, con una inversión de US$ 337 millones, se terminó
la fase II. El mineral es procesado en una planta de molienda y flotación convencional,
que produce concentrado con una ley de 30% de cobre. El concentrado de cobre es
enviado en camiones hasta su Puerto Limpio Mecanizado, Punta Padrones, en
Caldera. La planta concentradora tiene una capacidad de tratamiento de mineral de
75.000 tpd.
Desde enero de 2013, Minera Candelaria cuenta con una planta desalinizadora con
capacidad para producir hasta 500 litros por segundo de agua desalinizada de calidad
industrial. Con esta planta, la compañía dejó de extraer agua de la cuenca del río
Copiapó.
En 2014, Lundin Mining Corporation compró la participación controladora de la
estadounidense Freeport McMoRan Copper & Gold en Minera Candelaria. Por su parte
Lundin Mining Corporation es una compañía pública canadiense con oficinas y
sucursales en Toronto, con operaciones y proyectos mineros en Chile, USA, Portugal,
Suecia y España, con producción de cobre, oro, plata, niquel y zinc.
En julio de 2015 fue aprobado el Estudio de Impacto Ambiental del Proyecto Candelaria
2030, que le permitirá a la compañía extender la vida útil de sus operaciones. El
proyecto considera la ampliación del rajo para explotar nuevas reservas, la
construcción de un nuevo depósito de relaves, el aumento del volumen de los
depósitos de estéril y la reubicación de algunas líneas de transmisión eléctrica y
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caminos. El nuevo depósito de relaves, denominado Los Diques, tendrá una capacidad
de 600 millones de toneladas.
1.2 UBICACIÓN GEOGRÁFICA
La Compañía Contractual Minera Candelaria (CCMC), se encuentra situada a 9
kilómetros al sur de Tierra Amarilla y a 29 kilómetros al suroeste de Copiapó, en la III
Región de Atacama; a una altura aproximada de 650 metros sobre el nivel del mar.
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1.3 PRODUCCIÓN
La mina subterránea Candelaria Norte produce 6.000 toneladas por día. La mina
subterránea Alcaparrosa produce 4.000 toneladas por día de mineral y Santos produce
3.750 toneladas por día.
Candelaria y Ojos del Salado operan sus propias plantas de procesamiento. La planta
de procesamiento de Candelaria recibe mineral de las minas a cielo abierto (Candelaria
Norte y Alcaparrosa), tiene una capacidad nominal de 75,000 toneladas por día. La
planta de procesamiento de PAC de Ojos del Salado recibe mineral de la mina
subterránea de Santos y tiene una capacidad de diseño de 3,800 toneladas por día.
1.4 MINERALOGÍA
El tipo de mineral que va a representar en su mayoría a la Mina Candelaria, consiste en
menas minerales que van a contener calcopirita, magnetita, pirita, pirrotita y esfalerita.
La biotita, los minerales de silicato de calcio y el feldespato de potasio constituyen los
minerales de la ganga.
La calcopirita es el único sulfuro de cobre primario presente en la mina de Santos.
Además de la mineralización de cobre, existen valores económicos de oro. Los
minerales de ganga más frecuentes son pirita, magnetita, actinolita, k-feldespato,
clorita, biotita y hematita.
La mineralogía de mineral y ganga en la mina de Alcaparrosa consiste en calcopirita,
pirita y magnetita, con trazas de pirrotina, molibdenita y arsenopirita.
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CAPÍTULO II
2.1 CONCEPTOS TEÓRICOS
Chancador de cono cabeza corta: equipo constituido por una sección de
alimentación cónica y un cono invertido corto central (manto) que gira en forma
excéntrica. Sus dimensiones generalmente se refieren a la abertura máxima de
la boca de alimentación y al diámetro de la base del manto.
Chancador giratorio: equipo constituido por una taza cónica y un cono invertido
central que gira en forma excéntrica. Sus dimensiones generalmente se refieren
a la abertura máxima de la boca de alimentación y al diámetro de la base del
manto.
Close Size Setting: abertura menor registrada entre el manto y las cóncavas,
esta actividad corresponde a una variable del control operacional.
Correa Transportadora: equipo cuyo funcionamiento es continuo. Cinta sin fin
fabricada de capas de telas que se impregnan con caucho y vulcanizan en su
unión. Una típica correa transportadora está equipada con un detector de
velocidad de correa, paradas de emergencia dispuestos longitudinalmente al
lado de la correa, detectores de desalineamiento, detector de rasgadura,
detector de metal y un detector de atollo en el buzón de descarga. La activación
de cualquiera de estos dispositivos alarmará en el sistema de control distribuido
(DCS) de la sala de control y operaciones de Candelaria.
Molino: equipo que puede ser de forma cilíndrica o cilíndrica cónica, cuyo interior
está provisto generalmente con cuerpo moledores, para el caso de la faena de
candelaria se utilizan bolas de acero, los que al entrar en contacto con las
partículas minerales, ya sea estas en un medio acuoso (pulpa) o seco, se
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produce la reducción de tamaño por el impacto, abrasión y la fricción, al estar el
equipo en movimiento.
Molino de Bond: es el elemento físico en el cual se realiza el test para determinar
el índice de dureza del mineral. El molino es de un tamaño de 12 x 12” con
esquinas redondeadas y un revestimiento suave.
Pié de metro: instrumento de medición modelo digital que entrega la medida
expresada en mm o pulgadas según se seleccione para la medición de la bola
de plomo apretada.
Pinza de medición: ideal para medir dimensiones. Son calibradores externos que
miden espesores y diámetros exteriores de los objetos, diámetros de los
agujeros en el interior pinzas de medida y las distancias entre las superficies.
Pulvimetalurgia: es también conocida como metalurgia de polvos es una etapa
de fabricación que, partiendo de polvos finos y tras su compactación para darles
una forma determinada, se calientan en una atmósfera controlada para la
obtención de la pieza.
Reducción de tamaño: operación que consiste en fragmentar el mineral y
entregar un producto parejo con un tamaño menor apropiado para la etapa
siguiente.
Ro-Tap: equipo que se utiliza para realizar el análisis granulométrico. Tiene una
capacidad de siete tamices más un fondo tamiz. Cuenta con un timer incorporado
el cual permite programar el tamizado de muestra durante un tiempo previamente
determinado. El ro-tap produce un movimiento de agitación mecánica a la serie
de tamices lo que permite que el material se distribuya en fracciones o intervalos
de tamaño específicos.
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SGI: nombre que recibe la prueba que nos ayuda a determinar dureza y energía
utilizada por la Compañía Contractual Minera Candelaria. El molino utilizado gira
por un tiempo de 15 minutos en primera instancia, el material agregado pasa por
tamices en un ro-tap. El material nuevamente es agregado al molino por un
tiempo de 15 minutos más, luego va al ro-tap para tamizaje. Se repite esta acción
por un tiempo de 30 y 60 minutos más.
Tamiz: malla, harnero o criba tejida con alambre de acero inoxidable de distintos
tamaños de abertura que se utilizan para determinar tamaño de partículas.
Tamizaje: o mallaje es el método o técnica para determinar la distribución de
tamaño de partículas a través de uno o de un conjunto de tamices cuya aberturas
disminuyen desde el tamiz superior al inferior.
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2.2 CONCEPTOS TÉCNICOS
2.2.1 CHANCADO
Es una operación mediante la cual se disminuye el tamaño de las rocas mineralizadas
triturándolas en equipos llamados chancadoras y molinos. El material extraído pasa por
chancador primario, secundario y terciario, hasta llegar a tamaños de menos de ½
pulgada.
2.2.1.1 CHANCADO PRIMARIO
Se le denomina al equipo o máquina que realiza la primera etapa de chancado del
material. Éste puede ser un chancador giratorio, el que está formado por una superficie
fija y una móvil, ambas con la forma de un cono invertido. La superficie móvil gira con
un movimiento excéntrico en un eje de rotación diferente al de la pieza fija y, por tanto,
las rocas son trituradas cuando las dos superficies se encuentran.
Figura 1. “Chancador primario”
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2.2.1.2 CHANCADO SECUNDARIO
Es conocido por tener chancadores secundarios los cuales son más livianos que las
máquinas primarias, puesto que toman el producto chancado en la etapa primaria como
alimentación. El tamaño máximo normalmente será menor de 6 ó 8 pulgadas de
diámetro y, puesto que todos los constituyentes dañinos que vienen en el mineral
desde la mina, tales como trozos metálicos, madera, arcilla y barro han sido ya
extraídos, es mucho más fácil de manejar. Las chancadoras secundarias también
trabajan con alimentación seca y su propósito es reducir el mineral a un tamaño
adecuado para molienda o chancado terciario si es el que el material lo requiere.
2.2.2 MOLIENDA
Etapa mediante la cual se reduce el tamaño del material mineralizado a menos de 0,2
milímetros, de manera que sea adecuado para la flotación. Al material mineralizado que
viene de la planta de chancado se le agrega agua y algunos reactivos, y se lleva a los
molinos de barra, molinos SAG o molino de bolas. Los molinos giran y las barras o
bolas muelen el material hasta obtener el tamaño adecuado para la siguiente etapa.
2.2.2.1 MOLINO DE BOLAS
Este molino de grandes dimensiones está lleno de bolas en su interior. Sí, bolas de
acero de 3,5 pulgadas y 3 kilos de peso aproximadamente. El movimiento y choque de
estas bolas va moliendo aún más el material durante aproximadamente 20 minutos,
logrando que las partículas alcancen el tamaño buscado: 0,18 milímetros. Varias de las
plantas modernas solo poseen este tipo de Molienda, prescindiendo de la Molienda de
Barras, cuya tecnología, hay que decirlo, se está quedando en el pasado.
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2.2.2.2 MOLINO SAG
Este es un nivel más moderno y eficiente de Molienda. Se recibe el mineral
directamente desde el chancado primario (no del terciario como en la Molienda
convencional) y se mezcla con agua y cal. El material se reduce gracias a la acción de
las mismas partículas que poseen diversos tamaños y por el movimiento de numerosas
bolas de acero que se desplazan en caída libre cuando el molino gira. Así ́se logra un
efecto conjunto de chancado y molienda más efectivo y con mejor consumo de energía.
Figura 2. “Molino de bolas”
Figura 3. “Molino SAG y su funcionamiento”
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2.2.2.3 MOLINO DE BARRAS
Este equipo tiene barras de acero de 3,5 pulgadas de diámetro en su interior que son
las encargadas de moler el material proveniente del chancado terciario, que llega
continuamente a través de las correas transportadoras. Estas barras caen y se mueven
libremente dentro del equipo, moliendo así los fragmentos de roca. El mineral molido es
llevado luego a una segunda etapa de molienda: la Molienda de Bolas.
2.2.3 CLASIFICACIÓN
Emplean como efecto clasificador la fuerza centrífuga (sedimentación obstaculizada
forzada) sobre la pulpa en una trayectoria circular. Las partículas gruesas y pesadas
son empujadas a la periferia y bajan al ápex.
Los parámetros de influencia en la separación del ciclón son: la geometría interna, las
dimensiones del ápex y del vortex-finder, y los factores dinámicos: presión de bombeo
que determina la velocidad angular de la pulpa.
Figura 4. “Molino de barras”
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2.2.3.1 HIDROCICLONES
Clasificación de los Ciclones
El hidrociclón es un aparato estático que utiliza fuerzas centrifugas para clasificar
sólidos contenidos en una pulpa. Si los sólidos que alimentan al clasificador están
suspendidos en aire, éste se denomina simplemente ciclón.
Su uso es ampliamente difundido en las plantas metalúrgicas pudiendo realizar
clasificaciones en rangos tan gruesos como de 600 micrones y tan finos como los de 10
micrones, compitiendo con tamices y centrifugas. Las principales ventajas que ofrece
son su fácil fabricación, su gran capacidad respecto al espacio que ocupa y su bajo
costo.
Figura 5. “Hidrociclón”
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Partes de un hidrociclón
Los Hidrociclones tienen una concepción muy simple; sus partes son las siguientes:
Cámara cilíndrica de alimentación a la que la pulpa ingresa tangencialmente a
presión por la tubería de alimentación. Esta parte cilíndrica está provista en su
parte superior de un diagrama llamada vórtex-finder que luego se prolonga a
través de una tubería por donde serán evacuados los productos finos de
la clasificación (rebose).
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Sección cilíndrica que se transformará en la parte inferior en un cono que
termina en una boquilla por donde son evacuados los productos gruesos
(descarga). Ésta boquilla recibe el nombre de ápex.
Un hidrociclón se especifica por el diámetro de la cámara cilíndrica
de alimentación, siendo las dimensiones restantes funciones de esta magnitud.
Por ejemplo, el área de ingreso varía del 6 al 8% del área transversal de la parte
cilíndrica. Esta entrada es en una mayoría de casos rectangular o cuadrada.
El vórtex tiene un diámetro, que oscila entre el 30 al 40% del diámetro de
cámara cilíndrica y penetra hasta la sección cilíndrica para evitar
los cortocircuitos que podrían arrastrar partículas gruesas al rebose.
La sección cónica presenta un ángulo de 12° para ciclones menores a 10”
mientras que para diámetros mayores, el ángulo puede llegar a 20°. El ápex
tiene un diámetro de aproximadamente ¼ del diámetro.
Por muchos años los hidrociclones han sido referidos simplemente como ciclones y son
ampliamente utilizados en circuitos de molienda para hacer la clasificación
de partículas. El rango de trabajo de los ciclones está entre 40 a 400 micrones, son
muy pocas las aplicaciones en tamaños más finos que 5 u más gruesos que 1000u.
Los ciclones se usan con gran ventaja en circuitos de molienda primaria, secundaria
y de remolienda.
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2.2.4 FLOTACIÓN
Para estudiar el mecanismo de la flotación es suficiente, en principio, enterarse
con todo detalle de lo que sucede entre una partícula de mineral y una burbuja de
aire para que ellos formen una unión estable.
Con respecto a las partículas de minerales, es sabido que pocas de ellas
tienen propiedades hidrofóbicas suficientemente fuertes como para que puedan flotar.
En primer lugar, en la gran mayoría de los casos hay que romper
enlaces químicos (covalentes e iónicos principalmente) para efectuar la liberación del
mineral. Esto inmediatamente lleva a la hidratación de la superficie del mineral.
En resumen, es necesario hidrofobizar las partículas minerales en la pulpa para
hacerlas flotables. Esto se efectúa con los reactivos llamados colectores, que
son generalmente compuestos orgánicos heteropolar, o sea, una parte de la
molécula es un compuesto evidentemente apolar (hidrocarburo) y la otra es un grupo
polar con propiedades iónica = propiedades eléctricas.
Para facilitar la absorción de estos reactivos sobre la superficie de las
partículas minerales hay que crear condiciones favorables en la capa doble de
cargas eléctricas, lo que se hace con los reactivos llamados modificadores.
La partícula mineral queda cubierta por el colector que se afirma en su red cristalina por
medio de su parte polar, proporcionándole con la parte apolar propiedades hidrofóbicas
(propiedades no mojables)
El otro componente del futuro agregado partícula-burbuja es la burbuja de aire. Esta es
necesaria para:
1. recoger las partículas en la pulpa,
2. transportarlas hacia la superficie.
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Las experiencias con inyección directa de aire en la pulpa generalmente dan resultados
negativos si no se emplea un espumante, por cuanto el aire se distribuye de forma
dispareja, las burbujas son inestables y se asocian una a otras. Al agregar el
espumante, se estabilizan se obtiene el tamaño deseado y la dispersión del aire es
pareja.
Los espumantes, que son reactivos tenso-activos, se absorben selectivamente en
la interfaces gas - líquido. Las partes polares de estos compuestos tenso-activos
se orientan hacia el agua y la parte polar hacia la burbuja misma.
Las partículas y burbujas están en una constante agitación, debido a los rotores de las
máquinas de flotación, de modo que para realizar su unión son necesarios:
Figura 6. “Comportamiento de minerales hidrofóbicos e
hidrofílicos respecto al agua”
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1. Su encuentro.
2. Condiciones favorables para formar el agregado.
El encuentro se realiza por el acondicionamiento y la agitación dentro de la máquina
misma.
Figura 7. “Mecanismo de flotación por espuma”
Figura 8. “Camada de espuma”
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Los conceptos de las condiciones que determinan la unión estable entre la partícula y
la burbuja son los siguientes: no hay problemas en explicar el acercamiento de
la burbuja y la partícula hasta el punto en que la película de agua que las separa queda
muy fina. En este momento, la partícula, para acercarse más a la burbuja tiene que
superar lo que se considera una barrera energética. Para las partículas hidrofílicas, en
que la asociación de la partícula con las moléculas de agua es muy firme, esta barrera
nunca se supera y las partículas no flotan. Para las partículas hidrofóbicas, la barrera
queda repentinamente rota por fuerzas todavía no bien conocidas, permitiendo un
contacto trifásico.
Los conceptos modernos de la dinámica del contacto entre la burbuja y la
partícula consideran que el encuentro entre ambas se efectúa del modo como ocurre
la colisión entre dos cuerpos elásticos. Esto significa que los cuerpos chocan y rebotan.
Se ha podido observar el hundimiento de la burbuja cuando es chocada por la partícula
y el rebote elástico de esta última. La partícula, enseguida, vuelve nuevamente a
chocar con las burbujas hasta que se encuentra con la que tiene condiciones
energéticas y eléctricas para asociarla. Este mecanismo, entonces, contempla como
factores de importancia, el tamaño de la partícula (fuerza dinámica) y su mojabilidad
(condiciones eléctricas).
Flotación de minerales
Se define la flotación de minerales como una etapa de concentración de minerales en
el cual se procura separar las partículas de menas útiles de estériles o gangas,
mediante un tratamiento físico químico que modifica su tensión superficial para lograr
que burbujas de aire finamente divididas se adhieran a las primeras y las enriquezca
en una espuma.
En vista de esta última característica, este proceso recibe también el nombre de
flotación de espuma (froth flotation). Tiene sobre otros procedimientos
de concentración, puramente físicos, la ventaja de:
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Tener flexibilidad suficiente para concentrar selectivamente, es decir,
con producción de concentrados limpios y de alta ley, todos los sulfurados y
la mayoría de los no sulfurados y oxidados. Mediante combinaciones (o
formulaciones) adecuadas de aditivos, o reactivos de flotación.
Adaptarse fácilmente al tratamiento en gran escala y con ayuda de
técnicas automáticas de control y medición, a pulpas de mineral
con granulometría de amplia gama: entre 48 mallas/pulgadas hasta unos pocos
micrones.
Integrarse fácilmente con técnicas modernas de molienda y clasificación,
así como con medios mecanizados de manejo de productos, tales como
bombeo separación sólido/líquido.
Figura 9. “Flotación de minerales”
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El mecanismo esencial de la flotación comprende la anexión de partículas minerales a
las burbujas de aire, de tal modo que dichas partículas son llevadas a la superficie de la
pulpa mineral, donde pueden ser removidas. Ésta etapa abarca las siguientes fases:
1. El mineral es molido húmedo hasta aproximadamente 48 mallas (297 micrones)
2. La pulpa que se forma, es diluida con agua hasta alcanzar un porcentaje
de sólidos en peso entre 25% y 45%.
3. Se adiciona pequeñas cantidades de reactivos, que modifican la superficie
de determinados minerales.
4. Otro reactivo, específicamente seleccionado, se adiciona para que actúe
sobre el mineral que se desea separar por flotación. Este reactivo cubre
la superficie del mineral haciéndola aerofílica e hidrofóbica.
5. Luego se adiciona otro reactivo, que ayuda a establecer una espuma estable.
6. La pulpa químicamente tratada en un depósito apropiado, entra en
contactos con aire introducido por agitación o por la adición directa de aire a
baja presión.
7. El mineral aerofílico, como parte de la espuma, sube a la superficie de donde es
extraído. La pulpa empobrecida, pasa a través de una serie de tanques y celdas,
con el objetivo de proveer tiempo y oportunidad a las partículas de mineral para
contactar burbujas de aire y pueden ser recuperadas en la espuma.
Por lo tanto, podemos señalar que la flotación es un macro fenómeno de hidrofobicidad
y de aerofilicidad de la superficie de los minerales, que se desean recuperar.
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Para que la flotación de minerales sea efectiva, se requiere de los siguientes aspectos:
Reactivos químicos:
Colectores
Espumantes
Activadores
Depresores
pH
Componentes del equipo
Diseño de la celda
Sistema de agitación
Flujo de aire
Configuración de los bancos de celdas
Control de los bancos de celda
Componentes de la operación
Velocidad de alimentación
Mineralogía
Tamaño de partículas
Densidad de pulpa
Temperatura.
En la flotación intervienen los siguientes elementos o factores:
1. Pulpa
2. Reactivos
3. Aire
4. Agitación
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Etapas de la flotación
La flotación industrial es un proceso continuo, en el que las celdas están arregladas en
serie formando un banco que por la calidad de sus concentrados, van a tomar el
nombre de circuitos. Estos circuitos de flotación generalmente están constituidos de
varias etapas, puesto que no es posible recuperar el mineral valioso y eliminar el
mineral de ganga en forma simultánea en un solo paso.
Las etapas que se pueden encontrar en algún circuito de flotación son:
1. Etapa de flotación de Recuperación (Rougher)
2. Etapa de flotación Depuradora (Scavenger)
3. Etapa de flotación limpieza (Cleaner)
4. Etapa de flotación Re-limpieza (Re-cleaner)
2.2.4.1 SCAVENGER
La etapa scavenger o de barrido tiene como objetivo aumentar la recuperación de las
especies útiles desde las colas de la etapa rougher. Producen colas finales del proceso
y un concentrado de baja ley que puede juntarse a la alimentación del proceso de
flotación, o a una etapa de remolienda y su posterior tratamiento.
2.2.4.2 ROUGHER
La etapa rougher es la etapa primaria, en ella se logran altas recuperaciones y se
elimina gran parte de la ganga. Debido a que esta etapa se opera con la mayor
granulometría posible, el concentrado rougher está constituido por materiales medios o
middlings, por lo cual las leyes de este concentrado son de bajas y requieren una etapa
de limpieza que seleccione el concentrado. Al circuito rougher llega la alimentación del
proceso de flotación, y en algunas oportunidades, concentrados de la etapa scavenger
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o colas de la etapa cleaner. Las colas de la etapa rougher pueden ser colas finales
del proceso, o bien, alimentación a un circuito scavenger.
La etapa de recuperación es aquella que recupera una alta proporción de las partículas
valiosas aún acosta de la selectividad, utilizando las mayores concentraciones de
reactivos colectores y/o depresores, velocidades altas de agitación (1200 a 1400 RPM)
y baja altura de la zona de espumas (2 a 3 pulgadas). Esta etapa produce dos
productos; un "concentrado" que aún no es producto final , el cuál pasa a la etapa de
limpieza y un "relave" que aún tiene mineral valioso pasa a la etapa de "apure" o
recuperación.
En las plantas concentradoras de cobre se utilizan circuitos cleaner-scavenger, los
cuales se alimentan con las colas de la etapa cleaner. En general, el concentrado de la
etapa cleaner-scavenger se junta a los concentrados rougher y alimentan la etapa
cleaner. Las colas de los circuitos cleaner-scavenger, dependiendo de la ley que posea
se juntan a las colas finales.
2.2.4.3 CLEANER
Los circuitos cleaner o de limpieza, junto a los circuitos recleaner, tienen como objetivo
aumentar la ley de los concentrados rougher, a fín de alcanzar un producto que cumpla
con las exigencias del mercado, o bien, de la etapa del proceso siguiente a que será
sometido el concentrado. Dado que la etapa cleaner es selectiva, normalmente el
concentrado rougher es sometido a una etapa de remolienda previa, para alcanzar la
mayor liberación posible de las especies útiles antes de alimentarse al circuito cleaner.
Las etapas de limpieza que pueden ser por lo general 2 o más tienen por finalidad de
obtener concentrados de alta ley aún a costa de una baja en la recuperación. En esta
etapa para mejorar la selectividad, se utilizan bajos porcentajes de sólidos en las
pulpas de flotación así como menores velocidades de agitación (800 a 900 RPM),
mayor altura de la zona de espumas (5 a 6 pulgadas). En esta etapa generalmente no
se adicionan reactivos colectores y espumantes, solo ocasionalmente se agrega el
30
depresor con el fin de incrementar la selectividad de la flotación. Los relaves de estas
etapas no se descartan, son reciclados a la etapa anterior. El concentrado de la última
etapa de limpieza, constituye el concentrado final.
La etapa depuradora (Scavenger) es aquella en que se recupera la mayor cantidad del
mineral valioso. El concentrado de ésta etapa generalmente retorna a la etapa de
Recuperación y el relave constituye el relave final.
31
CAPÍTULO III
3.1 PRUEBAS REALIZADAS PARA EL FUNCIONAMIENTO DE LA PLANTA
CONCENTRADORA DE CCMC.
3.1.1 Test de SGI
Objetivo:
Es un test que tiene como objetivo determinar la cantidad de tiempo que se debe tratar
un mineral para que pase de un 20% -#10 a un 80% -#10. Con el resultado de estos
datos se puede determinar la dureza del mineral, el gasto energético consumido y el
desgaste de las bolas del molino.
Procedimiento:
Lo primero a tener en consideración es la limpieza del molino y de la carga de bolas.
Luego se debe ingresar una carga de mineral con una cantidad de 2 kg con la siguiente
clasificación del material:
170 gr de mineral con tamaño 5/8”
230 gr de mineral con tamaño 1/2”
400 gr de mineral con tamaño 3/8”
400 gr de mineral con tamaño 1/4”
200 gr de mineral con tamaño #4
200 gr de mineral con tamaño #6
75 gr de mineral con tamaño #8
75 gr de mineral con tamaño #10
250 gr de mineral con tamaño - #10
32
Al tener la carga de bolas y la carga de 2 kg, se carga el molino, se cierra con todas las
medidas de seguridad y se da inicio al molino.
El modelo de SGI lleva establecido según su fabricación intervalos de tiempo
determinados el caso del modelo SGI de Minera Candelaria está regido por 15min, 30
min, 60 min y 120 min para realizar su detención.
Al realizarse el primer ciclo de 0 a 15 min. Como el molino tiene su propio cronometro,
este se detiene automáticamente. Se abre el molino, se descarga su contenido (mineral
+ bolas) y se realiza una limpieza con una brocha para no dejar residuos en el equipo.
El mineral descargado es llevado a una batería de tamices con las siguientes
aberturas:
16000 mm (5/8”), 12700 mm (1/2”), 9525 mm (3/8”), 6350 mm (1/4”)
4750 mm (#4), 3350 mm (#6), 2360 mm (#8), 1700 mm (#10)
Se da inicio a la batería de tamices con un tiempo de 15 minutos.
Al terminar de clasificarse el mineral, se deja un registro de cuanto mineral quedo en
cada tamiz. Este proceso se repite para el resto de los ciclos (30min, 60min y 120min).
Por último, se ingresan los datos obtenidos a una tabla ya establecida por la Compañía
y los fabricantes del molino. Esta planilla nos entregara el tiempo y la energía que
requerirá el tipo de mineral que hemos utilizado en el test.
33
Test ResultsTime: 0 min 15 min 30 min 60 min 120 min
ASTM Tyler Aperture Weight Weight Weight Weight Weight
Size Size mm g g g g g
3/4" 3/4" 19050 0 0 0 0 0
5/8" 5/8" 16000 170,0 101,1 93,0 81,1 78,7
1/2" 1/2" 12700 230,0 205,8 192,0 185,4 137,0
3/8" 3/8" 9525 400,0 273,6 237,2 157,4 93,0
1/4" 1/4" 6350 400,0 216,9 172,7 121,2 40,3
4 4 4750 200,0 87,4 50,2 22,8 5,7
6 6 3350 200,0 94,6 46,6 14,7 4,2
8 8 2360 75,0 90,0 36,5 6,7 1,5
12 10 1700 75,0 80,6 41,9 9,1 3,6
pan pan 0 250,0 849,3 1128,4 1396,7 1631,1
Total 2000,0 1999,3 1998,5 1995,1 1995,1Modeled Breakage
SGI: 106 min 7,80 kWh/t
Tabla N°1. “Resultado SGI”
Tabla N°2. “Gráfica SGI”
Tabla N°1. “Resultado SGI”
Bolas
Peso Inicial: 5071,8
Peso Final: 5070,9
34
3.1.2 Test de Bond
Objetivo:
El test de bond es el método más conocido y utilizado para predecir consumos de
energía en molienda de minerales. La prueba entrega un valor para el índice de trabajo
Wi expresado en KWh/ton.corta, el cual introducido en la ecuación básica de la tercera
ley de conminución, permite predecir el consumo de energía de un molino industrial.
Procedimiento:
Se requiere de 10 kilos de mineral 100% bajo 10 mallas Tyler preparados en cargas de
300 a 500 gramos aproximadamente.
Se debe realizar un análisis granulométrico de alimentación antes de iniciar la prueba
para determinar el F(80) y el porcentaje bajo 100 mallas Tyler de corte en la
alimentación.
Preparación de 700 cc mineral alimentación molino Bond.
• Tarar probeta de 1000 cc y registrar su peso
• Agregar mineral progresivamente en incrementos de 200 a 250 cc
• Compactar 30 veces la probeta con un mazo revestido en goma
• Agregar sucesivamente otros incrementos debidamente cuarteados de manera
de compactar un volumen final de 700 cc.
• El peso de 700 cc de mineral es el peso de alimentación requerida para el ciclo
de molienda inicial y es el peso al cual la alimentación será repuesta para cada
ciclo subsiguiente.
• Se determina el PPI (peso del producto ideal) de manera de conseguir un 250%
de carga circulante
PPI = Peso de carga alimentación (700 cc)
3.5
35
Carga de bolas
• La carga de bolas consiste de 285 bolas de acero que pesan 20222 gramos
agrupadas en un rango de diámetro que van desde 1 ½” a ¾” como se detalla a
continuación:
DIAMETRO DE BOLAS N° DE BOLAS PESO (GRAMOS)
1 ½” 25 5588
1 ¼” 39 5045
1” 60 3974
7/8” 68 3017
¾” 93 2598
TOTAL: 285 20222
Alimentación molienda
• Antes de iniciar la molienda del primer ciclo, programar el contador en 15
revoluciones para un ordenamiento de la carga de bolas
• Abrir la tapa del molino y depositar la muestra en forma homogénea sobre la
carga de bolas
• Cerrar el molino y programar en contador 100 revoluciones
Descarga molienda
• Una vez detenido el molino, girarlo manualmente hasta que la tapa quede en
posición hacia arriba
• Retirar la tapa del molino y limpiarla con una brocha sobre la bandeja receptora
de carga
• Dejar caer parte de la carga de bolas, limpiarla con la brocha y retirarla
dejándola en una bandeja aparte
• Dejar caer el resto de la carga bolas, limpiar el interior del molino con la brocha
• Retornar la carga de bolas al interior del molino, tapar y darle 15 revoluciones de
acomodo para el siguiente ciclo
36
Análisis granulométrico
• Para hacer más eficiente el análisis granulométrico, todo el producto de
molienda se divide en cuatro fracciones y se deposita en cuatro tamices malla
100 con sus respectivos fondos
• Posesionar la batería de tamices en el ro-tap y agitarlos durante 15 minutos
• Una vez tamizada la muestra, recuperar el sobre tamaño y pesarlo
• El material bajo tamaño puede ser descartado los tres primeros ciclos
Cálculo siguiente ciclo
• Se calcula el peso del producto neto producido por revolución del molino como:
Gbp = producto neto
N° de revoluciones
• Se define el producto neto del ciclo de molienda como el peso de material de
bajo tamaño, menos el material bajo tamaño de la alimentación estimado en
base al análisis granulométrico
• A la porción del sobre tamaño, agregarle alimentación fresca no segregada
hasta igualar el peso de la carga original
• Se calcula el N° de revoluciones para el ciclo siguiente:
N° revoluciones = PPI – Peso de bajo tamaño alimentación
Gbp.
• Se devuelve la carga al molino y se muele según el número de revoluciones
calculadas para producir 250% de carga circulante
• Se repiten las etapas del punto 6.3 hasta el punto 6.7 con un mínimo de cinco
ciclos hasta que se estabilice el Gbp o simultáneamente el valor da la carga
circulante en 250%
37
• Una vez alcanzado el valor definitivo del Gbp, se promedia los últimos tres
ciclos
• Con el bajo tamaño de los últimos tres ciclos, se hace el análisis granulométrico
para determinar el P(80) del producto
• El valor del Wi puede calcularse en base a los datos obtenidos según la
siguiente expresión:
)80()80(
82.023.0 10101
5.44
FPxGbpxP
Wi
Donde:
Wi = Work Index
P1 = Dimensión del tamiz de prueba en micrones
Gbp = Gramos netos de bajo tamaño por revolución producto del test de
molienda (promedio últimos tres ciclos)
P(80) = Tamaño en micrones por el cual pasa el 80% del bajo tamaño (producto
de los Últimos
Tres ciclos
F(80) = Tamaños en micrones bajo el cual pasa el 80% de la alimentación
• El Índice de trabajo así obtenido, viene expresado en KWh/Ton.corta
• El cálculo secuencial de cada ciclo es fundamental y debe hacerse
rigurosamente, para lo cual, se cuenta con una planilla de cálculo Excel en el PC
del laboratorio.
38
Departamento de Metalurgia
T E S T D E B O N D
FECHA MUESTREO : 26 Enero 2018
TEST N° : 1
MUESTRA : Fase 9, Mina
PESO ALIMENTACION : 1653.4
DENSIDAD APARENTE : 2.36 g/cc
PPI : 472.40
ANALISIS GRANULOMETRICO ALIMENTACION MOLINO
MALLA ABERTURA MEDIA PESO RETENIDO RETENIDO PASANTE P Inicial 428.1
GEOMETRICA RETENIDO PARCIAL ACUMULADO ACUMULADO ´-100 125.5
Tyler um um grs % % % +100 302.6
10 1680 2000 0.00 0.00 100.00
16 1190 1414 103.9 24.27 24.27 75.73
20 841 1000 56.2 13.13 37.40 62.60
30 595 707 42.4 9.90 47.30 52.70
40 420 500 34.5 8.06 55.36 44.64
50 297 353 26.5 6.19 61.55 38.45 .
70 210 250 20.6 4.81 66.36 33.64
100 149 177 18.5 4.32 70.68 29.32
-100 105 148 125.5 29.32 100.00 0.00
T O T A L 428.1 100.00
D 80 um 1516.97
MALLA ABERTURA MEDIA PESO RETENIDO RETENIDO PASANTE Pinicial 1438
GEOMETRICA RETENIDO PARCIAL ACUMULADO ACUMULADO ´+100 735.6
Tyler um um grs % % % ´-100 702.4
100 149 177 0.0 0.0 100.0
140 105 125 337.8 23.5 23.5 76.5
200 74 88 172.4 12.0 35.5 64.5
270 53 63 194.1 13.5 49.0 51.0
325 44 48 31.3 2.2 51.2 48.8
-325 37 40 702.4 48.8 100.0 0.0
T O T A L 1438.0 100.0
D 80 132.82
CICLOS DEL TEST DE BOND
Nº Nº Peso -100#Ty Producto Peso -100#Ty Gbp Carga
CICLO Revoluciones en alimentación molino en el producto Circulante
sgte ciclo (grs) -100 # Ty (grs) grs/rev % Inicial +100 reponer
1 100 484.70 684.9 200.20 2.002 141.41 REALIZAR OTRO CICLO 1653.4 968.5 684.9
2 136 200.78 480.3 279.52 2.055 244.24 REALIZAR OTRO CICLO 1653.4 1173.1 480.3
3 161 140.80 489.2 348.40 2.164 237.98 REALIZAR OTRO CICLO 1653.4 1164.2 489.2
4 152 143.41 468.5 325.09 2.139 252.91 DETENER BOND 1653.4 1184.9 468.5
Gbp para 250%
INDICE DE MOLIENDABILIDAD (Gbp) 2.144 250.00 2.14
WORK INDEX W i = 12.33 (kWh/Ton. corta)
13.59 (kWh/Ton. métrica)
Completar
Resultados
ANALISIS GRANULOMETRICO PRODUCTO MOLINO (-100#)
Tabla N°3. “Resultado Test de Bond”
39
Tabla N°5. “Gráfica Test de Bond –
Descarga Molino”
Tabla N°4. “Gráfica Test de Bond –
Alimentación Molino”
40
3.1.3 Análisis Granulométrico con ro-tap
Objetivo:
El objetivo principal de los análisis granulométricos consiste en obtener un control del
tamaño del mineral en las distintas áreas de clasificación de una planta concentradora.
Procedimiento:
Cantidad de muestra para el análisis.
La cantidad de muestra a utilizar en los análisis granulométricos está relacionada
con el tipo de muestra.
Para materiales finos como productos intermedios o middles del proceso de
flotación (relave y concentrado scavenger, relave y concentrado cleaner y
concentrado rougher) utilizar entre 600 y 900 gramos.
Para materiales como relave rougher y final y alimentación rougher, utilizar de
1.500a 2.000 gramos de muestra.
Para materiales gruesos como alimentación y descarga de molinos de bolas o
descarga de ciclones, utilizar alrededor de 1.500 a 2.000 gramos de muestra.
En el caso de materiales gruesos, se recomienda realizar el tamizado en dos
etapas para obtener resultados más eficientes y representativos.
Batería de tamices
Al conformar la batería de tamices, se debe:
Observar inicialmente que la mallas no esté rotas u obstruidas
Dejar fuera de uso las mallas deterioradas
Limpiar las mallas obstruidas con brocha o aire comprimido
41
Tamizaje de muestras a través del ro-tap
Una vez conformada la batería de tamices, vaciar la muestra, continuar con los siguientes
pasos,
Posicionar la batería de tamices sobre el ro-tap
Instalar la tapa cubre tamices
Bajar el brazo del ro-tap
Programar el tiempo de tamizaje en el timer (15 minutos)
Dar partida al ro-tap con el botón de inicio
Cerrar la cubierta del ro-tap
Registro de datos
Tomar cada tamiz y volcar el contenido sobre una bandeja limpia
Pasa sobre la tela del tamiz una brocha para soltar el material atrapado en el tejido
Depositar el material obtenido sobre la balanza
Registrar el peso obtenido
3.1.4 Pruebas de Colectores de Flotación
Objetivo:
Las pruebas de flotación están enfocadas a la evaluación de nuevos colectores ya
sean primario, secundario o espumante para obtener buenos resultados. Estos
resultados están relacionados a la recuperación del metal útil con respecto a los
colectores preestablecidos en la planta concentradora de CCMC (Primario AP3894,
Secundario Hostaflot Lib K y Espumante Nalflote 9837).
42
Procedimiento:
Para una flotación de 42% sólido, se debe determina el %SV (sólido por volumen) con
un volumen de celda de 2600 cm3, un porcentaje de sólido de 31% y una gravedad
específica de 3,1 gr/cm3. Se debe utilizar la siguiente fórmula:
Luego se debe obtener la cantidad de masa de sólidos que irán a la celda de flotación
(Mseco), con el porcentaje de SV obtenido anteriormente, el volumen de la celda y la
gravedad especifica.
Para la Molienda con 80% sólido, se debe calcular la masa de la pulpa (Mpulpa) con el
valor obtenido anteriormente Mseco y el porcentaje de sólido.
Una vez calculada la masa de la pulpa, se debe obtener el valor en cm3 de la cantidad
de agua (V agua) a utilizar para la molienda.
%
% *100%
(100 % )
S
GeSV
SS
Ge
% : de solido por volumen
% : de solido por peso
: (gr/cm3)
SV Porcentaje
S Porcentaje
Ge Gravedad especifica
%* *
100pulpa
SVMs V Ge
: sec (gr)
% : de solido por volumen
: Volumen de pulpa (cm3)pulpa
Ms Masa de solido o
SV Porcentaje
V
*100%
pulpaMs
MS
:
% : %Solidos
Ms Peso de solido
S
secagua pulpa oM M M
43
Para obtener el volumen del agua en cm3, debemos utilizar la densidad 1 de agua
cambiando de gr a cm3.
V agua = 𝑀 𝑎𝑔𝑢𝑎
𝑑𝑒𝑛𝑠𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑎𝑔𝑢𝑎
Luego se debe determinar la cantidad de agua para enrazar la celda y el tiempo de
molienda a través de fórmulas establecidas en una planilla de Software del dueño de la
celda de flotación (por protocolo de la empresa esta información no se pudo obtener).
Luego de determinar el tiempo de molienda se procede a flotar con la dosificación del
colector de acuerdo a la cantidad de mineral a utilizar. A continuación se muestra un
resumen de los planes de evaluación de los colectores:
TEST g/t g/t #100 pH
1 8 4 6 25 9,3
2 8 4 6 25 9,3
3 4 4 6 25 9,3
4 8 4 6 25 9,3
5 4 4 6 25 9,3
6 8 4 6 25 9,3
7 8 4 6 25 9,3
8 12 6 25 9,3
9 8 4 6 25 9,3
10 8 4 6 25 9,3OXI - 535A Hostaflot Nalflote
AP-3894 DSP - 1912M Nalflote
Matcol 657 Nalflote
Matcol 656 Hostaflot Nalflote
AP-3894 AP-3418A Nalflote
MX-5165 Hostaflot Nalflote
CY-790 Hostaflot Nalflote
MX-5100 Hostaflot Nalflote
MX-5100 Hostaflot Nalflote
Colector 1 (Molino) g/t Colector 2 (Acond) Espumante (Acond)
AP-3894 Hostaflot Nalflote
1 2 3
8 1020,3 0,994 1000000 1000 0,01 8,16 8,21
4 1020,3 1,110 1000000 1000 0,00 4,08 3,68
6 1020,3 0,900 1000000 1000 0,01 6,12 6,80
4 1020,3 1,070 1000000 1000 0,00 4,08 3,81
8 1020,3 1,150 1000000 1000 0,01 8,16 7,10
4 1020,3 1,150 1000000 1000 0,00 4,08 3,55
8 1020,3 1,150 1000000 1000 0,01 8,16 7,10
8 1020,3 1,150 1000000 1000 0,01 8,16 7,10
8 1020,3 0,940 1000000 1000 0,01 8,16 8,68
12 1020,3 1,160 1000000 1000 0,01 12,24 10,55
4 1020,3 1,200 1000000 1000 0,00 4,08 3,40
8 1020,3 0,980 1000000 1000 0,01 8,16 8,33
DSP - 1912M
OXI 535A
MX-5100
MX-5165
CY 790
Matcol 656
Matcol 657
Calculo Micro litros
AP 3894
Hostaflot Lib K
Nalflote 9837
Aero 3418A
MX-5100
Calculo de Reactivos
Identificacion Gramos/Ton Mineral (Gr) Densidad g/1t.cc
44
Al tener los datos anteriores, se puede comenzar la flotación.
Se prepara el molino de bolas de laboratorio, echando la carga de mineral determinada,
un volumen de agua (500cc) determinado por las planillas y el colector primario para
acondicionar la muestra en la etapa de molienda.
Se da inicio al molino según el tiempo óptimo obtenido por las planillas del Software. Al
término de este tiempo, se lleva la muestra a la celda de flotación enrazando con el
volumen de agua faltante según lo determinado.
Se da inicio a la celda de flotación con 25 rpm y se agrega cal para modificar el pH a
9,3. Se acondiciona la pulpa por 2 minutos al momento de agregar el colector
secundario y el espumante. Luego de los 2 minutos, se da inicio a la inyección de aire y
comienza un “paleteo” (se retira la cama de espuma producida por el aire a un
recipiente). El paleteo se realiza cada 10 segundos hasta completar el tiempo total de
flotación (12 minutos).
Se repite la flotación 3 veces por cada colector a prueba para determinar una posible
falla de error.
Al terminar la flotación, las muestras van a los filtros de secado al vacío para disminuir
la cantidad de agua. Posterior a esto, la muestra va al horno para que quede
completamente seca. Se identifica la muestra seca y es enviada al laboratorio químico
donde se realizan las pruebas respectivas para determinar la cantidad de cobre, fierro,
plata y oro que contenía la mena mineral.
45
Resumen del procedimiento de flotación:
1) FLOTACION (31% de solidos)
A) Calculo del Porcentaje de solidos por volumen (%SV)
Datos:
Vol. Pulpa : 2600 cm3
%Solidos (%S): 31 %
Graveda especifica (Ge): 3 gr/cm3
%SV = 13,0252
B) Calculo de la masa de solidos en la celda
Datos:
% de solidos por volumen (%SV) : 13,03 %
Vpulpa (celda): 2600 cm3
Graveda especifica (Ge): 3 gr/cm3
Ms = 1016 g
%
% *100%
(100 % )
S
GeSV
SS
Ge
% : de solido por volumen
% : de solido por peso
: (gr/cm3)
SV Porcentaje
S Porcentaje
Ge Gravedad especifica
%* *
100pulpa
SVMs V Ge
: sec (gr)
% : de solido por volumen
: Volumen de pulpa (cm3)pulpa
Ms Masa de solido o
SV Porcentaje
V
46
1) FLOTACION (31% de solidos)
A) Calculo del Porcentaje de solidos por volumen (%SV)
Datos:
Vol. Pulpa : 2600 cm3
%Solidos (%S): 31 %
Graveda especifica (Ge): 3 gr/cm3
%SV = 13,0252
B) Calculo de la masa de solidos en la celda
Datos:
% de solidos por volumen (%SV) : 13,03 %
Vpulpa (celda): 2600 cm3
Graveda especifica (Ge): 3 gr/cm3
Ms = 1016 g
2) MOLIENDA (67% de solidos)
A) Calculo de la masa de pulpa (Mp)
Datos:
Peso de mineral (Ms) 1015,97 gr
Graveda especifica (Ge): 3 gr/cm3
% de solidos (%S): 67 %
Mpulpa = 1516,37 gr
B) Calculo de la masa de agua (Ma)
Magua = 500,40 gr
Vagua = 500,40 cm3 (Para densidad de agua 1)
% Humedad = 0 %
Agua en el mineral cm3 = 0,00 cm3
V agua total a adicionar = 500 cm3
3) Flotación 31% de solidos, Cantidad de agua para enrasar la celda
Peso de mineral (Ms) 1015,97 gr
V agua a adicionar molienda 500 cm3
ρ pulpa 1,26 gr/cm3
V agua para enrasar 1761 cm3
%
% *100%
(100 % )
S
GeSV
SS
Ge
% : de solido por volumen
% : de solido por peso
: (gr/cm3)
SV Porcentaje
S Porcentaje
Ge Gravedad especifica
%* *
100pulpa
SVMs V Ge
: sec (gr)
% : de solido por volumen
: Volumen de pulpa (cm3)pulpa
Ms Masa de solido o
SV Porcentaje
V
*100%
pulpaMs
MS
:
% : %Solidos
Ms Peso de solido
S
secagua pulpa oM M M
47
3.2 ACTIVIDADES REALIZADAS PARA EL BUEN FUNCIONAMIENTO DE LA
PLANTA CONCENTRADORA DE CCMC.
3.2.1 Control de Calidad
Objetivo:
La finalidad de esta actividad consiste en la evaluación y control del tamaño de las
bolas de acero de 5,5” - 3,5” – 3” - 2,5” que será utilizadas en los procesos de
molienda y disminución de tamaño de la Planta Concentradora.
Procedimiento:
Se realiza un levantamiento de bolas MOLY-COP de 5,5” – 3,5” – 3,0” – 2,5” en las
tolvas de la Fase 1 y Fase 2, esta actividad se realiza con el fin de evaluar la calidad de
estos elementos moledores para el buen funcionamiento de los molinos. Este método
consiste en pesar una cantidad de bolas (aproximadamente 15 de cada dimensión),
estos datos son ingresados a una planilla ya preestablecida por la empresa, la cual nos
entregará un valor promedio. A su vez se realiza la medición del diámetro de las 15
bolas a una consiguiente planilla predeterminada determinará un valor promedio de
estas.
3.2.2 Medición de Setting
Objetivo:
El objetivo de este procedimiento es establecer una metodología para realizar la tarea
de medir y determinar la abertura del Setting del chancador primario.
Se realiza la actividad a través de un puente grúa el cual en su punta lleva una bola de
plomo de 6” o 7” la que se ingresa al chancador esperando que este le dé una
“mascada” o marcando la bola. Con esta marca se puede determinar a través de pinzas
y un pie de metro, el diámetro de abertura de la alimentación del chancador, con esta
variable se puede evaluar y adecuar el tamaño o si se sigue con la misma abertura
que dictaminó la prueba.
48
Procedimiento:
Se realiza la actividad a través de un puente grúa, al cual se le adjunta una bola de
plomo de 6” o 7”. La medición del setting se debe realizar al momento en que el
chancador esté cargado de mineral para evitar errores con los informes del operador de
turno. La bola de plomo se ingresa al chancador esperando que ocurra el atrapamiento
entre el manto y las cóncavas, así marcando la bola y obteniendo la marca de la
abertura (setting). Con esta marca se puede determinar a través de pinzas y un pie de
metro, el diámetro de abertura de la alimentación del chancador, con esta variable se
puede evaluar y adecuar el tamaño o si se sigue con la misma abertura que dictamino
la prueba.
3.2.3 Muestreo de Correas (CV-04 / CV-034)
Objetivo:
El fundamento principal de esta actividad es controlar y evaluar el tamaño del mineral
que este circulando por la correa, puede ser en la descarga o en la alimentación de
estas.
Procedimiento:
Se realiza una junta con el operador que esté encargado en el área para realizar el
muestreo manual de la correa. En la descarga de la Correa 04 y 034 se encuentran
unos cortadores de muestra los cuales con un sistema de aire a presión, atraviesan la
caída de la descarga de la correa, obteniendo una muestra representativa. Esta
muestra se obtiene para el caso de la CV-04 de la fase 1 y fase 2 de la Planta
Concentradora.
49
Las muestras obtenidas son llevadas a un análisis granulométrico a través de un ro-tap,
en el cual se evaluara el tamaño que estará circulando en la correa. Las mallas más
utilizadas para la CV-04 son 3” - 2” – 1½” – 1” – ¾” – ½”. Se realiza una tabla de %
incluyendo el pasante de la #1/2” y se informa al encargado del área.
A las muestras obtenidas se le puede realizar otros tipos de muestreos para una
mezcla homogeneizada de la muestra total representativa, para esto se pueden utilizar
los siguientes métodos de partición manual (muestreo manual):
Cono y cuarteo (amontonado y cuarteo): Es probablemente el más antiguo de todos los
métodos de muestreo probabilístico. Se ha empleado con lotes de hasta 50 toneladas,
pero en la actualidad su uso se ha limitado a lotes de mesón de una tonelada con
materiales a –50 mm.
Los pasos típicos a seguir para llevar a cabo este procedimiento son tres:
El material se extiende en una placa lisa de fierro o una superficie de concreto
fácil de limpiar. Se apila en forma cónica colocando cada palada exactamente
en el ápex. Esta operación se repite 2 o 3 veces con el propósito de dar a las
partículas una distribución homogénea respecto a un eje de revolución, esto es,
homogeneidad giratoria o simetría respecto al eje vertical.
El material se distribuye por medio de una pala para formar, primero, un cono
truncado y, después, un pastel circular plano, respetando lo más posible la
simetría lograda en el primer paso.
El pastel circular se divide en 4 partes a lo largo de dos diagonales
perpendiculares entre sí. Dos cuartos opuestos se separan como muestra (por
ejemplo: A y C o B y D) y el par restante es el rechazo.
50
Rifleado: el partidor de rifles, conocido también como cortador de Jones, consiste en un
ensamble de un numero par de chutes, idénticos y adyacentes, normalmente entre 12 y
20.
Los chutes forman un ángulo de 45° o más con el plano horizontal y se colocan
alternadamente opuestos para que dirijan el material a dos recipientes colocados bajo
ellos. El material se alimenta por medio de un cucharon rectangular después de haber
distribuido el material uniformemente en su superficie. Cada uno de los recipientes
recibe una muestra potencial.
Existe la posibilidad de introducir una desviación cuando se usa un partidor de rifles de
manera asimétrica. Cuando el cucharón se descarga muy rápido y muy cerca de un
lado, es posible que uno de los juegos de chutes derrame hacia el otro juego;
entonces una de las muestras potenciales es sistemáticamente más pesada que la
otra.
Figura 5. “Formación de conos y cuarteos”
51
El rango normal para el uso de partidores de rifles es:
1. Tamaño máximo de partícula: alrededor de 15 mm
2. Peso del lote: desde 100 g hasta algunos cientos de Kg
3. Peso de la muestra: hasta unos cuantos gramos.
4. Naturaleza del material: solidos secos.
No se recomienda el uso de partidores para cortar muestras de material que tengan
partículas más grandes que la mitad de la abertura del chute, ya que se puede producir
puenteo.
Cuando se usan los partidores de rifles para propósitos técnicos, se puede observar la
“regla de alternar” para suprimir cualquier desviación eventual.
Figura 6. “Muestreo manual, Rifleado”
Figura 7. “Cortador Rifle”
52
Paleo fraccionado y alternado: es ciertamente el más barato y sencillo de los métodos
masivos de muestreo. Consiste en mover el lote por medio de una pala manual o
mecánica, separando una muestra formada por una palada de cada N, logrando una
relación de corte = 1/N
1. Paleo fraccionado verdadero: Las paladas extraídas de un lote se depositan en
la parte superior de N distintos montones, los cuales al terminar con el lote, se
convierten en N muestras potenciales idénticas de igual volumen.
2. Paleo fraccionado degenerado: Cada enésima palada se deposita en el montón
n°1 y el resto, paladas del ciclo, se depositan en el montón n°2 por lo tanto, el
montón n°1 es la muestra predeterminada y el montón n°2 es el rechazo
predeterminado.
Figura 8. “Paleo fraccionado verdadero”
53
3.2.4 Medición de Tolvas
Objetivo:
Determinar la cantidad de bolas de acero que se encuentran en las tolvas de la fase 1 y
fase 2.
Procedimiento:
El llenado de las tolvas se determina a través de un puntero láser midiendo las 4
puntas de la abertura de la tolva, en el caso de que la cantidad de bolas se encuentre
bajo la tolva interior. También existe la posibilidad de que las tolvas estén con una alta
cantidad de bolas lo que hace que no se necesite la medición de láser, sino solamente
la evaluación a simple vista. Esta es una actividad que se realiza diariamente para
evitar fallas al momento de la alimentación a los molinos.
Figura 9. “Paleo fraccionado degenerado”
54
3.2.5 Filtrado de muestras
Objetivo:
La función primordial es disminuir la humedad y la cantidad de agua de las muestras.
Esta actividad se realiza a nivel laboratorio, lo que agiliza y hace más efectivo el
secado en el horno.
Procedimiento:
La muestra húmeda que se encuentre en alguna bandeja o algún otro recipiente, es
llevada a las cubetas de filtros, con la ayuda de una piseta es retirada toda la muestra
de su recipiente. Este sistema de filtros cuenta con un estanque de secado al vacío, el
que a través de tuberías comienza la succión del líquido. Al ver que ya no quede liquido
sobre la muestra, ésta es retirada y rotulada para llevarla al horno de laboratorio.
3.2.6 Secado de muestras
Objetivo:
Esta actividad tiene como objetivo secar la muestra de mineral en un horno a nivel
laboratorio.
Procedimiento:
La muestra ya disminuida en su porcentaje de humedad, es llevada al horno de
laboratorio. Este equipo debe ser utilizado con la máxima precaución para evitar
lesiones y quemaduras, por ende se debe implementar y proceder a realizar esta
actividad con guantes que están fabricados con materiales que proporcionan
aislamiento frente a temperaturas altas.
55
3.2.7 Mallaje rápido (Fase 3)
Objetivo:
Controlar operacionalmente el tamaño de las partículas de mineral con que la carga
está circulando en la fase 3, la cual esta principalmente compuesta por un molino de
bolas.
Procedimiento:
Junto al operador del área, con un cortador de muestras; se procede a tomar una
muestra representativa en la cascada o descarga de la pulpa del molino.
A esta muestra se le realiza el mallaje rápido que consiste en un análisis
granulométrico de 3 mallas (#4, #30, #100), y una salida de agua que proporcionará la
ayuda para producir un lavado o deslamado de la muestra a través de las mallas.
Toda la muestra que queda en la malla #4, es llevada a una Balanza Marcy donde se
medirá su densidad y su porcentaje de sólido. Se procede a efectuar lo mismo con las
2 mallas restantes (#30 y #100).
Esta actividad se realiza 3 veces al día para mantener el control óptimo de la descarga
del molino de la fase 3.
56
3.2.8 Ajuste de Inventario
Objetivo:
Llevar un control de inventario de los repuestos de las correas transportadoras e
Hidrociclones, además de llevar un control operacional para el desgaste de los
revestimientos de chancadores, molinos de bolas, molinos SAG.
Procedimiento:
Junto al encargado del área de inventario, se recorre el lugar de “almacenamiento de
repuestos” y se hace un conteo de estas herramientas. Los datos obtenidos son
registrados en una planilla, la cual tiene los datos del inventario de la semana anterior
para la comparación de estos.
57
CONCLUSIONES
El control operacional de una Planta Concentradora, cumple un rol fundamental
al momento de la obtención de buenos resultados en la recuperación del
concentrado de cobre.
La compañía contractual minera candelaria en la actualidad procesa un total de
75.000 toneladas por día de mineral y la planta de procesamiento de PAC, Ojos
del Salado tiene una capacidad de 3.800 toneladas por día.
La CCMC tiene una vigencia regida por ley hasta 2030 para continuar con sus
operaciones debido a la aprobación de un estudio de impacto ambiental en
2015.
Procesa mena mineral que contiene calcopirita, magnetita, pirita, pirrotina y
esfalerita.
En la etapa de chancado debemos tener en consideración la dureza del mineral,
por ende es de suma importancia la realización de pruebas que nos ayuden con
esta labor como Test de Bond. Un punto importante a tener en consideración es
que la reducción de tamaño será esencial para las siguientes etapas de la planta
de concentrado. Las pruebas aplicadas en esta etapa como el test de Bond nos
indica que como es utilizado un mineral de cobre el índice de trabajo (Wi) que
debería tener es de 14.44 (kWh/Ton.corta). El obtenido en la prueba es de 12.33
(kWh/Ton.corta) lo que nos indica que es un material blando que consumirá una
menor cantidad de energía, debido a su baja exigencia en los ciclos del test de
Bond. Se obtuvo un Gbp para 250% de 2.14 (g/rev).
58
Para la etapa de molienda los factores que se deben tener en cuenta son varios,
pero el más importante es el consumo de energía, del ahorro de éste depende
mayoritariamente la utilidad en el proceso, evitando una sobre molienda lo que
se traduce en un mayor gasto de energía y aumento en los costos de operación.
La prueba aplicada en la etapa de molienda es llamada SGI (Índice de Molienda
SAG), la cual nos indica la cantidad de tiempo que se debe tratar un mineral
para que pase un 20%-#10 a un 80%-#10. Con el resultado de este test
obtuvimos que el gasto energético obtenido fue de 106 minutos para 2kg de
material, con un índice de trabajo de 7,80 (kWh/ton). También con esta prueba
se puede determinar el desgaste de las bolas de este molino, la cual nos arrojó
un desgaste de 0,9 gramos.
La operación de flotación es de gran importancia en la metalurgia, debido a la
existencia de varios factores que podrían determinar la eficiencia de esta. Dentro
de estos factores se debe considerar de manera importante el
acondicionamiento de la pulpa existente entre concentrado de Cu y burbuja
producida por los reactivos de flotación (colector primario, colector secundario,
espumante y modificador de pH). Otro factor importante es tener en
consideración una buena altura de la cama de espuma, producida por la
inyección de aire de las celdas, este efecto reducirá las pérdidas de material y
así disminuirá el tiempo de esta operación.
Las pruebas y actividades realizadas en la CCMC son importantes para llevar el
control operacional de la planta concentradora. En el caso del Test de Bond,
pruebas de SGI, análisis granulométricos, control de calidad, medición de
setting, muestreo de correas y medición de tolvas, son realizadas con la finalidad
de mantener de manera inmediata un control que podemos llevar a una bitácora
diaria o semanal por algún periodo de tiempo y evaluar posibles factores que
estén fallando o mejorar algunos que puedan mostrarnos una disminución a
corto plazo de la producción del concentrado de cobre.
59
En el caso de las pruebas de flotación se busca mejorar en los resultados del
concentrado de cobre y en la recuperación de otros metales como Fe, Au, y Ag
que se encuentran en menor cantidad de acuerdo a los minerales tratados. Esto
mide o se ve demostrado a través de la disminución del tiempo en la flotación y
en la inversión monetaria utilizada en los colectores y reactivos usados para
mantener la buena producción.
Los resultados de las pruebas de flotación, nos indican que los reactivos
químicos que se usan actualmente (Colector primario AP-3894, Colector
secundario Hostaflot Lib K y Espumante Nalflote 9837) son los más aptos para la
recuperación metálica. Las recuperaciones metálicas de las pruebas estándar
nos entregan 93,7%Cu – 85.4%Au – 82.4%Ag – 15%Fe en comparación al
Programa Cytec 94,3%Cu – 85%Au – 83,4%Ag – 15,5%Fe. Comparando con el
Programa Mathiesen 95,3%Cu – 85,6% Au – 88,4%Ag – 16,5%Fe. Comparando
con el Programa IXOM 95,3%Cu – 85,3%Au – 79,8%Ag – 17,1%Fe.
Comparando con el Programa OXIQUIM 94,9%Cu – 87,3%Au – 79.9%Ag –
17.9%Fe. Según estos resultados podemos analizar que las diferencias
porcentuales van desde 0,6 a 1,6% en el caso del %Cu con los reactivos que se
utilizan en la actualidad, se ve que hay mejores resultados que con los
estándares pero lo que impide el cambio de estos es la dosificación que utiliza el
reactivo y el valor monetario de estos en el mercado.
En todas las pruebas de flotación se busca estandarizar o mejorar los resultados
de concentración, evaluando la optimización de los recursos de reactivos y a su
vez los económicos.
Para finalizar se promueve y se enfatiza en la “producción segura”, que trata en
realizar estas pruebas y actividades de control operacional, bajo todos los
reglamentos requeridos en los manuales de seguridad para evitar daños en
equipos y en el personal de la empresa.
60
BIBLIOGRAFIA
Inducción General a la Empresa, CCMC, Planta Concentradora, Depto.
Metalurgia.
Procedimiento Muestreo Correa, CCMC, Planta Concentradora, Depto.
Metalurgia.
ARO Muestreo Correas en Movimiento, CCMC, Planta Concentradora, Depto.
Metalurgia.
Procedimiento y Planilla Test de Bond, CCMC, Planta Concentradora, Depto.
Metalurgia.
Plan Evaluación Colectores para Recuperación, CCMC, Planta Concentradora,
Depto. Metalurgia.
Procedimiento Análisis Granulométrico, CCMC, Planta Concentradora, Depto.
Metalurgia
Procedimiento y planilla de trabajo SGI, CCMC, Planta Concentradora, Depto.
Metalurgia
https://es.wikipedia.org/wiki/Pulvimetalurgia
http://procesaminerales.blogspot.com/2012/05/tecnicas-de-muestreo-de-
minerales.html
http://www.minmineria.gob.cl
61
ANEXOS
Resultado Flotación Estándar
Test Concentrado, g Relave, g Alimentación, g
1 100,4 924,8 1025,2 9,79
2 120,3 892,7 1013 11,88
3 109 913,1 1022,1 10,66
Rec. masa, %Masa
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
6,49 1,3 12,5 24,8 0,054 0,02 0,28 16,1
5,24 1 10,9 22,4 0,043 0,02 0,27 16,1
6,07 1,1 11,7 24,1 0,046 0,03 0,35 16,3
Concentrado Relave
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, % Ag, % Fe, %
0,684 0,145 1,477 16,95 92,9 87,59 82,90 14,33
0,660 0,136 1,532 16,85 94,3 87,08 84,47 15,79
0,688 0,144 1,560 17,13 94,0 81,40 79,96 15,00
Alimentación RC Recuperación metal
62
Esta es la prueba en la cual se utilizan los reactivos actualmente utilizados por la empresa, serán un modelo estándar a seguir o mejorar. A partir de estos se busca comparar los resultados de los demas reativos.
63
Resultados Programas de Flotaciones
Programa CYTEC
TEST g/t g/t #100 pH
1 8 4 6 25 9,3
2 8 4 6 25 9,3
3 4 4 6 25 9,3
4 8 4 6 25 9,3
5 4 4 6 25 9,3
6 8 4 6 25 9,3AP-3894 AP-3418A Nalflote
MX-5165 Hostaflot Nalflote
CY-790 Hostaflot Nalflote
Espumante (Acond)
AP-3894 Hostaflot
MX-5100 Hostaflot Nalflote
MX-5100 Hostaflot Nalflote
Nalflote
Colector 1 (Molino) g/t Colector 2 (Acond)
1 2 3
8 1020,30 0,994 1000000 1000 0,01 8,16 8,21
4 1020,30 1,110 1000000 1000 0,00 4,08 3,68
6 1020,30 0,900 1000000 1000 0,01 6,12 6,80
4 1020,30 1,070 1000000 1000 0,00 4,08 3,81
8 1020,30 1,150 1000000 1000 0,01 8,16 7,10
4 1020,30 1,150 1000000 1000 0,00 4,08 3,55
8 1020,30 1,150 1000000 1000 0,01 8,16 7,10
8 1020,30 1,150 1000000 1000 0,01 8,16 7,10
MX-5100
MX-5165
CY 790
Aero 3418A
MX-5100
Identificacion
AP 3894
Hostaflot Lib K
Nalflote 9837
Calculo de Reactivos
Gramos/Ton Mineral (Gr) Densidad g/1t. cc
Calculo Micro litros
Test Concentrado, g Relave, g Alimentación, g
4 103,4 918 1021,4 10,12
5 121,6 895,3 1016,9 11,96
6 114,2 903,1 1017,3 11,23
7 113 907,8 1020,8 11,07
8 102,9 917,6 1020,5 10,08
9 103,9 912,8 1016,7 10,22
10 121,6 898,9 1020,5 11,92
11 119 899 1018 11,69
12 126,6 894 1020,6 12,40
13 125,1 891,9 1017 12,30
14 126,2 894,3 1020,5 12,37
15 128,2 892,1 1020,3 12,56
16 115,9 902,4 1018,3 11,38
17 106,9 913,4 1020,3 10,48
18 118,4 900,5 1018,9 11,62
MasaRec. masa, %
64
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
6,11 1,8 12,7 24,6 0,044 0,02 0,33 16,1
5,24 1,1 10,6 22,3 0,045 0,02 0,25 16,1
6,09 1,5 12,3 24,3 0,041 0,06 0,3 16,1
5,78 1 10,6 25,2 0,042 0,02 0,19 15,7
6,36 1,1 11,7 28,1 0,042 0,02 0,19 15,6
6,05 1,1 10,8 26,2 0,044 0,02 0,19 15,2
5,48 1,3 11,1 23,5 0,039 0,02 0,19 15,9
5,48 0,9 10,5 24,3 0,041 0,03 0,19 15,2
5,11 1 9,6 25,3 0,038 0,02 0,19 15,2
5,05 0,9 10 22,3 0,054 0,03 0,19 15,9
5,14 1,1 9,5 22,6 0,04 0,02 0,19 15,9
5,12 1 9,8 22,1 0,037 0,02 0,19 15,7
5,74 1,7 11,5 23,5 0,027 0,02 0,19 15,4
6,2 1,1 12,3 24,4 0,031 0,01 0,19 16,1
5,64 1,1 11 23 0,027 0,02 0,2 15,9
Concentrado Relave
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, % Ag, % Fe, %
0,66 0,200 1,582 16,96 93,99 91,02 81,26 14,7
0,67 0,149 1,488 16,84 94,05 88,19 85,20 15,8
0,72 0,222 1,647 17,02 94,95 75,97 83,83 16,0
0,68 0,128 1,342 16,75 94,48 86,16 87,41 16,7
0,68 0,129 1,351 16,86 94,44 86,05 87,35 16,8
0,66 0,130 1,274 16,32 93,99 86,23 86,61 16,4
0,69 0,173 1,490 16,81 95,00 89,79 88,77 16,7
0,68 0,132 1,395 16,26 94,65 79,88 87,97 17,5
0,67 0,142 1,357 16,45 95,01 87,62 87,74 19,1
0,67 0,137 1,397 16,69 92,92 80,80 88,07 16,4
0,67 0,154 1,341 16,73 94,77 88,59 87,59 16,7
0,68 0,143 1,397 16,50 95,21 87,78 88,11 16,8
0,68 0,211 1,477 16,32 96,47 91,61 88,60 16,4
0,68 0,124 1,459 16,97 95,90 92,79 88,34 15,1
0,68 0,146 1,455 16,73 96,49 87,85 87,85 16,0
Alimentación RC Recuperación metal
65
Recuperación metal Relave
Reactivo Cu, % Au, % Ag, % Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
1° - MX-5100 A 94,33 85,06 83,43 15,51 0,043 0,033 0,293 16,100
1° - MX-5100 B 94,31 86,14 87,13 16,62 0,043 0,020 0,190 15,500
1° - MX-5165 94,89 85,77 88,16 17,73 0,039 0,023 0,190 15,433
1° - CY-790 94,30 85,72 87,92 16,66 0,044 0,023 0,190 15,833
2° - AP-3418A 96,29 90,75 88,26 15,81 0,028 0,017 0,193 15,800
ESTANDAR 93,72 85,36 82,44 15,04 0,048 0,023 0,300 16,167
66
Ocurre la utilización de colectores primarios MX-5100 A, MX-5100 B, MX-5165, CY-790 en comparación de su estándar de colector primario AP3894.
Ocurre la utilización del colector secundario AP-3418 A, en comparación de su estándar de colector secundario Hostaflot Lib K.
67
Programa Mathiesen
TEST g/t g/t #100 pH
1 8 4 6 25 9,3
2 8 4 6 25 9,3
3 12 6 25 9,3Nalflote
Nalflote
Nalflote
Matcol 657
Colector 1 (Molino) g/t Colector 2 (Acond) Espumante (Acond)
AP-3894
Matcol 656 Hostaflot
Hostaflot
Calculo de Reactivos
Identificacion
1 2 3
AP 3894 8 1020,30 0,994 1000000 1000 0,01 8,16 8,21
Hostaflot Lib K 4 1020,30 1,110 1000000 1000 0,00 4,08 3,68
Nalflote 9837 6 1020,30 0,900 1000000 1000 0,01 6,12 6,80
8 1020,30 0,940 1000000 1000 0,01 8,16 8,68
12 1020,30 1,160 1000000 1000 0,01 12,24 10,55
Mineral (Gr)DensidadGramos/Ton
Matcol 656
Matcol 657
g/1t. cc
Calculo Micro litros
Test Concentrado, g Relave, g Alimentación, g
19 118,8 901,2 1020 11,65
20 119,2 901,1 1020,3 11,68
21 138 882,7 1020,7 13,52
22 139,8 874,9 1014,7 13,78
23 144,8 875 1019,8 14,20
24 148,7 868,9 1017,6 14,61
MasaRec. masa, %
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
5,44 1 10,8 23 0,036 0,03 0,19 15,7
5,71 1,1 11,1 23,2 0,037 0,02 0,19 15,9
4,77 0,9 9,7 21,5 0,036 0,02 0,2 16,1
4,44 0,8 8,9 24,4 0,032 0,02 0,3 15,8
4,25 0,8 8,7 24,1 0,034 0,02 0,32 15,9
4,2 0,9 8,4 23,6 0,036 0,02 0,33 16,1
Concentrado Relave
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, % Ag, % Fe, %
0,67 0,143 1,426 16,55 95,22 81,46 88,23 16,19
0,70 0,146 1,465 16,75 95,33 87,92 88,54 16,18
0,68 0,139 1,484 16,83 95,39 87,55 88,35 17,27
0,64 0,127 1,485 16,98 95,68 86,47 82,58 19,79
0,63 0,131 1,510 17,06 95,39 86,88 81,82 20,05
0,64 0,149 1,509 17,20 95,23 88,51 81,33 20,05
Alimentación RC Recuperación metal
68
Recuperación metal Relave
Reactivo Cu, % Au, % Ag, % Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
1° ESTANDAR AP-3894 93,72 85,36 82,44 15,04 0,05 0,02 0,30 16,17
1° MATCOL 656 95,32 85,64 88,37 16,55 0,04 0,02 0,19 15,90
1° MATCOL 657 95,43 87,28 81,91 19,97 0,03 0,02 0,32 15,93
69
Ocurre la utilización de colectores primarios MATCOL 656, MATCOL 657, en comparación de su estándar de colector primario AP3894.
70
Programa IXOM
TEST g/t g/t #100 pH
1 8 4 6 25 9,3
2 8 4 6 25 9,3AP-3894 DSP - 1912M Nalflote
Colector 1 (Molino) g/t Colector 2 (Acond) Espumante (Acond)
AP-3894 Hostaflot Nalflote
1 2 3
8 1020,30 0,994 1000000 1000 0,01 8,16 8,21
4 1020,30 1,110 1000000 1000 0,00 4,08 3,68
6 1020,30 0,900 1000000 1000 0,01 6,12 6,80
4 1020,30 1,200 1000000 1000 0,00 4,08 3,40
AP 3894
Hostaflot Lib K
Nalflote 9837
DSP - 1912M
Calculo de Reactivos
Identificacion Gramos/Ton Mineral (Gr)Densidad g/1t. cc
Calculo Micro litros
Test Concentrado, g Relave, g Alimentación, g
25 110,8 906 1016,8 10,90
26 119,1 901,3 1020,4 11,67
27 115,5 906,8 1022,3 11,30
MasaRec. masa, %
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
5,77 1,1 10,3 26,4 0,035 0,03 0,33 15,9
5,36 1,1 10 26,9 0,034 0,02 0,32 15,8
5,47 1 10,2 24,2 0,034 0,02 0,33 15,8
Concentrado Relave
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, % Ag, % Fe, %
0,66 0,147 1,416 17,04 95,3 81,8 79,2 16,9
0,66 0,146 1,450 17,10 95,4 87,9 80,5 18,4
0,65 0,131 1,445 16,75 95,3 86,4 79,7 16,3
Alimentación RC Recuperación metal
71
Recuperación metal Relave
Reactivo Cu, % Au, % Ag, % Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
2° ESTANDAR LIB K 93,72 85,36 82,44 15,04 0,05 0,02 0,30 16,17
2° DSP 1912M 95,35 85,37 79,83 17,19 0,03 0,02 0,33 15,83
72
Ocurre la utilización del colector secundario DSP1912M, en comparación de su estándar de colector secundario Hostaflot Lib K.
73
Programa OXIQUIM
TEST g/t g/t #100 pH
1 8 4 6 25 9,3
2 8 4 6 25 9,3
Colector 1 (Molino) g/t Colector 2 (Acond) Espumante (Acond)
AP-3894 Hostaflot Nalflote
OXI - 535A Hostaflot Nalflote
1 2 3
8 1020,30 0,994 1000000 1000 0,01 8,16 8,21
4 1020,30 1,110 1000000 1000 0,00 4,08 3,68
6 1020,30 0,900 1000000 1000 0,01 6,12 6,80
8 1020,30 0,980 1000000 1000 0,01 8,16 8,33
AP 3894
Hostaflot Lib K
Nalflote 9837
OXI 535A
Calculo de Reactivos
Identificacion Gramos/Ton Mineral (Gr)Densidad g/1t. cc
Calculo Micro litros
Test Concentrado, g Relave, g Alimentación, g
28 117,8 900,5 1018,3 11,57
29 122,8 895,3 1018,1 12,06
30 117,2 903,3 1020,5 11,48
MasaRec. masa, %
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
5,54 1,3 10,5 26,6 0,038 0,02 0,3 15,9
5,21 1 10,2 26,1 0,039 0,02 0,4 16,1
5,48 0,9 10,5 26,2 0,037 0,02 0,34 15,8
Concentrado Relave
Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, % Cu, % Au, % Ag, % Fe, %
0,67 0,168 1,480 17,14 95,0 89,5 82,1 18,0
0,66 0,138 1,582 17,31 94,8 87,3 77,8 18,2
0,66 0,121 1,507 16,99 95,1 85,4 80,0 17,7
Alimentación RC Recuperación metal
74
Recuperación metal Relave
Reactivo Cu, % Au, % Ag, % Fe, % Cu, % Au, ppm Ag, ppm Fe, %
1° ESTANDAR AP -3894 93,72 85,36 82,44 15,04 0,05 0,02 0,30 16,17
1° OXI-535A 94,97 87,38 79,96 17,95 0,04 0,02 0,35 15,93
75
Ocurre la utilización del colector primario OXI-535 A, en comparación de su estándar de colector primario AP3894.
76