Informe de Procesamiento de Minerales

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA

INFORME DE PRÁCTICAS LUGAR: LABORATORIO DE PROCESAMIENTO DE MINERALES PRESENTADO POR: DIRIGIDO A:

CINTHYA JUDITH OBREGON QUISPE ING. HOMAR TACO CERVANTES AREQUIPA – PERÚ 2010

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Página 1

ÍNDICE

AGRADECIMIENTO………………………………………………………..3 I.

CARACTERIZACIÓN DE UN MINERAL………………………………...4

II. CARÁCTERÍSTICAS DE LOS EQUIPOS E INSTRUMENTOS DE LABORATORIO……………………………………………………………8 III. DETERMINACIÓN DEL WORK INDEX EN UN MOLINO DE BOLAS UN MOLINO DE BARRAS……………………………………………….19 IV. CIANURACIÓN DE ORO, EN BOTELLA……………………………….36 V. FLOTACIÓN DE MINERALES……………………………………………52 VI. SEDIMENTACIÓN DE UNA PULPA METÁLICA……………………….62 VII. DETERMINACIÓN DE COBRE EN SOLUCIÓN……………………….79

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Página 2

AGRADECIMENTO

Expresar mi sincero agradecimiento y reconocimiento al Ing. Omar Taco Cervantes por contribuir con mi formación profesional y darme la oportunidad de realizar mis prácticas pre-profesionales, en el Laboratorio de Procesamiento de Minerales, por todo su apoyo, enseñanza y orientación.

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I. CARACTERIZACIÓN DE UN MINERAL

I. OBJETIVO: -

Conocer las características propias de cada mineral y poder realizar un determinado proceso para su recuperación.

II.

FUNDAMENTO TEORICO: El

procesamiento

de

minerales

fundamentalmente

requiere

de

conocimientos respecto a las características de cada mineral. Encontramos las siguientes características: 1. Densidad Aparente Este término relaciona el peso del mineral de diversos tamaños respecto a un volumen que ocupa. Se entiende que el volumen total comprende el volumen ocupado por el mineral y los espacios vacíos existentes entre partículas; dependiendo del tamaño del mineral. Puede utilizarse para su medición un cubo de fierro sin tapa o una probeta de 1 Lt. El procedimiento para su medición es la siguiente: 1° Pesar una probeta de 1000cc. 2° Agregar el mineral hasta enrasar un volumen determinado (ejm 600 cc). 3° Sacudir la muestra de mineral, hasta que se haya depositado uniformemente dentro de la probeta. 4° Pesar la muestra y la probeta. 5° Calcular la Densidad Aparente.

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Densidad Aparente = (Peso de muestra + probeta) – (Peso de probeta) Volumen ocupado

2.

Gravedad Específica (Ge) La gravedad o peso específico de un mineral es el número que expresa la relación entre su peso y el peso de un volumen igual de agua a 4°C de temperatura. Entonces corresponde al peso expresado en gramos de 1cc de dicha sustancia. Ejemplo, si un mineral tiene como gravedad específica = 2, significa que una muestra de dicho mineral pesa 2 veces lo que pesaría un volumen igual de agua. Su procedimiento es el siguiente: Por el método de la fiola 1° Pesar una fiola vacía y seca (250ml±0.15). 2° Agregar el mineral seco y fino (-m100). 3° Agregar agua hasta enrasar, agitar porque no deben existir burbujas. Pesar. 4° Pesar la muestra y la fiola. 5° Calcular la gravedad específica. Ge.= P1 (P3 - P2) – (P4 – P5) Donde: P1: Peso del mineral P2: Peso de la fiola P3: Peso de la fiola + Peso del agua P4: Peso de la fiola + Peso del mineral + Peso del agua P5: Peso de la fiola + Peso del mineral

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III.

EQUIPOS Y MATERIALES

-

Balanza

-

Fiola (250cc)

-

Probeta (1000cc)

-

Mineral 100gr : -m100 (probeta) -m200 (fiola)

IV.

PARTE EXPERIMENTAL

Cálculo de la Gravedad Específica 1. Método de la Probeta: -

Llenar 300ml de agua en una probeta de 1000ml y luego agregar el mineral previamente pesado (100gr).

-

La variación del volumen, es el volumen que ocupa el mineral. (ΔV =320300) Ge.=

Masa ΔVolumen

Ge.=

100 20

= 5g/ml

2. Método de la Fiola: -

Se enrasa una fiola de 250ml con agua, y luego pesar.

-

Pesar la fiola vacía.

-

Agregar el mineral (100gr), enrasar con agua y pesar.

-

Pesar fiola, mineral y agua. Ge.=

P1 (P3 - P2) – (P4 – P5) Ge.= 100 (339 - 90) – (410 – 190) Ge = 3.45gr/ml

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3. Método del Picnómetro: -

Repetir los mismos pasos, donde el peso del mineral para este caso es de 1gr , (-m200). Ge.=

P1 (P3 - P2) – (P4 – P5)

Donde: P1: Peso del mineral P2: Peso del picnómetro P3: Peso del picnómetro + Peso del agua P4: Peso del picnómetro + Peso del mineral + Peso del agua P5: Peso del picnómetro + Peso del mineral Ge.=

1 (18 – 7.5) – (18.7 – 8.5)

Ge = 3.33gr/ml V. -

CONCLUSIÓN El procesamiento de minerales requiere del conocimiento previo de las características de cada mineral, para poder realizar un determinado proceso de concentración.

-

Tener cuidado al realizar estas mediciones ya que de estas características depende el tipo de proceso que se le aplicará a cada mineral para su recuperación.

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II. CARÁCTERÍSTICAS DE LOS EQUIPOS E INSTRUMENTOS DE LABORATORIO

I. OBJETIVOS: Reconocer los equipos e instrumentos de laboratorio para dar un correcto

-

manejo y funcionamiento. Determinar la función y el mecanismo dentro de la preparación de

-

minerales. II. FUNDAMENTO TEÓRICO: Los equipos e instrumentos utilizados en laboratorio de preparación mecánica de minerales, es de mucha importancia, ya que gracias a ellas podemos conocer los principios básicos usados en la concentración de minerales a partir de sus minas. Dichos equipos e instrumentos de laboratorio tienen diferentes funciones, según la etapa de procesamiento de acuerdo con el mineral a tratar. Estos pueden ser: chancadoras, molinos, Celdas de flotación, y otros. EQUIPOS: 1.1.

CHANCADORA DE QUIJADA O MANDIBULA Está constituida por dos placas, una móvil y otra fija, y al oscilar la placa móvil esta aprisiona a las partículas contra la placa fija. Los esfuerzos aplicados mediante este movimiento fracturan a las partículas. Los productos descienden a través de la cámara donde son nuevamente fracturados hasta caer por la abertura de descarga, estas maquinarias se utilizan preferentemente en las etapas primarias de reducción de tamaño. Poseen un ángulo de trituración de aproximada 27º entre las mandíbulas

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fijas y móviles. Tritura rocas de una tamaño aproximado de 60º hasta un producto de 8 - 6 pulgadas.

1.1.1. PARTES PRINCIPALES DE LA CHANCADORA DE LA QUIJADA  Entrada de alimentación “ GAPE”  Bastidor  Mandíbula fija y mandíbula móvil  Toggles  Descarga  Taco regulador  Block de ajuste  Árbol excéntrico  Salida de producto “SET” 1.1.2. DESCRIPCION DE LA PLACA DEL MOTOR  Marca

: Delcrosa .S.A

 Tipo

: N.B 90 LG

 Hp

: 3.6

 RPM

:1680

 Voltios

: 220

 Amperios

: 6.6

 Hz

: 60

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1.2. MOLINO DE BOLAS TIPO BOND El Molino de Bolas sirve para reducir el tamaño de los minerales por el impacto de las bolas con las paredes del molino generado por la rotación del molino que crea una cascada de bolas y mineral en el interior del molino; este molino rotatorio de bolas es un tambor cilíndrico horizontal cargado en un 45-50% de su volumen de bolas de acero dentro del cual se alimenta a moler en seco o en húmedo.

La característica principal del molino rotatorio es el uso de cuerpos moledores sueltos, los cuales son grandes, duros y pesados en relación a las partículas del mineral, pero es pequeña en relación al volumen del molino, debido a la rotación del casco del molino, el medio volador es levantado a lo largo del lado ascendente del molino, hasta alcanzar una posición de equilibrio, dinámico cuando los cuerpos caen en cascada y en catarata por la superficie libre de los otros cuerpos, cerca de la zona muerta donde ocurre poco movimiento, hasta el pie de la carga del molino. La velocidad a la cual un molino corre es muy importante, desde que gobierna la naturaleza del producto de la cantidad de desgaste de los forros de la cabeza. 1.2.1. PARTES PRINCIPALES DEL MOLINO DE BOLAS  Casco o cilindro  Chumacera  Trumnion de alimentación  Chumacera de alimento scoop.  Tapa de alimento

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 Catalina tapa de salida  Trumnion de descarga  Trommel 1.2.2. DIMENSIONES DEL MOLINO DE BOLAS  1.09 m de largo ,79.5 cm de altura  Ancho 78 .0 cm  Diámetro interno 34 cm  Diámetro externo 36 cm  Espesor de la tapa 1 cm  Chaquetas 30 cm c/u 1.2.3. DESCRIPCIÓN DE LA PLACA MOTOR  Marca

: Delcrosa S.A

 Tipo

: NB 90 LG

 Hp

: 3,6

 RPM

: 70

 Voltios

: 220/440

 Amperios

: 6.6/6.8

 HZ

: 60

 IP

: 54

 KW

: 2.7

1.3. MOLINO DE BOLAS DE LABORATORIO (CONVENCIONAL) Este molino posee dimensiones menores al anterior, estas son:  Diámetro externo 21.8 cm  Diámetro interno 19.3 cm  Altura 31.0 cm

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1.3.1

DESCRIPCION DE LA PLACA DEL MOTOR  Marca : Delcrosa S.A. Tipo

: NV 90 LG

RPM

: 1.1

Voltios

:220-44

Hp

: 1.8

HZ

: 60

Amperios : 6.6-6.8 f.s 1.4.

: 1.0

MOLINO DE BARRAS

Se utiliza generalmente para molienda primaria, el molino de barras en algunos casos pueden remplazar a la etapa de trituración. Acepta alimentación de un tamaño de 1/2 pulgada y produce una descarga hasta malla 4.

Estos molinos se utilizan para moler productos del circuito de trituración. La molienda es producida por barras que originan frotamiento sobre el mineral,

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esta acción origina que la molienda en molino de barras sea homogénea y produzca una baja proporción de material fino. Para rangos gruesos de tamaño de partícula el molino de barras desarrolla mayor eficacia que el de bolas debido a que se produce mejor contacto entre el mineral y el metal lo que a su vez origina un menor consumo de acero. Las dimensiones de lo molinos de barras deben tener un relación longitud/diámetro entre 1.3 a 2.0 y nunca a 1.25 de este modo se evita que las barras puedan enredarse. 1.4.1. PARTES DEL MOLINO DE BARRAS  Casco o cilindro  Chumacera  Trumnion de alimentación  Chumacera de alimento scoop  Trumnion de descarga  Trommel  Motor  Barras de acero 1.4.2. DIMENSIONES DEL MOLINO DE BARRAS Se debe tener en cuenta de la relación longitud - diámetro, para evitar que las barras puedan enredarse.  Diámetro interno: 30.5 cm  Diámetro externo: 33 cm  Altura: 63cm  Largo 54cm 1.4.3. DESCRIPCIÓN DE LA PLACA DEL MOTOR  2.20 m de largo, 79.5 cm de altura  Ancho 80 .0 cm  Diámetro interno 40 cm  Diámetro externo 42 cm  Espesor de la tapa 1.1 cm  Chaquetas 30 cm c/u 1.5.

CELDAS DE FLOTACIÓN – DENVER

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Estos equipos son usados para la flotación de minerales. Las celdas se utilizan en forma generalizada, se caracteriza por poseer un agitador mecánico el cual es utiliza para mantener la pulpa en suspensión y el aire dentro de ella. 1.5.1.

PARTES PRINCIPALES DE LA CELDA DE FLOTACIÓN  Árbol – sistema de accionamiento  Labio de la celda  Canal de espumas  Caja  Rompe olas  Forros de fondo  Tubería de aire a baja presión  Eje central  El difusor  Forros laterales  Tubería de alimentación  Motor

1.5.2. DIMENSIONES LA CELDA DE FLOTACIÓN  Altura

: 12.8cm

 Modelo: tipo araña. 1.5.3. DESCRIPCIÓN DE LA PLACA DE MOTOR

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

Marca : Century



Tipo : CS



Forma: G 48



Hp



CY



Rpm : 1425-1725



Voltios

:115-230



Amperios

:4.4-2.1

:¼ : 50/60

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1.6. SEPARADORES JIGS El separador JIGS es uno de los mejores métodos de la concentración por gravedad, es usado para concentrar relativamente, el material grueso por diferencia de gravedad, mediante pulsaciones de stroke, con chorros de agua el cual sube a través de un lecho estratificado, las pulsaciones se dan hacia arriba y abajo, a través de las grietas bajo la influencia de la gravedad para ocasionar que mineral descienda, al fondo, y el mineral liviano, se levante al tope el cual es separado en concentrado y colas. 1.6.1. PARTES PRINCIPALES DEL SEPARADOR JIGS •

Desborde de residuos over flow colas

•

Reservorio

•

Malla de JIGS

•

Caño de descarga de concentrado

•

Entrada de agua

•

Pistón

•

Puerta de descarga

1.6.2. DESCRIPCION DE LA PLACA MOTOR •

Marca

: DELCROSA S.A

•

Tipo

: NV 7184

•

Hp

: 0.4

•

RPM

: 1660

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1.7.

•

Hz

: 60

•

Voltios

: 220/440

•

Amperios

: 6.6 -6.8

AGITADOR

Es un equipo que está diseñado con la finalidad de concentrar mineral de manera que se pueda eliminar el material estéril, con ayuda de reactivos para obtener el producto valioso o concentrado.

1.7.1. PARTES PRINCIPALES DE UN AGITADOR •

Eje central

•

Forros de fondo

•

Forros laterales

•

Motores

•

Polea

•

Soporte de agitador

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1.7.2. DESCRIPCION DE LA PLACA DE MOTOR •

Forma

: cilíndrica

•

RPM

: 3000

•

Tipo de agitador

: araña

•

Polea grande

: 124 cm

•

4 chaquetas

: 127 cm

•

Corriente

: monofásica

MÁQUINA ROTAP Y SERIE DE TAMICES TYLER

1.8.

El Rotap es un equipo que nos facilita separar a distintos tamaños el mineral, para lo cual utilizamos diferentes números de tamices. El movimiento de Rotap es circular y vibratorio, para esto se tiene en cuenta 2 controles: velocidad y tiempo. Esta máquina tiene un timer o reloj, control, a fin de regular el tiempo de tamizado, por lo general el timer es automático.

En nuestro laboratorio usamos la serie de tamices TYLER desde la malla 10 hasta la malla 200, y la secuencia de las mallas a utilizar será: Equivalente de las mallas en abertura:

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Malla

Abertura (um)

6 10 16 20 25 35 48 65 100 150 200 -200

3350 1700 1190 841 710 425 300 212 150 105 75 -75

1.8.1. PARTES DEL ROTAP  Platillo  Tapa  Motor  Cronometro  Tuercas de ajuste  Barras de ajuste 1.8.2. DESCRIPCION DE LA PLACA MOTOR  Marca

: RETSH S.A

 Tipo

: 30

 Numero

: 328684

 Voltios

: 220-440

 Amperios

: 6.6-6.8

1.9.

ESTUFA DE LABORATORIO Este equipo sirve para el secado de minerales o concentrados, e incrementar la temperatura.  Marca

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: Sybron/thermolyne.

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 Thermolyne type

: 2200 hot plate.

 Modelo

: HPA2230M

 Serie

: 23703472.

 Volt

: 220.

 Amp

: 6.7.

 Watts

: 1600.

 Hz

: 30760

III. DETERMINACIÓN DEL WORK INDEX EN UN MOLINO DE BOLAS Y UN MOLINO DE BARRAS

I. -

OBJETIVOS: Determinar el Work Índex (WI), utilizando el método estándar propuesto por F. Bond.

-

Obtener mediante la determinación del Wi, la resistencia que ofrece un mineral a ser reducido.

-

Determinar y conocer como trabaja un molino con un determinado mineral. II. FUNDAMENTO TEORICO: El Work Índex o índice de trabajo se define como la energía total, en Kw – hr por tonelada, necesaria para reducir una alimentación muy gruesa a un tamaño tal que el 80% del producto pase a través de un tamiz de 80 a 100 micrones. En términos más elementales, el Work Index mide la cinética de conminución o la fragmentación de minerales en términos de gramos netos

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de finos (polvo) a una malla específica por revolución (vuelta) del molino; el Work Índex, representado generalmente como Wi, representa el trabajo o energía gastada para moler un mineral hasta determinada malla. Además, de expresar la resistencia del material para ser reducido, el Work Índex, permite hacer estimaciones más reales de las necesidades de energía de las trituradoras y los molinos industriales. Ensayo de Bond para la determinación del Índice de Trabajo en un Molino de Bolas F. C. Bond, autor de la teoría y el concepto de Work Índex, desarrolló la prueba estándar para determinar el Work Índex en loso laboratorios de Metalurgia. Su método es el más conocido y utilizado para predecir los consumos de energía en molienda de minerales. Esta predicción de consumo de energía se hace extensiva en molinos de bolas y en molinos de barras. El texto de Fred Bond, consiste en una simulación de molienda continua mediante un método que permite lograr la estabilidad a partir de sucesivos ensayos “batch”. La prueba da un valor para el índice de trabajo, Wi, expresado en Kw–hr/TC, el cual introducido en la ecuación básica de la Tercera Ley de la Conminución, permite predecir el consumo de energía de un molino de planta. En general, se acepta que el error de predicción del consumo energético obtenido con este ensayo sea del orden de ± 20% Fundamentos para realizar la Determinación del Work Índex El ensayo consiste en una simulación de molienda continua en un circuito cerrado con un clasificador perfecto, operando en estado estacionario con una carga circulante de 250% en el caso del texto de molienda de bolas. Se define una razón de carga circulante: Rcc = U/O

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En este estado estacionario, que usualmente se alcanza en ***8ª 12 ciclos) se debe tener entonces una cantidad de material constante de producto. Esta cantidad en gramos dividida por el número de revoluciones del mismo, se define como Gbp (gramos por revolución en estado estacionario). Este valor es la medida del consumo de energía del material y fue correlacionado con los “valores planta” obteniéndose las siguientes ecuaciones: Wi = (G bp ) 0.82

44 .5  10 10  * ( Pi ) 0.23  −  F80   P80  

Donde:  Gbp gramos por revolución del molino de bolas en estado estacionario.  P1 malla de corte en micrones.  F80 tamaño en micrones bajo el cual está el 80% de la alimentación fresca al molino de Bond.  P80 tamaño en micrones bajo el cual está el 80% del producto del circuito.  Wi consumo unitario de energía que debería tener un material que se muele en un molino de bolas. Requisitos para la Realización de la Prueba de Work Index El equipo necesario es un molino de bolas de 12” x 12”, tipo molienda



batch o molienda discontinua, con forros planos. 

La velocidad de giro es 70 revoluciones por minuto (RPM).



La carga circulante es de 250%, como la molienda es discontinua, se

emplea una malla de separación en el que los finos son separados del circuito y los gruesos retornan al molino. 

La alimentación es 100% menos malla 6 Tyler.



El producto depende la malla de separación, se puede emplear la

malla 100 o hasta la malla 325. III. -

EQUIPO Y MATERIALES: Molino de bolas 12” x 12” pulg - Molino de Barras

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-

Bolas de acero y Barras de Acero (D=3cm. L=54 cm.)

-

Tamices

-

Brochas.

-

Balanza.

-

Probeta.

-

Cronometro.

-

Mineral de Cobre.

IV. PARTE EXPERIMENTAL: DETERMINACION DEL WORK INDEX EN UN MOLINO DE BOLAS Se utiliza un molino de bolas 12” x 12”. Tipo de molienda Bach o molienda discontinua. La distribución de la carga de bolas para el molino son:

Distribución de la carga de bolas para el molino según Bond Nº de Bolas

Diámetro en pulg

Peso (gr)

Superficie(pulg2)

43

1.45(1 ½)

8803

285

67

1.17(1 ¼)

7206

289

10

1.00

672

32

71

0.75(3/4)

2011

126

94

0.61(3/5)

1433

110

20125

842

285

Para nuestro caso utilizamos según lo disponible PESO DIAMETRO DE NUMERO DE UNIDAD

POR

PESO

DE PESO TOTAL DE BOLAS

N°

BOLAS(MM)

BOLAS

BOLA(GR)

BOLAS(GR)

CALCULADO

1 2 3 4 5 6

53 40 38 32 1 1/16 26.5

1 25 36 6 5 13

590 250 220 125 80 55

600 6300 9000 810 400 852

590 6250 7920 750 400 715

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Página 22

DE

7 8

22 20

12 5

40 30

565 160

480 150

Velocidad de rotación: 70 revoluciones por minuto Carga Circulante: 250%. Para este caso es una molienda discontinua que tiende a molienda continua con 250 % c.c. para lo cual se emplea una malla de separación en el

que los finos son separados del circuito y

los gruesos

retornan al molino. Alimentación: 100% menos malla 6 Tyler Producto: Depende de la malla de separación pudiendo emplearse la malla 100 o menos (hasta la malla 325). IV.1

PROCEDIMIENTO:

(a) Se tiene 15 Kg. de mineral de cobre. Se prepara este mineral chancando por etapas hasta que toda la muestra pase por la malla 6 Tyler (100% -m 6). Determinamos el peso de muestra mínima de mineral. (b) Para hallar el peso de muestra, ya sea para hallar la ley ó hacer diferentes pruebas se utiliza la siguiente formula: ( Lb ) = K D 2

................ (3)

Donde: •

K: constante = 80

•

D: tamaño máximo de partícula en pulgadas

•

Lb: peso de muestra en libras

Como la prueba se va a iniciar con la malla # 6 ≈ (0.1320 pulg.), entonces se reemplaza este valor a la formula # (3) de la cual se obtiene lo siguiente: ( Lb ) = 80 ( 0.1320 ) 2 = 1.40 lb ≈ 644 gr.

(c) Se cuartea con rifles y se toma una muestra de 420.4 gr para realizar una análisis granulométrico, el mineral no debe contener mineral fino mayor que el 28 % en la malla de referencia malla de separación (100), de ser así se debe separar el material fino [Escribir texto]

y

reponer por material fresco de peso Página 23

equivalente al separado. Se procede a tamizar obteniéndose la siguiente tabla:

TABLA N°1: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DE ALIMENTACIÓN N° de Malla

Peso Micras Retenido 6 3350

%Retenid o

% Peso 0

0 35.102332 2 19.704902 4 5.5925749 6

10

1700

147.5

16

1000

82.8

25

710

23.5

35

425

15

48

300

53.9

65

212

14.9

100

150

22.9

200

75

25.9

-200

75

33.8

3.5697287 12.827225 1 3.5459305 1 5.4497858 2 6.1637315 6 8.0437886 7

420.2

100

∑

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%Passing 0 100 35.102332 2 64.8976678 54.807234 6 45.1927654 60.399809 6 39.6001904 63.969538 3 36.0304617 76.796763 4 23.2032366 80.342693 9 19.6573061 85.792479 7 14.2075203 91.956211 3 8.04378869 100

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De la ecuación: Y = 0.026X+15.57, se halla la abertura para el 80% passing 80 = 0.026X+15.57 F80 = X = 2478.0769 μm (d) Hallamos el % de finos que son mallas menores a 100 m200 = 25.9gr -m200 = 33.8gr 59.7 gr %finos: (59.7*100)/420.2gr = 14.207% (e) Tenemos una muestra de 2 Kg. cargamos el mineral en la probeta graduada, cada 100 cm3 asentamos o comprimimos el mineral para disminuir la porosidad hasta alcanzar el volumen de 700 cm3, de la cual tenemos 3 pesos: - 1408 gr - 1378 gr - 1382 gr, tomamos el promedio 1389.3 gr.

(f) Calcular el Peso Ideal del Producto (PIP) considerando una carga circulante de 250 % PIP =

Peso seco en gramos de 700 cm 3 1389 = = 396 .8571 gr . 3.5 3.5

[Escribir texto]

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(g) Se inicia el primer ciclo de molienda, previamente se carga el molino con 1389 gr de mineral junto con la carga de bolas Standard y se realiza la molienda con 100 revoluciones o vueltas del molino. Luego se detiene la marcha del molino. (h) Se extraen todas las bolas y el mineral, se tamiza a través de la malla de referencia 100, separando el mineral pasante (menor a m100) finalmente se pesa el pasante o los finos. Las cuales son: Malla (+ 100) = 1075 gr Malla (-100) = 309 gr (i) Calcular los gramos netos molidos en los finos, por revolución del molino conocido como Gpb (grindabilidad por bola o moliendabilidad). G pb =

molienda neta total (-100) Número de revolucion es

(j) Reponer a los gruesos (m100), un peso de mineral fresco igual al pasante de manera que se mantenga constante el peso. (k) Hallar el peso de mineral a menos malla 100 en el mineral fresco repuesto que para nuestro caso es 309 gr. (l) Calcular el numero de revoluciones para el segundo ciclo según la formula siguiente: n2 =

( Peso .Muestra −Gramos .netos ) Gpb anterior

n2 =

(396 .8571 − 43 .9398 ) = 316 .5626 ≈ 317 vueltas 1.114842

(m) Se repite los pasos e, f, g, h, i hasta obtener los gramos netos molidos por revolución (Gpb). Los pesos para los cálculos en adelante son: 1° Malla (+ 100) = 1075 gr Malla (-100) = 309 gr 2° Malla (+ 100) = 997 gr Malla (-100) = 383 gr [Escribir texto]

Página 26

3° Malla (+ 100) = 975 gr Malla (-100) = 414 gr 4° Malla (+ 100) = 968 gr Malla (-100) = 412 gr 5° Malla (+ 100) = 979 gr Malla (-100) = 402 gr

TABLA N°2: PRUEBA ESTÁNDAR DE BOND PARA LA DETERMINACIÓN DE WORK ÍNDEX DE UN MINERAL EN UN MOLINO DE BOLAS (BWi) TRITURACIÓN: 100%-m6

%-m100: 14.22%

VOLUMEN DE MUESTRA: 700cc

PIP: 396.8571g

PESO DE LA MUESTRA: 1389g

CARGA CIRCULANTE: 250%

Alimentación Fresca N° de Cicl Revolucion o es 1

100

2

317

3

320

4

301

5

289

6

286

[Escribir texto]

Producto

Molienda Neta

Peso Total

Peso Peso Peso Peso Total +m100 -m100 +m100 -m100 -m100 1191.484 197.515 111.484 1389 5 8 1080 309 2 339.060 309 265.0602 43.9398 1006 383 2 359.537 383 328.5374 54.4626 975 414 4 353.129 414 355.1292 58.8708 977 412 2 343.413 412 353.4136 58.5864 987 402 6 333.835 402 344.8356 57.1644 998 391 6

Página 27

Gpb (g/rev) 1.11484 2 1.06950 5 1.12355 4 1.17318 7 1.18828 2 1.16725 7

(n) Realizar el análisis granulométrico de los finos (391g) para obtener el 80 % pasante del producto en tamaño de micras, se toma una muestra (por cono y cuarteo) de 100 gr, tamizar y se obtiene el siguiente cuadro:

TABLA N°3: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DEL PRODUCTO N° de Peso Malla Micras Retenido % Peso 100 150 0 0 26.96177 140 106 26.8 06 20.12072 200 75 20.0 43 7.746478 270 53 7.7 87 45.17102 -270 53 44.9 62 ∑

99.4

%Reteni do 0 26.96177 06 47.08249 49 54.82897 38

%Passin g 100 73.03822 94 52.91750 51 45.17102 62

100

100

De la ecuación: Y = 0.579X+12.11, se halla la abertura para el 80% passing 80 = 0.579X+12.11 P80 = X = 117.2538 μm (o) Finalmente calcular el Wi: [Escribir texto]

Página 28

Wi =

44 .5 ( p1) 0.23 (Gpb ) 0.82 (

10 P80

−

10 F 80

)

Gráficamente se obtiene el P80 y F80. Hallando El Gpb Gpb =

(1.1731 +1.1882 +1.1672 ) =1.1762 3

Calculando Wi: Wi =

44 .5  ( P1) 0.25 ( Gpb ) 0.82  10 −  P80

Wi =

10 F 80

   

44 .5 10 (150 ) 0.25 (1.1762 ) 0.82  −  117.2538

10   2478 .0769 

Wi = 17.287 KW -Hr / TC

DETERMINACION DEL WORK INDEX EN UN MOLINO DE BARRAS Se utiliza un molino de barras. Tipo de molienda Bach o molienda discontinua. La distribución de la carga de barras para el molino son: 4 Barras delgadas y 4 Barras de mayor diámetro. Velocidad de rotación: 46 revoluciones por minuto Carga Circulante: 100%. Para este caso es una molienda discontinua que tiende a molienda continua con 100 % c.c. para lo cual se emplea una malla de separación en el

que los finos son separados del circuito y

los gruesos

retornan al molino. Alimentación: 100% menos malla 1/4 ó 3/8. PROCEDIMIENTO: (a) Se tiene 6-8 Kg. de mineral de cobre.

[Escribir texto]

Página 29

Se prepara este mineral chancando por etapas hasta que toda la muestra pase por la malla 3/8r (100% -m 3/8). Determinamos el peso de muestra mínima de mineral. (b) Por cono y cuarteo se toma una muestra de 500 gr para realizar una análisis granulométrico, el mineral no debe contener mineral fino mayor que el 28 % en la malla de referencia malla de separación (48), de ser así se debe separar el material fino

y

reponer por material fresco de peso

equivalente al separado.

Se procede a tamizar obteniéndose la siguiente tabla: TABLA N°4: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DE ALIMENTACIÓN N° de Malla

Peso %Retenid Micras Retenido % Peso o %Passing 0.38 9500 0 0 0 100 84.306642 6 3350 420.1 6 84.066426 15.933574 7.6259281 91.932570 8.0674292 12 1400 38 6 7 6 3.6724864 95.605057 4.3949428 16 1000 18.3 5 2 1 1.0836845 96.688741 3.3112582 25 710 5.4 3 7 8 0.8027292 35 425 4.0 8 97.491471 2.508529 1.8663455 99.357816 0.6421834 48 300 9.3 7 6 2 0.1806140 99.538430 0.4615693 65 212 0.9 9 7 4 0.2006823 0.2608870 100 150 1.0 2 99.739113 2 0.2608870 -100 150 1.3 2 100 ∑

[Escribir texto]

498.3

100

Página 30

De la ecuación: Y = 0.010X – 4.814, se halla la abertura para el 80% passing 80 = 0.010X – 4.814 F80 = X = 8481.4μm

(d) Hallamos el % de finos que son mallas menores a 100 m65 = 0.9gr m100 = 1.0gr -m100 = 1.3gr 3.2gr %finos: (3.2*100)/498.3gr =0.64218 % (e) Tenemos una muestra de 2 Kg. cargamos el mineral en la probeta graduada, cada 100 cm3 asentamos o comprimimos el mineral para disminuir la porosidad hasta alcanzar el volumen de 1250 cm3, de la cual tenemos 2 pesos: - 2403 gr - 2330 gr, tomamos el promedio 2366.5 ≈ 2367gr.

[Escribir texto]

Página 31

(f) Calcular el Peso Ideal del Producto (PIP) considerando una carga circulante de 100 % PIP =

Peso seco en gramos de 700 cm 3 2367 = = 1183 .5 gr . 2 2

(g) Se inicia el primer ciclo de molienda, previamente se carga el molino con 2367gr de mineral junto con la carga de bolas Standard y se realiza la molienda con 30 revoluciones o vueltas del molino. Luego se detiene la marcha del molino. (h) Se extraen todas las barras y el mineral, se tamiza a través de la malla de referencia 48, separando el mineral pasante (menor a m48) finalmente se pesa el pasante o los finos. Las cuales son: Malla (+ 48) = 2214 gr Malla (-48) = 138 gr (i) Calcular los gramos netos molidos en los finos, por revolución del molino conocido como Gpb (grindabilidad por bola o moliendabilidad). G pr =

molienda neta total (-48) Número de revolucion es

(j) Reponer a los gruesos (m48), un peso de mineral fresco igual al pasante de manera que se mantenga constante el peso. (k) Hallar el peso de mineral a menos malla 48 en el mineral fresco repuesto que para nuestro caso es 138 gr. (l) Calcular el número de revoluciones para el segundo ciclo según la formula siguiente: n2 =

( Peso .Muestra −Gramos .netos ) Gpr anterior

n2 =

(1183 .5 − 0.8864 ) = 288 .92 ≈ 289 vueltas 4.0932

(m) Se repite los pasos e, f, g, h, i hasta obtener los gramos netos molidos por revolución ( Gpb). Los pesos para los cálculos en adelante son:

[Escribir texto]

Página 32

1° Malla (+ 48) = 2214 gr Malla (-48) = 138 gr 2° Malla (+ 48) = 1730 gr Malla (-48) = 626 gr 3° Malla (+ 48) = 1142 gr Malla (-48) = 1213 gr 4° Malla (+ 48) = 1062 gr Malla (-48) = 1296 gr 5° Malla (+ 48) = 1081 gr Malla (-48) = 1278 gr.

TABLA N°5: PRUEBA ESTÁNDAR DE BOND PARA LA DETERMINACIÓN DE WORK ÍNDEX DE UN MINERAL EN UN MOLINO DE BARRAS (RWi) TRITURACIÓN: 100%-1/2”

%-m48: 0.6423%

VOLUMEN DE MUESTRA: 1250cc

PIP: 1183.5g

PESO DE LA MUESTRA: 2367g

CARGA CIRCULANTE: 100%

Malla de corte: m48

Alimentación Fresca N° de Cicl Revolucio o nes 1

30

2

289

3 4

545 530

[Escribir texto]

Producto Peso +m4 Peso 8 -m48

Peso Peso Peso Total +m48 -m48 2351.796 15.2032 2367 76 41 2229 137.1136 0.88637 138 26 4 1741 621.9792 4.02079 626 02 8 1154 1213 1205.208 7.79109 1071

138 626 1213 1296

Molienda Neta Total Gpb -m48 (g/rev) 122.7967 4.093225 59 3 625.1136 2.163022 26 93 1208.979 2.218310 2 46 1288.208 2.430582

Página 33

5

484

1296

9 1287.675 79

9 8.32420 8 1089

9 1269.675 1278 79

83 2.623297 09

(n) Realizar el análisis granulométrico de los finos para obtener el 80 % pasante del producto en tamaño de micras, se toma una muestra (por cono y cuarteo) de 80 gr, tamizar y se obtiene el siguiente cuadro:

TABLA N°6: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DEL PRODUCTO N° de Malla

Peso Retenido

Micras

% Peso

48

300

0

65

212

16.4

100

150

22.2

140

106

8.7

200

75

8.0

-200

75

24.5

0 20.551378 4 27.819548 9 10.902255 6 10.025062 7 30.701754 4

79.8

100

∑

%Retenid o %Passing 0 20.551378 4 48.370927 3 59.273182 9 69.298245 6

100 79.448621 6 51.629072 7 40.726817 1 30.701754 4

100

De la ecuación: Y = 0.317X+7.028, se halla la abertura para el 80% passing 80 = 0.317X+7.028 [Escribir texto]

Página 34

P80 = X = 230.19558μm (o) Finalmente calcular el Wi: 62

Wi =

( p1) 0.23 (Gpb ) 0.625 (

10 10 − ) P80 F 80

Gráficamente se obtiene el P80 y F80. Hallando El Gpb Gpb =

( 2.. 2183 + 2.4306 + 2.6233 ) = 2.4241 3

Calculando Wi: Wi =

62

( 300 ) 0.23 ( 2.4241 ) 0.625 

10 10  −  8481 .4   230.1956

BWi = 16.7997 KW -Hr / TC

V.

CONCLUSIONES:

-

Con el uso del Molino Bond de 12” x 12”podemos hallar el Wi de cualquier mineral, comprobando con la bibliografía(teoría).

-

Por lo tanto el consumo de energía es de 17.287 KW – Hr / TC, el cual podría considerarse un mineral relativamente duro.

-

Es importante conocer el valor de Wi de un mineral, debido a que en la reducción de tamaño sabemos el consumo de energía en cualquier planta concentradora.

-

La selección de máquinas, tamaño de molinos, eficiencias, desgaste, mantenimiento y planes de ampliación de una planta, etc. Dependen en gran parte de la determinación de work índex.

[Escribir texto]

Página 35

V. FLOTACIÓN DE MINERALES

I. -

OBJETIVOS: Conocer el proceso de flotación e identificar las variables que afectan dicho proceso.

-

Determinar las formas de optimizar el proceso en base a los reactivos o sus variables.

-

Conocer y determinar la razón de concentración y como éste influye en la recuperación del mineral valioso.

II.

FUNDAMENTO TEÓRICO:

Este es un proceso selectivo y puede ser usado para llevar a cabo separaciones específicas de minerales complejos tales como: Plomo, Zinc, Cobre – Zinc, Cobre – Molibdeno.

[Escribir texto]

Página 36

A fin de apreciar la flotación por espuma como un sistema de reacciones químicas y como una técnica metalúrgica, es esencial comprender primeramente porque se practica el proceso. Los minerales de valor existen como parte de una mezcla coherente de cristales de mineral entrecrecido y cada uno tiene una composición química definida. Entonces, para liberar las partículas minerales individuales es necesario moler el mineral hasta transformarlo en pulpa muy fina. La flotación por espuma es un medio de tratar la pulpa de minerales conminados finamente de modo que se obtiene el mineral de valor o deseado en concentrado que será fácil de manejar en procesos posteriores. El proceso envuelve la transmisión de un carácter repelente al agua (hidrofóbico) a las partículas de los minerales deseados pór medio de productos químicos que se llaman colectores o promotores. En condiciones favorables, estas partículas revestidas químicamente se unen al aire que burbujea a través de la pulpa y de esta manera flotan en la superficie de la celda. La flotación espumante ó flotación convencional funciona bien a tamaño de partícula entre los 0,3 - 0,002 mm , dependiendo del peso específico (densidad) de los minerales valiosos y de su grado de liberación.la flotación en columna se aplica a partículas de granulometría fina (menores que 0,002 mm), las cuales por su tamaño tienen problemas para ser recuperadas en la flotación convencional. PROCESO DE FLOTACIÓN: La FLOTACIÓN de minerales requiere de la utilización de reactivos de

FLOTACIÓN

(tenso-activos), los cuales pueden ser colectores ó

espumantes. Estos reactivos químicos tienen una cabeza polar activa que es capaz de reaccionar con la superficie del mineral y, una cadena no polar (apolar) que sólo interactúa a través de fuerzas muy débiles, lo que le da como característica principal el ser hidrofóbica. La necesidad de utilizar estos reactivos en la flotación, surge porque el proceso se basa en las propiedades superficiales de las partículas minerales. Estas propiedades superficiales de las partículas minerales son

[Escribir texto]

Página 37

importantes porque el sistema de flotación es un sistema heterogéneo, que está formado por:  Fase Sólida :

Minerales útiles y Minerales no útiles (Ganga)

 Fase Líquida :

Agua con reactivos de flotación disueltos)

 Fase Gaseosa :

Burbujas de Aire

Luego la posibilidad de que algunas partículas floten selectivamente dependerá de cómo se comporten en las distintas interfases: 

Interfase Sólido-Líquido



Interfase Sólido-Aire



Interfase Líquido-Aire

Uno de los fenómenos más significativos en la flotación es la mojabilidad superficial de los sólidos, lo cual permite clasificarlos en dos tipos: 

Sólidos Hidrofóbicos (aerofílicos) : Que no se mojan



Sólidos Hidrofílicos (aerofóbicos) : Que se moja.

REACTIVOS DE FLOTACIÓN Cuando es de interés la concentración de minerales metálicos sulfurados naturalmente hidrofílicos, es necesario usar reactivos de flotación como: los colectores ó promotores; los espumantes; y, los modificadores. Colectores ó Promotores Los Colectores ó Promotores se adsorben selectivamente en la superficie de los minerales sulfurados, la hidrofobizan, lo que le permite alcanzar mayor estabilidad en la interfase sólido-aire, dándose las condiciones para que las partículas de mineral se unan a las burbujas de aire. Xantatos (SF-114)

Ditiofosfatos (SF-554)

Xantoformiatos (SF-203)

Tiocarbonatos (SF-323)

Los colectores se adsorben en la superficie de los minerales con cierta orientación.

El

grupo no-polar se orienta hacia la solución e imparte

“hidrofobicidad”. El grupo polar se orienta hacia la superficie del mineral.

[Escribir texto]

Página 38

Espumantes Los Espumantes dentro de su acción, son capaces de orientarse en la interfase líquido-aire, disminuyendo la tensión superficial del agua. Con ello se logra una espuma estable cuyas burbujas no se rompen (no coalescen), lo cual permite la recolección y posterior evacuación de las burbujas cargadas con los minerales valiosos.  Aceite de Pino (AP)  Metil-Isobutil-Carbinol (MIBC)  Glicoles (Dow-Froth) Modificadores También es necesario en muchos casos la utilización de reactivos activantes ó depresores, los cuales modifican selectivamente la superficie de los minerales para facilitar o inhibir la adsorción de los COLECTORES; y, la utilización de reactivos reguladores del pH (Cal ó Acido Sulfúrico) de la pulpa.  Cal  Ácido Sulfúrico  Sulfhidrato de Sodio.

CIRCUITOS DE FLOTACIÓN Los objetivos metalúrgicos más significativos son: Obtener una alta recuperación conjuntamente con una alta ley en el concentrado.

La recuperación es el porcentaje en peso de mineral útil (cobre) contenido en el concentrado en relación al mineral útil contenido en la alimentación del mineral. La Ley del Concentrado es el porcentaje en peso de mineral útil contenido en el concentrado en relación al peso de concentrado. Ambos parámetros se relacionan en forma inversa. Una operación de flotación primaria ("rougher") permite obtener una alta recuperación con una baja ley de concentrado. En cambio de una operación de flotación de limpieza ("cleaner") permite obtener una baja recuperación con una alta ley [Escribir texto]

Página 39

de concentrado, generando una cola de alta ley que debe ser re-circulada como alimentación a las etapas de flotación previas o intermedias. La combinación de diferentes etapas de flotación permite configurar los circuitos de flotación, en los cuales se pueden considerar bancos de celdas en flotación de limpieza de concentrados ("cleaner"), flotación de re-limpieza ("re-cleaner") y flotación de barrido de colas ("scavenger"). a)

Circuito Primario ("ROUGHER"): En este circuito se procesa la alimentación a la planta de flotación. Como circuito recuperador se logran altas recuperaciones y las leyes del concentrado son bajas debido a partículas mixtas que flotan. El concentrado primario, puede enviarse a un circuito de re-molienda para lograr mayor liberación.

b) Circuito de Limpieza ("CLEANER"): En este circuito concentrador se persigue aumentar la ley del concentrado primario a fin de alcanzar los requerimientos de calidad que exigen las fundiciones. En este circuito, muchas plantas están empleando celdas de columnas en reemplazo de las celdas con agitación mecánica.

Estos circuitos operan a menor

densidad de pulpa que los circuitos "rougher - scavenger" con el objeto de aumentar la selectividad. Para asegurar la recuperación de partículas de flotación lenta, el tiempo de retención de la pulpa en cada etapa "cleaner" debiera ser a lo menos tan largo como el circuito "rougher". c) Circuito de Barrido ("SCAVENGER"): En este circuito recuperador se alimenta la cola del circuito de limpieza para flotar las partículas no flotadas en la etapa de limpieza. Su concentrado es de baja ley y se puede retornar al circuito de re-molienda, mientras que la cola se junta con la del circuito primario para conformar las colas finales de la planta. Variables Operacionales en una Planta de flotación Variables controlables:  Granulometría del mineral.  Tonelaje de alimentación.  Nivel de pulpa en la celda.

[Escribir texto]

Página 40

 Porcentaje de sólidos de alimentación.  Tamaño de burbuja.  Flujo de agua de lavado.  Consumo de cal.  Dosificación de colectores y espumantes.  Flujo de aire.  etc.

CONCLUSIONES Existen diferentes promotores, espumantes, depredadores, activadores de acuerdo al mineral o que vamos a flotar, debemos de seleccionarlos según su uso.

FLOTACIÓN DE MINERAL DE COBRE La flotación de Cobre tiene como objetivo, obtener un concentrado a partir de una pulpa de mineral sulfurado de cobre. FUNDAMENTEO TEÓRICO En los procesos de flotación de mineral de Cobre, con o sin pirita, se emplea el aceite de pino como espumante y los xantatos o los aerofloats o ambos reactivos como promotores. Para mantener la alcalinidad del circuito y deprimir la pirita, si lo hubiera en pequeñas cantidades, se emplea casi siempre cal.

El consumo normal de reactivos varia dentro de los siguientes limites. CAL

1 ½ A 3Kg. Por tonelada

ACEITE DE PINO 25 a 100 gr. Por tonelada PROMOTORES

25 a 75 gr. Por tonelada

Aunque el xantato de etilo mejora la flotación de los minerales cuya superficie se encuentra algo oxidada en exceso pueden flotar gangas. Cuando se emplea aerofloat solo como promotor, la mezcla de los reactivos difiere algo de la que se ha dado mas arriba. Podría ser como sigue:

[Escribir texto]

Página 41

ACEITE DE PINO

8 a 25 gr. Por tonelada

ACIDO CRECILICO 25 a 100 gr. Por tonelada AEROFLOAT 208

25 a 100gr. Por tonelada

A esto agregamos la cal para mantener el pH entre 7 y 8, mayor cantidad para deprimir la pirita, cuando no hay pirita la Cal reduce las sales disueltas, lo cual normalmente se agrega en el molino de bolas primario. III. PARTE EXPERIMENTAL:

-

1 Kg. De mineral sulfurado de cobre

-

agua

-

cal

-

xantato Z-11 al 5%

-

aerofloat 208

-

maquina concentradora

-

celda de flotación 3,2 lt.

I. DIAGRAMA DE BLOQUE DE FLOTACION

Mineral 1Kg. H2O: 0.5kg t Cal

ACONDICIONAMIENTO

PH : 9-10 t : 10min

1gr.

Z-1 al 5%

FLOTACION ROUGHERR

t : 7min

Aire

RELAVE ROUGHER Cal : 0.5

[Escribir texto]

CONCENTRADO ROUGHER

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t : 5min

ACONDICIONAMEINTO

FLOTACION CLEANER

CONCENTRADO CLEANER

SECAR

PESAR 60 gr concentrado

II.

CALCULOS

Precipitación del Z-11 al 5% 40 g/TM

1000Kg

X

1 Kg

X = 0.040 gr Z-11 Para 10 ml de solución 10ml X

1 gr Z-11 0.040 gr Z-11

X = 0.40cc

CONCLUSIONES:

[Escribir texto]

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Empleamos cal para mantener la alcalinidad y en mayor cantidad deprime la pirita y cuando no hay esta, la cal reduce a precipitar las sales disueltas. El uso del aerofloat tiene algunas ventajas: el control de flotacion no es tan delicado, hay menor posibilidad dee que flote la pirita. RECOMENDACIONES Se recomienda alimentar la cal en los molinos primarios para que se mezcle homogéneamente con el mineral para una mejor acción.

FLOTACIÓN DE COBRE PÓRFIDO Su objetivo principal es, obtener un concentrado de cobre pórfido FUNDAMENTO TEÓRICO: Se entiende por cobre pórfido a menos que contienen minerales de cobre al estado de sulfuros, con leyes que varían desde 0.7% a 2% de cobre además molibdenita hasta 0.10 % y pirita entre 1 y 5%. En la flotación de cobre pórfido se emplea ácido crecílico como espumante, óxido de calcio como modificador de pH hasta alcanzar un pH 10; como colectores se usan: •

xantato isopropílico de sodio

•

Aerofloat 208

•

Ditiocarbonato Z-200 PARTE EXPERIMENTAL:

- 1 Kg. de cobre pórfido - 0.5 Lt de agua - 4ml de xantato isopropilo de sodio al 10% Z-11 - 3 gotas de ácido crecílico - 1 gr de oxido de calcio

[Escribir texto]

Página 44

CÁLCULOS: a) preparación de Z-11 al 10% Se debe agregar 25g/TM 0.55Kg

1000Kg.

X

0.55 Kg

X = 0.01375g. Para 100 ml de solución 100ml

10g Z-11

X

0.01375g

X= 0.1375 ml de solución b) Radio de concentración Kg mineral/Kg. concentrado Radio de concentración 1000g/92g= 10.87

PROCEDIMIENTO: 1 Kg. Mineral

2.5 lt. Agua 4 ml Z-11 3 gotas de ácido crecí lico 1.5 gr. De oxido de calcio

MOLIENDA

ACONDICIONAMIENTO

8 minutos

aire

FLOTACION ROUGHER RELAVE

CONCENTRADO

[Escribir texto]

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SECADO

PESADO

CONCLUSIONES: En el mineral de cobre pórfido se encuentra diseminado cuya ley varia de 0.7 a 2% de cobre RECOMENDACIONES Trabajar a un pH = 10

VI. SEDIMENTACIÓN DE UNA PULPA METÁLICA I. OBJETIVO: -

Determinar la variación de

la velocidad de de sedimentación y la

influencia con los floculantes. -

Conocer los parámetros de un espesador. II. FUNDAMENTO TEORICO:

SEDIMENTACIÓN • Es una operación de separación de fases fluido-sólido en la que las partículas sólidas se separan del fluido debido a que por su mayor densidad, tienden a sedimentar debido a la gravedad.

[Escribir texto]

Página 46

• El fluido puede ser un líquido o gas, aunque en este último caso pasa a ser fluidización. USOS: - Clarificación: Obtener una fase liquida clara, sin sólidos en suspensión. (Ejemplo: tratamiento de aguas). -

Espesamiento: Obtener una pulpa de densidad adecuada para alguna operación subsiguiente (ejemplo: pulpa para filtrado).

VARIABLES: – Tamaño de partícula – Densidad de la partícula – Forma de las partículas – Propiedades superficiales ESTABILIDAD DE LAS DISPERSIONES • Se define como la capacidad de un sistema de mantener en el tiempo una concentración uniforme a través de todo el volumen sin necesidad de agitación mecánica externa.

[Escribir texto]

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• Cuando el sistema no es estable, se separan ambas fases por sedimentación de la fase sólida debido a la fuerza de gravedad. • Una suspensión es un sistema naturalmente inestable. • La velocidad de separación de ambas fases esta determinada por las propiedades físicas de ambas fases y la concentración de la fase sólida. A medida que la partícula es más pequeña, menor es el efecto de la fuerza de gravedad. • A este nivel, son significativos factores tales como las fuerzas de atracción y repulsión entre las partículas. • Si predominan las fuerzas de repulsión, el sistema se mantiene estable. • En caso contrario, las partículas sedimentan solas o forman agregados.

A través de tuberías, el agua pasa a un tanque o cámara de mezcla donde se agita y se combina con un producto que neutralice y desestabilice los coloides (partículas pequeñas que pueden afectar la salud).

VELOCIDAD DE SEDIMENTACIÓN La velocidad de separación o velocidad de sedimentación esta determinada por las propiedades del sólido, del líquido o de la mezcla por mezcla.

[Escribir texto]

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• Propiedades del sólido – Densidad – Forma – Rugosidad superficial – Condición eléctrica de su superficie – Distribución granulométrica.

• Propiedades de la fase liquida – Densidad – Viscosidad – Naturaleza molecular – Substancias disueltas • Propiedades de la mezcla – Concentración de sólidos – Viscosidad de la mezcla

Para determinar las características de operación de un espesador continuo se construye una gráfica de sedimentación. A partir de esta gráfica (Profundidad vs. Tiempo) se puede obtener la velocidad de sedimentación. Con la grafica, se pueden identificar las zonas de sedimentación que se presentan en el proceso. Estas zonas son: -

Zona de agua clarificada

-

Zona de subsidencia o sedimentación libre

-

Zona de sedimentación retardada

-

Zona de compresión

Estas zonas se observan en la siguiente gráfica:

[Escribir texto]

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Gráfica de Sedimentación con las Zonas de Sedimentación.

ANÁLISIS DE LA SEDIMENTACIÓN FLOCULANTE En soluciones relativamente diluidas, las partículas no se comportan como partículas discretas sino que tienden a agregarse unas a otras durante el proceso de sedimentación. Conforme se produce la coalescencia o floculación, la masa de partículas va aumentando, y se deposita a mayor velocidad. La medida en que se desarrolle el fenómeno de floculación depende de la posibilidad de contacto entre las diferentes partículas, que a su vez es función de la carga de superficie, de la profundidad del tanque, del gradiente de velocidad del sistema, de la concentración de partículas y de los tamaños de las mismas. El efecto de estas variables sobre el proceso sólo se puede determinar mediante ensayos de sedimentación. Para determinar las características de sedimentación de una suspensión de partículas flocúlentas se puede emplear una columna de sedimentación. El diámetro de la misma puede ser cualquiera, pero su altura deberá ser la misma que la del tanque de sedimentación de que se trate. Se han obtenido buenos resultados empleando un tubo de plástico de 15 cm. de diámetro por unos 3 m de altura. Los orificios de muestreo deben colocarse cada 0,5 m. La solución [Escribir texto]

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con materia en suspensión se introduce en la columna de modo que se produzca una distribución uniforme de tamaños de las partículas en toda la profundidad del tubo. III. PARTE EXPERIMENTAL: a. Competencias: -

En el experimento se reconoce la velocidad de sedimentación, mediante el uso de probetas.

-

Se tiene que evaluar el experimento realizando mediciones de las profundidades e intervalos de tiempo.

-

Realizar los cálculos necesarios y gráficas para poder interpretar el experimento. IV. EQUIPO Y MATERIALES:

-

2 Probetas (1000 ml)

-

Agua necesaria

-

Bagueta

-

Floculante

-

Mineral (361gr)

-

Pizetas

-

Balanza

-

Cronómetro

-

Regla o Vernier

(Magnafloc

al

0.1%)

V. PROCEDIMIENTO: PROBETA Nº 1: Sedimentación Natural de un mineral de oro piritoso ¿CÓMO INFLUYE EL ÁREA DE DEPÓSITO (PROBETA) EN LA VELOCIDAD DE SEDIMENTACIÓN? -

Primero preparamos una pulpa con mineral, enrazando agua hasta 1000 ml, de volumen de pulpa.

-

Mezclar u homogenizar, agitando con la bagueta.

-

Con el cronómetro, esperar a que sedimente y medir las profundidades cada 5 minutos para efectos de control de la sedimentación.

[Escribir texto]

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CÁLCULOS: 1. Hallando la gravedad específica del mineral : “Método de la Probeta” -

Colocar los aproximadamente 300 ml. de agua en la probeta y luego los 100 gr. de mineral.

-

Observamos la variación de volumen.

Así: Peso del mineral = 100gr. Volumen de agua = 300ml. Volumen final = 344.3 ml. ΔV = 44.3ml S=

100 gr P min = = 2.26 gr / ml ∆V 44 .3ml

“Método de la Fiola” -

Realizar los mismos procedimientos del método anterior.

S=

P min ( P1 − P2 ) − ( P3 − P4 )

; Donde:

P1= Peso de agua + Peso de fiola P2 =Peso de la fiola P3 =Peso de fiola + Peso de agua +Peso del mineral P4 =Peso de fiola + Peso del mineral

[Escribir texto]

Página 52

S = 2.941 gr / ml

2. Hallando la densidad de pulpa: Donde: K = constante de sólidos S = gravedad específica K =

S −1 2.26 −1 = = 0.56 S 2.26 % S = 30 %

Luego: % S =

W − 1000 x100 Si K = 0.56 WK

W =1201 .92 ≈1202

3. Peso del mineral para formar 1Lt. de pulpa: m=

W −1000 1202 −1000 = = 360 .7 ≈ 361 gr . (en la probeta) K 0.56

4. Peso del mineral para formar 2Lt. de pulpa: m = 622 gr .

(en el paralelepípedo) H o = 35 .6cm ≈ 356 mm

-

Tomar la altura inicial de la pulpa (en la probeta)

-

Tomar la altura inicial de la pulpa (en el paralelepípedo)

-

Tomar el tiempo y medir la altura a los primeros 5 minutos, así

H o = 232 .3mm

sucesivamente cada 5 min. (en ambos casos) hasta que la diferencia de alturas sea mínima luego graficar.

[Escribir texto]

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Tiempo (min) 0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70 75 80 85 90 95 100 105 110 115 120 125 130 135 140 145 150 155 160 165 170 175 180 185 190 195 200 205

Profundidad (mm) PROBETA 356,00 345,60 337,58 330,90 323,26 318,06 312,40 307,46 301,10 296,26 291,58 286,68 281,66 276,60 271,90 267,66 262,60 258,14 252,88 248,20 243,34 238,26 232,86 227,70 222,20 217,40 212,36 208,54 206,70 204,56 202,76 201,76 200,90 200,00 199,26 198,06 197,22 196,52 195,82 195,12 194,42 193,72

[Escribir texto]

Página 54

Profundidad (mm)

Velocidad de sedimentación para la probeta y = -0,8029x + 332,68 R2 = 0,9487

400,00 350,00 300,00 250,00 200,00 150,00 100,00 50,00 0,00 0

50

100

150

200

250

Tiempo (min)

Tiempo (min) 0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70 75 80 85 90 95 100 105 110 115 120

Profundidad (mm) RECIPIENTE PARALELEPÍPEDO 232,3 224,54 217,06 210,07 203,08 196,58 190,18 183,9 176,85 171,05 164,65 158,45 152,25 145,67 139,29 133,01 126,59 121,11 116,99 115,54 114,54 113,54 112,94 112,36 111,78

[Escribir texto]

Página 55

Profundidad(mm)

Velocidad de Sedimentación para el paralelepípedo (mm) 250 200 150 100 50 0

y = -1,0765x + 222,37 R2 = 0,9646

0

20

40

60

80

100

120

140

Tiempo(min)

Profundidad (mm)

Velocidad de sedimentación de ambas probetas

400

y = -0,8029x + 332,68

300 200 100

y = -1,0765x + 222,37

0 0

50

100

150

200

250

Tiempo (min)

PROBETA Nº 2: Sedimentación con Floculante DETERMINANDO LA VELOCIDAD DE SEDIMENTACIÓN -

Repetir los mismos procedimientos y cálculos

-

Trabajar con el mismo mineral. 1. Preparación del floculante (Polímero compuesto = Magnafloc

grueso):

[Escribir texto]

Página 56

 Pesar 0.2gr de floculante  En vaso colocar 200ml. de agua, agitar con una paleta hasta formar un vórtice y añadir los 0.2gr. de floculante por el borde del vaso.  Continuar

agitando

hasta

su

completa

disolución

(aproximadamente 45 a 60 min).  Luego sacar 2 ml de esta solución (2ppm aproximadamente), colocar en la pulpa ya preparada. ** Los 0.2gr del floculante van a depender de la mineralogía. -

Con la pulpa ya preparada y con el peso calculado (361 gr.), agregar el floculante y de la misma manera agitar, luego tomar el tiempo y medir las alturas cada 5 minutos hasta que sedimente.

Tabla Nº1: Alturas y tiempos de sedimentación con 30% de sólidos, prueba en probeta de 1 Lt. con Ho = 356mm. n

Tiempo (min) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13

[Escribir texto]

0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60

Profundidad(mm) 356 349,3 340,54 332,02 324,04 315,54 307,42 299,6 291,14 283,68 275,82 267,72 259,62

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Profundidad(mm)

Velocidad de Sedimentacón con floculante 400 350 300 250 200 150 100 50 0 0

10

20

30

40

50

60

70

Tiempo (mini)

-

Medir la altura al día siguiente, esta fue = 151.08mm (356 – 204.92) a los 1050 minutos.

PROBETA Nº 3: Sedimentación con Floculante DETERMINANDO LOS PARÁMETROS DEL ESPESADOR - Preparar la pulpa y hacer los cálculos tan igual como antes. - Agregar los 2 ml de floculante a la pulpa y agitarlo bien. - Medir la variación de altura a los 5 minutos; ΔH1=4.1 mm, esperar un tiempo t hasta que la pulpa de 1Lt llegue a 900ml, el tiempo t medido fue t = 27’49” y sacar 100 ml de agua clara. -

Agitar nuevamente, dejar 5 minutos Medir la variación de altura a los 5

minutos; ΔH2 =4.4 mm, esperar un tiempo t hasta que la pulpa de 1Lt llegue a 800ml, el tiempo t medido fue t = 54’57” y sacar 100 ml mas de agua clara.

[Escribir texto]

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-

Agitar nuevamente, dejar 5 minutos Medir la variación de altura a los 5

minutos; ΔH3 =5.6mm, esperar un tiempo t hasta que la pulpa de 1Lt llegue a 700ml, el tiempo t medido fue t =1,23’07” y sacar 100 ml mas de agua clara. CÁLCULOS: H O = 342 mm

-

Altura de sólidos compactados; H = 142.1 mm después de un tiempo (t = 1050 min)

-

Volumen de sólido compactado; V = 410 ml.

1. ΔH1=4.1 mm luego H = 342 − 4.1 = 337 .9mm 2. ΔH2 =4.4 mm luego H = 342 − 4.4 = 302 .6mm 3. ΔH3=5.6 mm luego H = 342 − 5.6 = 268 .4mm -

Determinar la velocidad a los 5 minutos ( para 1,2,3):

V1 =

∆H 1 0.41cm = = 0.082 cm / min ≈ 0.1613 ft / hr . 5 5 min

V2 =

∆H 2 0.44 cm = = 0.088 cm / min ≈ 0.1731 ft / hr . 5 5 min

V3 =

H3 0.56 cm = = 0.112 cm / min ≈ 0.2203 ft / hr . 5 5 min

-

Determinar el área del espesador: A=

4 ( Df −Di ) 3 V

Donde: V: Velocidad de sedimentación (ft/hr)

[Escribir texto]

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Di: Dilución inicial Df: Dilución final A: Área del espesador (ft2/TS) • Dilución Final = Gramos de agua en la pulpa Gramos de mineral 410 mldepulpa

=X +

361 grde min eral 2.26 gr / cc

X = 250 .265 gr ≈ ml

X: gramos de agua en la pulpa sedimentada ∴D f =

250 .265 gr = 0.6933 ≈ 0.7 361 gr

• Dilución Inicial = Gramos de agua en 1Lt. de pulpa Gramos de mineral W (densidad de pulpa)= Peso de mineral + Peso de agua PH2O = W – P mineral PH2O = 841gr. ∴Di =

A=

841 gr = 2.3296 361 gr

; reemplazando en la fórmula:

4 (0.6933 − 2.3296 ) = 13 .5565 ft 2 3 0.1613

VI. CONCLUSIÓN: 1. Cada concentración C o dilución D, necesitará de un área unitaria Au; sin embargo si se considera la mayor de todas estas áreas o lo que es lo mismo el flujo mínimo de sólidos; entonces se toma ese valor para el diseño de espesadores.

[Escribir texto]

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2.

La velocidad de sedimentación es mayor con el uso de floculantes y las partículas en suspensión son mínimas en comparación a la prueba sin floculante.

3. En un espesador se considera que los sólidos presentes en la alimentación deben tener la capacidad de sedimentar a través de todas sus zonas a una velocidad igual a la que se introducen. 4. La presencia de arcillas dentro de los minerales a menudo contribuyen a la ineficiencia del proceso o fallas en los sistemas; el

buen

entendimiento

es

fundamental

para

optimizar

y

dimensionar los sistemas de espesamiento. 5. VII.

BIBLIOGRAFÍA:

http://docencia.izt.uam.mx/sgpe/files/users/sho/Sedimentacion.pdf http://web.me.com/fjguerra/Personal/8o_Semestre_files/LIAPreP4.pdf http://ingenierias.uanl.mx/35/35_evaluacion.pdf

LABORATORIO DE PROCESAMIENTO DE MINERALES INGENIERIA METALURGICA - UNSA MUESTRA: FECHA: OBJETIVO:

SERVICIOS GENERALES CAYLLOMA S.R.L. 21/12/09 PRUEBA DE CONCENTRACION GRAVIMETRICA DE MINERAL DE ORO

A. OBJETIVO Recuperación de partículas de oro libre, respecto a equipos tradicionales como el FALCON, manejando parámetros de operación como: campo centrífugo, espesor de flujo (porcentaje de sólidos). B. EQUIPOS Y MATERIALES  Mineral proveniente de diferentes zonas de la mina.  Mantas plásticas, para el homogenización y cuarteo del mineral, sacando una muestra representativa a partir de 13 kilogramos de mineral de oro.  Maquina de concentración gravimétrica (concentrador Falcón).  Recipientes para la salida y recepción de la pulpa.  Agua de potable. C. PREPARACION MECANICA

[Escribir texto]

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• • •

Se hizo las pruebas del mineral de CAYLLOMA, previas etapas de: chancado, molienda (100% -m25). Hasta llevarlo a un tamaño de partícula de 60 % -200 mallas. Se dio una molienda al mineral, con un tiempo de 12 minutos. Se separo una muestra de 3 kilogramos a partir de 13 kilogramos de mineral de cabeza, mediante el método de cono y cuarteo.

D. CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA – CONCENTRADOR FALCÓN Los parámetros de operación, son los siguientes Flujo de la pulpa (l/min) Presión de agua (PSI) Porcentaje de sólidos (%) Peso de mineral (g) Volumen de H2O (litros)

9 1 30 3000 6.9

E. BALANCE METALURGICO CONCENTRACION GRAVIMETRICA FALCON

CABEZA CONCENTRADO

•

Ley ( gr/TM)

3000 335.7

6.21 26.04

Contenido Metálico: Cabeza =

Concentrado = •

Peso (gr)

3000 x 6.21 = 0.01863 gr Au 1000000 335.7 x 26.04= 0.00874 gr Au 1000000

% de Recuperación:

%R=

0.00874 x 100 = 46.92 % 0.01863

F. BALANCE METALURGICO CONCENTRACION GRAVIMETRICA KNELSON Peso (gr) 10000 999

CABEZA CONCENTRADO •

Ley ( gr/TM) 6.21 17.08

Contenido Metálico:

[Escribir texto]

10000 x 6.21 = 0.0621 gr Au 1000000

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Cabeza = •

Concentrado999 = x 17.08 = 0.01706 gr Au % de Recuperación: 1000000 0.01706 x 100 = 27.47 % %R= 0.0621

CONCLUSIONES  El mineral aurífero se puede procesar mediante la concentración gravimétrica centrifuga que viene a ser una tecnología limpia. De acuerdo a los resultados el concentrador FALCON dio mejores resultados en comparación con el concentrador KNELSON.  Recuperación FALCON es 46.92%  Recuperación KNELSON es 27.47%  Los requerimientos de agua fresca para el concentrador FALCON es de 2.3 litros de agua por kilogramo de mineral aurífero.

VIII. DETERMINACIÓN DE COBRE EN SOLUCIÓN I.

OBJETIVO: -

II.

Determinar el contenido de cobre en una solución de lixiviación. FUNDAMENTO TEÓRICO: En la determinación de cobre, el KI es reductor del cobre produciendo Cu2I2 y Yodo, mediante la siguiente reacción. 2Cu (CH3COO)2 + 4KI ------------ Cu2I2 (s) + 4CH3COOK + 2I El yodo ante la presencia del almidón, presenta un color azulado. Luego el yodo que se desprende es titulado con el tiosulfato de sodio, según la siguiente reacción:

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2I + 2Na2S2O3 ---------- 2NaI + Na2S4O6 El yodo se reduce a yoduro y el tiosulfato se oxida a tetrationato de sodio: I = Cu = Na2S2O3 = H Entonces el peso equivalente del cobre, es su propio peso atómico (63.54 gr)/10. El equivalente será 6.354 y en 1 ml de solución 0.1N habrá 0.006354gr de Cobre. III. IV.

EQUIPOS Y MATERIALES - REACTIVOS: Balanza Soporte Universal Bureta Vaso de Precipitados Bagueta …Solución de Na2S2O3

-

KI NH4(OH) CH3COOH Q.P. FNa Almidón soluble

PARTE EXPERIMENTAL: PROCEDIMIENTO:

-

Se utiliza una solución rica, producto de la lixiviación.

-

Tomar 2 ml.de muestra (solución rica).

-

Enrasar con agua destilada, hasta 20ml aproximadamente.

-

Agregar 2ml de Hidróxido de Amonio, hasta una coloración azul oscura brillante.

-

Luego agregar 4ml de ácido acético, hasta una coloración verde claro, añadir agua destilada para capturar los vapores que se desprenden. El ácido acético regulará el pH que será básico por adición de hidróxido de amonio.

-

Agregar 0.5gr de FNa, cuya función es enmascarar al Fe. Aquí se forma un precipitado blanco.

-

Añadir 1gr de KI, tomando un color mostaza, dándose una reducción de Cobre, produciendo yoduro cuproso y Yodo.

-

Titular con tiosulfato de sodio al 0.1N, hasta tomar una colración amarillo claro, anotar el gasto (variación de volumen).

[Escribir texto]

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-

Agregar aproximadamente 4ml de almidón (indicador) que capta el yodo restante, virando la solución de color violeta oscuro.

-

Se continúa titulando hasta tomar un color blanco lechoso, esta titulación debe ser lenta, anotar este gasto, para su determinación de cobre en solución.

CÁLCULOS Y RESULTADOS: La cantidad de Cobre en solución (gr/Lt)de solución se calcula aplicando la siguiente fórmula: Cu ( g / L) =

gasto .Na 2 S 2 O3 .0.1Nxfactor .de .corrección ml .de .muestra .extraída

Gasto total de Na2S2O3 = 15.6 ml Vo = 14.4ml Vf = 15.6ml ΔV = 1.2ml Factor = 3.175 Cu = 1.2*3.175 = 3.81gr/Lt de solución

V. -

CONCLUSIÓN: Es importante la determinación del contenido de cobre en la solución de lixiviación porque nos permite conocer los resultados del proceso de lixiviación.

-

La cantidad de Cobre después de la lixiviación es alta respecto a la del mineral de cabeza por lo que se puede concluir que en esta lixiviación se dio una buena recuperación de Cobre.

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