Evaluación Del Proceso De Flotación De Escorias Provenientes De La Fundición Altonorte

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

“EVALUACIÓN DEL PROCESO DE FLOTACIÓN DE ESCORIAS PROVENIENTES DE LA FUNDICIÓN ALTONORTE”

GERMÁN ANTONIO REYES RAMÍREZ

Profesor Guía: Dr. Miguel Maldonado S.

Trabajo de titulación presentado en Conformidad a los requisitos para obtener Título de Ingeniero Civil en Metalurgia.

Santiago de Chile 2014

© Germán Antonio Reyes Ramírez. Se autoriza la reproducción parcial o total de esta obra, con fines académicos, por cualquier forma, medio o procedimiento, siempre y cuando se incluya la cita bibliográfica de este documento.

Dedicatoria.

Este logro está dedicado a todas aquellas personas que me brindaron su ayuda incondicional durante esto seis años, a mi gran polola Nicole, a mi familia en general, padres, hermano, los Pérez, en especial a Jaime y Lucho. También hacer mención honrosa a aquellos que en su momento me dijeron: “Estudia, solo tienes que estudiar, es la única forma que tienes para salir adelante”.

Aprovecho estas líneas para dedicarle unas palabras a mi pequeño sobrino Benjamín que desde hace 7 meses alegra mis días con su sonrisa, si bien en estos momentos él no tiene conciencia, deseo de todo corazón que en 20 años más, te encuentres en el camino universitario, te brindare todo mi apoyo.

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Agradecimientos.

En primer lugar quiero agradecer al Sr. William Castillo, Ingeniero de proceso del Complejo Metalúrgico Altonorte, quien fue la persona que gestionó la materia prima y traslado de esta, haciendo posible el trabajo de esta tesis. En segundo lugar quiero agradecer al Profesor guía, Miguel Maldonado por aceptar mi propuesta de trabajo y por toda la ayuda brindada durante todos estos meses. Es necesario hacer una mención honrosa a aquellos profesores del liceo que siempre me mostraron que existía otra realidad más allá del cuarto medio y que realmente era posible estudiar, Marcelo Cornejo, Nelson Araya, profesores de historia; Eugenia Piccolini y Paula Rivas. Profesoras de matemáticas. Junto con ello quiero demostrar mi admiración y agradecimientos al Profesor Rafael Labarca, docente de la Facultad de Ciencia de la Universidad de Santiago de Chile, quien tiene una destacada labor y compromiso con estudiantes de colegios vulnerables, de la cual formo parte. Cada vez que escuche sus discursos enriquecedores, implicaban una inyección de energía para continuar este camino universitario. Por supuesto a mis compañeros y amigos que formaron parte de este camino y brindaron su ayuda durante todo este periodo: Roble, Pichinao, Bernardo, Cristian, Nico Morales, Huidobro, Marcial, Morroni, waton Roberto, Pájaro, Bombilla, loco Mati, Maxito. También a mis incondicionales amigos de matemáticas, José, Negra, Andrea, Joy, Paula, en especial a mi gran amigo Carlier, que fue un gran apoyo al momento del cambio de carrera y como no mencionar a las camaradas de la infancia, Mauricio, Yerko, Chócolo. Finalmente muchas gracias a mi polola Nicole, por tu paciencia, comprensión, entrega, tiempo y por supuesto, por tu amor. ii

Nomenclatura. DTB

: Distribución del tamaño de burbuja.

CPS

: Convertidor Peirce Smith.

TMS

: Toneladas métricas secas.

TMH

: Toneladas métricas por hora.

TMD

: Toneladas métricas por día.

CP

: Celdas Primarias.

BAM

: Bodega de acopiamiento de mineral.

PTE

: Planta de tratamiento de escorias.

CCC

: Concentración crítica de coalescencia.

Cp

: Concentración de sólidos en peso [%].

LPM

: Litros por minuto.

DTR

: Distribución de tiempo de residencia.

HLE

: Horno de limpieza de escorias.

VTI

: Ventilador de tiraje inducido.

R (%)

: Recuperación metalúrgica.

Rp (%) : Recuperación en peso.

R c (%) : Razón de concentración. Re (%) : Razón de enriquecimiento. Jg

: Velocidad superficial de gas.

g

: Hold-up de gas.

Sb

: Flujo superficial de gas.

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Tabla de Contenidos. 1. Introducción. ............................................................................................................................ 1 1.1. Introducción general. ...................................................................................................... 1 1.2. Objetivos. .......................................................................................................................... 4 1.2.1. Objetivo general. ...................................................................................................... 4 1.2.2. Objetivos específicos. .............................................................................................. 4 1.3. Contribuciones de la memoria....................................................................................... 5 1.4. Organización de la memoria. ......................................................................................... 5 2. Antecedentes de la empresa. ............................................................................................... 7 2.1. Historia del complejo metalúrgico. ................................................................................ 7 2.2. Ubicación Geográfica. .................................................................................................... 9 2.3. Operación del complejo metalúrgico. ......................................................................... 10 2.4. Planta de tratamiento de escorias (PTE). .................................................................. 13 3. Antecedentes Teóricos. ....................................................................................................... 16 3.1. Proceso pirometalúrgico............................................................................................... 16 3.1.1. Mecanismos de reacción fusión-conversión. ..................................................... 16 3.1.2. Reacciones de disociación. .................................................................................. 17 3.1.3. Reacciones de fusión. ........................................................................................... 17 3.1.4. Reacciones de oxidación. ..................................................................................... 18 3.1.5. Formación de escoria. ........................................................................................... 19 3.1.6. Efecto de la velocidad de enfriamiento. .............................................................. 20 3.2. Indicadores y conceptos básicos del proceso de flotación. .................................... 21 3.2.1. Ley de un mineral................................................................................................... 21 3.2.2. Alimentación. .......................................................................................................... 21 3.2.3. Concentrado. .......................................................................................................... 21 3.2.4. Relave. ..................................................................................................................... 22 3.2.5. Recuperación metalúrgica. ................................................................................... 23 3.2.6. Recuperación en peso. ......................................................................................... 23 3.2.7. Razón de concentración. ...................................................................................... 23 iv

3.2.8. Razón de enriquecimiento. ................................................................................... 24 3.3. Descripción del Proceso de flotación. ........................................................................ 24 3.4. Reactivos de flotación................................................................................................... 25 3.4.1. Colectores. .............................................................................................................. 26 3.4.2. Espumantes. ........................................................................................................... 27 3.4.3. Modificadores. ........................................................................................................ 28 3.5. Dispersión de aire en el proceso de flotación. .......................................................... 29 3.5.1. Velocidad superficial de gas ( J g ). ...................................................................... 30 3.5.2. Contenido de aire retenido o el hold-up de gas (  g %). ................................... 30 3.5.3. Tamaño de burbuja. ............................................................................................... 31 3.5.4. Concentración Crítica de Coalescencia. ............................................................ 32 3.5.5. Flujo de área superficial de gas ( S b ). ................................................................. 32 3.5.6. Distribución de burbujas........................................................................................ 34 3.6. Factores que afectan el proceso de flotación. .......................................................... 35 3.6.1. Factor Mineral. ........................................................................................................ 35 3.6.2. Granulometría. ........................................................................................................ 36 3.6.3. Densidad de pulpa. ................................................................................................ 37 3.6.4. Temperatura. .......................................................................................................... 38 3.6.5. Tipo de agua. .......................................................................................................... 38 3.7. Flotación batch............................................................................................................... 39 3.7.1. Procedimiento de flotación batch. ....................................................................... 40 3.7.2. Cinética de Flotación. ............................................................................................ 43 3.7.3. Modelos cinéticos del proceso de flotación batch............................................. 43 3.7.3.1. Modelo de García y Zúñiga. .......................................................................... 44 3.7.3.2. Modelo de Kelsall............................................................................................ 44 3.7.3.3. Modelo de Klimpel. ......................................................................................... 44 3.7.3.4. Modelos cinéticos modificados. .................................................................... 45 4. Procedimiento experimental. .............................................................................................. 46 4.1. Descripción general. ..................................................................................................... 46 v

4.2. Descripción del trabajo. ................................................................................................ 47 4.2.1. Granulometría. ........................................................................................................ 47 4.2.2. Reducción de tamaño............................................................................................ 48 4.2.3. Caracterización hidrodinámica de la celda de flotación. .................................. 50 4.2.4. Proceso de flotación. ............................................................................................. 52 4.3. Descripción de las pruebas. ........................................................................................ 53 4.3.1. Condiciones Hidrodinámicas. ............................................................................... 53 4.3.2. Pruebas de flotación batch. .................................................................................. 55 4.3.2.1. Test para evaluar el efecto del pH. .............................................................. 57 4.3.2.2. Test para evaluar el efecto del colector. ..................................................... 58 4.3.2.3. Test para evaluar el efecto del espumante................................................. 59 4.3.2.4. Test para evaluar el efecto de la granulometría. ....................................... 59 4.3.2.5. Test para evaluar el efecto del porcentaje de sólido................................. 60 5. Resultados y Discusiones. .................................................................................................. 61 5.1. Caracterización Hidrodinámica. .................................................................................. 61 5.2. Test de flotación batch. ................................................................................................ 67 5.2.1. Granulometría de planta. ...................................................................................... 68 5.2.2. Densidad del Sólido. .............................................................................................. 69 5.2.3. Composición química de la escoria. ................................................................... 69 5.2.4. Efecto del pH sobre la recuperación de cobre. ................................................ 70 5.2.5. Efecto de la dosificación de colector sobre la recuperación de cobre. .......... 72 5.2.6. Efecto de la dosificación de espumante sobre la recuperación de cobre. .... 74 5.2.7. Efecto del tamaño de partícula en la recuperación de cobre. ......................... 77 5.2.8. Efecto del porcentaje de sólidos en la recuperación de cobre. ...................... 79 5.3. Evaluación del colector como espumante. ................................................................ 82 6. Conclusiones. ........................................................................................................................ 85 7. Bibliografía. ............................................................................................................................ 88 Anexo A ...................................................................................................................................... 90 Anexo B .................................................................................................................................... 100 Anexo C. ................................................................................................................................... 102 vi

Anexo D. ................................................................................................................................... 119

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Índice de tablas. Tabla 3.1. Rango de valores típicos para una flotación batch.......................................39 Tabla 3.2. Cálculos matemáticos para obtener la recuperación en ensayos de flotación batch. Considerando la ley de alimentación...................................................................41 Tabla 3.3. Cálculos matemáticos para obtener la recuperación en ensayos de flotación batch. Sin considerar la ley alimentación.......................................................................42 Tabla 4.1. Serie de tamices utilizados para el análisis granulométrico..........................47 Tabla 4.2. Descripción de los equipos de reducción de tamaño...................................48 Tabla 4.3. Características de la máquina de flotación batch utilizada...........................50 Tabla 4.4. Planilla Excel para la dosificación de espumante en las pruebas de caracterización hidrodinámica……………………………………………………………….53 Tabla 4.5. Distribución tests caracterización hidrodinámica………………………..........55 Tabla 4.6. Planilla Excel para las masas y dosificaciones en un test de flotación……..56 Tabla 4.7. Planilla Excel utilizada para el cálculo del flujo volumétrico de aire………...56 Tabla 4.8. Test realizados para determinar la influencia del pH………………………....58 Tabla 4.9. Test para determinar la influencia de la dosificación de los colectores…….58 Tabla 4.10. Test para determinar la influencia de la dosificación de espumante………59 Tabla 4.11. Test para determinar la influencia de la granulometría……………………..60 Tabla 4.12. Test para determinar la influencia del porcentaje de sólidos………...........60 Tabla 5.1. Tamaño de burbujas para distintas concentraciones y J g , a 700 rpm……..61 Tabla 5.2. Tamaño de burbujas para distintas concentraciones y J g , a 1000 rpm…….62 Tabla 5.3. Tamaño de burbujas para distintas concentraciones y J g , a 1300 rpm……63 Tabla 5.4. Granulometría ocupada en la planta concentradora………………………….68 Tabla 5.5. Composición mineralógica de las escorias de Altonorte……………………..70

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Tabla 5.6. Recuperación de cobre obtenida a distintos pH y R para cada uno de los modelos de flotación batch…………………………………………………………………...70 Tabla 5.7. Recuperación de cobre obtenida a distintas concentraciones de colector y

R para cada uno de los modelos de flotación batch………………………………….....73 Tabla 5.8. Recuperación de cobre obtenida a distintas concentraciones de espumante y R para cada uno de los modelos de flotación batch………………………………..…75 Tabla 5.9. Recuperación de cobre obtenida a distintos tamaños (% - # 200) y R para cada uno de los modelos de flotación batch…………………………………...................77 Tabla 5.10. Recuperación de cobre obtenida a distintos porcentajes de sólidos y R para cada uno de los modelos de flotación batch……………………………………..…..80 Tabla 5.11. Tamaño de burbuja variando la concentración de E 703…………………...83 Tabla 5.12. Tamaño de burbuja variando la concentración de E 930…………………...84

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Índice de Figuras. Figura 1.1. Ubicación, nombre y empresa a la que pertenecen las fundiciones de concentrado de cobre en Chile……………………………………………………..………...3 Figura 2.1. Ubicación geográfica de la fundición Altonorte………………………..............9 Figura 2.2. Ilustración del reactor continúo de Altonorte………………………………….11 Figura 2.3. Flowsheet Fundición Altonorte…………………………………………………12 Figura 2.4. Flowsheet planta de tratamiento de escorias………………..………….……14 Figura 3.1. Esquema de entradas y salidas en una celda de flotación………………….22 Figura 3.2. Esquema de las variables del proceso de flotación……………….…..…….25 Figura 3.3. Diámetro de la burbuja en función de la concentración de espumante……28 Figura 3.4. Esquema de distribución de elementos que interactúan en el proceso……31 Figura 3.5. Representación del indicador S b ……………………....................................33 Figura 3.6 Ejemplo DTB continua y función de distribución acumulada …..……..........35 Figura 3.7. Esquema de recuperación del mineral en función de su tamaño…………..37 Figura 3.8. Diagrama de prueba flotación batch……………………………………..…….40 Figura 3.9. Gráfico típico de una flotación batch…………………………………………..42 Figura 4.1. Insumos recibidos en la Universidad de Santiago de Chile…………...........46 Figura 4.2. Equipos de reducción de tamaño. …………………………………………….49 Figura 4.3. Escorias separadas según su tamaño…………………………………..........49 Figura 4.4. Muestra las dimensiones de la cámara de burbujas o bubble size...………51 Figura 4.5. Montaje experimental para la edición del tamaño de burbujas……………..52 Figura 5.1. Curva CCC para distintas [rpm] y un J g = 0,5 [cm/s]…………….................64 Figura 5.2. Curva CCC para distintas [rpm] y un J g = 1,0 [cm/s]………………….........64 Figura 5.3. Curva CCC para distintas [rpm] y un J g = 1,5 [cm/s]…………………..........65

x

Figura 5.4. Curva CCC para distintos J g y una velocidad de rotación de 700 [rpm…...66 Figura 5.5. Curva CCC para distintos J g y una velocidad de rotación de 1000 [rpm]…66 Figura 5.6. Curva CCC para distintos J g y una velocidad de rotación de 1300 [rpm]…67 Figura 5.7. Gráfico de distribución granulométrica utilizada en la planta………............69 Figura 5.8. Recuperación de cobre en función del pH………………………….…..........71 Figura 5.9. Cinética de flotación para distintos pH, modelado con los parámetros de Klimpel……………………………………………………………………………………….....72 Figura 5.10. Recuperación de cobre en función de la dosificación de colector………..73 Figura 5.11. Cinética de flotación para distintas concentraciones de colector, modelado con los parámetros de Klimpel……………………………………………………………….74 Figura 5.12. Recuperación de cobre en función de la dosificación del espumante……75 Figura 5.13. Cinética de flotación para distintas concentraciones de espumante, modelado con los parámetros de Klimpel…………………………………………………..76 Figura 5.14. Recuperación de cobre en función del tamaño de partícula………………78 Figura 5.15. Cinética de flotación para distintas granulometrías, modelado con los parámetros de Klimpel……………………………………………………………....……….79 Figura 5.16. Recuperación de cobre en función del porcentaje de sólidos……………..81 Figura 5.17. Cinética de flotación para distintas densidades de pulpa, modelado con los parámetros de Klimpel………………………………………………………………………..81 Figura 5.18. Comparación de los tamaños de burbujas a distintas [ppm] de E 703…..83 Figura 5.19. Comparación de los tamaños de burbujas a distintas [ppm] de E 930…..84

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Resumen. En la presente memoria se estudió la influencia que tienen ciertas variables operacionales en la recuperación de cobre desde escorias provenientes del proceso de fusión de la fundición Altonorte. Las pruebas realizadas consisten en ensayos de flotación batch que buscan determinar el comportamiento de la recuperación de cobre en función de variables tales como el pH, porcentaje de sólidos, grado de molienda, dosificación de reactivos tanto colectores como espumante. Las escorias tratadas provienen directamente del reactor de fusión continuo. Luego que estas son evacuadas, se depositan en canchas de enfriamiento, para posteriormente ser enviadas a la planta concentradora. Las condiciones operacionales de la planta concentradora son las siguientes: granulometría 71.84% - #200 con un P80: 91.9 [μm], porcentaje de sólidos en peso 40%, dosificación de espumante Flotanol H 70: 22 [g/t], dosificación de colector Hostaflot E 930: 90 [g/t] y Hostaflot E 703: 80 [g/t], el pH corresponde al natural de la pulpa, esto es 8,3. Antes de realizar los ensayos de flotación batch se realizaron pruebas con el objetivo de caracterizar hidrodinámicamente la celda de flotación a fin de determinar el rango operacional para el flujo de aire, y la velocidad de rotación del impulsor. A partir de esta caracterización se encontró que las condiciones óptimas para realizar los ensayos de flotación son las siguientes: velocidad de rotación del impulsor de 1000 [rpm] y un flujo superficial de gas de 1 [cm/s] lo que corresponde a inyectar a la celda un flujo de 14,5 [LPM]. Para las pruebas de flotación batch las mejores recuperaciones de obtuvieron a un pH de 8.3, dosificación de colector Hostaflot E 930: 90 [g/t] y Hostafot E 703: 80 [g/t], concentración de espumante Flotanol H 70: 30 [ppm], xii

granulometría de alimentación de 80% - # 200 con un P80: 75 [μm] y un porcentaje de sólidos en peso de un 30 %.

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1. Introducción. 1.1. Introducción general. Las decrecientes leyes de los yacimientos de cobre, así como la necesidad de recuperar los metales contenidos en los pasivos mineros (escorias, relaves, ripios, etc.), son factores que mantienen plenamente vigente el proceso de flotación, no obstante, existen otros procesos de recuperación del metal valioso, todos ellos de un mayor costo. A raíz de la desaparición de los hornos tipo reverbero de las fundiciones de cobre, el procesamiento de las denominadas escorias oxidadas se ha vuelto un proceso crítico para optimizar la operación y por consiguiente la rentabilidad de estos. Las escorias que se generan como desecho en el tratamiento pirometalúrgico de concentrados de cobre pueden llegar a contener una ley de cobre muy superior a muchas de las menas actuales en operación. Estas escorias consisten en un material vítreo constituido fundamentalmente por las fases fayalita, magnetita, metal blanco y cobre metálico. Durante la fusión del mineral concentrado se producen dos fases líquidas inmiscibles entre sí: El metal blanco es una fase rica en cobre (sulfuro) y otra fase llamada escoria (óxidos). La mata o metal blanco pasa a procesos posteriores de conversión, mientras que la escoria fundida se descarga directamente a una olla para su posterior enfriamiento o pasa directamente a procesos de recuperación de cobre, logrando que tenga una ley cercana, al 1% de cobre antes de ser descartadas. Generalmente la escoria que sale de un horno o reactor de fusión continuo (convertidor Teniente, reactor Noranda), presentan un alto contenido de cobre, que puede variar entre 3% hasta un 15% según las condiciones de operación. 1

Las principales pérdidas de cobre en las escorias se deben a factores químicos o mecánicos, siendo la mayor parte pérdidas mecánicas, donde la viscosidad, turbulencia del baño, composición química y propiedades interfaciales de la mata y escoria son los factores más importantes. Algunos de los procesos utilizados para la recuperación de cobre desde las escorias son los hornos eléctricos, planta de flotación, hornos de limpieza tipo Teniente u hornos de limpieza de escorias (HLE) y lixiviación con agitación. La flotación de escorias es uno de los procesos que ofrece mayores ventajas sobre los métodos tradicionales de limpieza de escorias, ya que generan menores pérdidas de cobre, menor masa de residuos y un consumo de energía menor. En los hornos de limpieza, las escorias generadas pueden contener entre un 0,3% a un 1% de cobre, mientras que en la flotación de escorias se producen colas que contienen entre un 0,4% y un 0,8% de cobre. La lixiviación es otra vía de estudio para la recuperación de cobre, los agentes estudiados comprenden ácido clorhídrico, ácido sulfúrico tanto a presión atmosférica como a presión elevada, amoníaco, cianuro, cloruro férrico, peróxido de hidrógeno, entre otros. Ninguno de ellos ha llegado a ser factible económicamente a escala industrial. Las principales empresas productoras de escoria a nivel nacional se muestran en la figura 1.1. Altonorte es la única fundición que posee una planta exclusiva de tratamiento de escorias. Sin embargo otras como Caletones y Potrerillos tienen HLE, para la limpieza de sus escorias. El proceso de flotación constituye uno de los principales métodos de concentración de minerales actualmente en uso. Este se basa en la diferencia de propiedades físico-químicas en la superficie de las especies mineralógicas, las cuales deben adherirse a una fase gaseosa, dispersa en forma de burbujas. El fenómeno de flotación ocurre cuando este agregado partícula-burbuja es lo 2

suficientemente estable como para ascender a la superficie y salir como concentrado.

Figura 1.1. Ubicación, nombre y empresa a la que pertenecen las fundiciones de concentrado de cobre en Chile. La flotación de minerales es un proceso complejo desde la perspectiva del control operacional. Existen numerosas variables que pueden ser manipuladas dentro de ciertos rangos a fin de modificar la eficiencia del proceso. Entre las variables de operación se encuentran las dosificación de reactivos, flujo de aire inyectado, velocidad de agitación del impulsor, porcentaje de sólidos, pH de la pulpa, granulometría, tamaño de burbuja y tipo de agua, entre otras. 3

1.2. Objetivos.

1.2.1. Objetivo general.  Evaluar la influencia que tiene la modificación de ciertas variables operacionales en la recuperación de cobre desde escoria proveniente de la fundición de Altonorte.

1.2.2. Objetivos específicos.  Caracterizar la escoria: densidad de la escoria, distribución de tamaño, composición mineralógica.  Realizar una caracterización hidrodinámica de la celda de flotación.  Realizar pruebas de flotación batch para: o Determinar la Influencia del grado de molienda en la recuperación de cobre, considerando las condiciones operacionales. o Determinar la Influencia del pH en la recuperación de cobre, considerando las condiciones operacionales. o Determinar la influencia del porcentaje de sólidos en la recuperación

de

cobre,

considerando

las

condiciones

operacionales. o Determinar la influencia de la concentración de reactivos tales como colectores y espumantes en la recuperación de cobre, considerando las condiciones operaciones. o Realizar Mediciones de tamaño de burbujas promedio para las diversas concentraciones de espumantes. o Determinar las cinéticas de flotación para cada una de las pruebas realizadas.

4

o Determinar si el colector afecta la distribución de tamaño de burbujas, es decir, si este presentará un comportamiento similar a un espumante.

1.3. Contribuciones de la memoria. La contribución fundamental de esta memoria es la:  Caracterización hidrodinámica de una celda de flotación batch Denver.  Realización de pruebas de flotación batch a escorias de Altonorte. evaluando la factibilidad técnica de un cambio en las variables operacionales, para llegar a un aumento en la recuperación.  Realización de pruebas de flotación batch considerando los factores hidrodinámicos de la celda, tales como el diámetro de burbujas.

1.4. Organización de la memoria. La presente memoria se ha dividido en 6 capítulos. Los contenidos de cada uno de ellos son: En el capítulo 2, se presenta la historia del complejo metalúrgico Altonorte, su ubicación geográfica y se entrega una descripción operacional del complejo junto con la información de la planta concentradora. En el capítulo 3, se presentan los fundamentos teóricos del proceso pirometalúrgico del cobre, además de una descripción general del proceso de flotación, dando énfasis en los procesos batch. También se muestra el método para determinar cinéticas de flotación batch, con los modelos matemáticos que describen el proceso.

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En el capítulo 4, se presentan los test realizados para la caracterización hidrodinámica de la celda y los test de flotación batch que fueron realizados a fin de evaluar la influencia del pH, dosificación de colectores, dosificación de espumante (realizando la medición del tamaño de burbujas), porcentaje de sólidos y granulometría. En el capítulo 5, se presentan y estudian los resultados obtenidos en las pruebas ya sean tanto de caracterización hidrodinámica, como los test de flotación batch. En el capítulo 6, se presentan los comentarios concluyentes de esta memoria. En los capítulos de anexos, se presentan los ajustes matemáticos que son presentados durante la memoria, las condiciones y resultado de cada una de las pruebas de flotación batch y además la hoja de seguridad de cada uno de los reactivos utilizados.

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2. Antecedentes de la empresa.

2.1. Historia del complejo metalúrgico. Las instalaciones de la fundición Altonorte datan desde 1988, cuando el antiguo dueño, Refimet instaló en el sector La Negra de Antofagasta una operación de tostación para la remoción del arsénico desde los concentrados de cobre, lo que permitía agregarle valor a un producto que estaba siendo fuertemente penalizado en los mercados internacionales. El año 1993, Refimet amplió sus operaciones de tostación a fundición de concentrados de cobre, siendo desde esa época a la fecha, la fundición de concentrados de cobre más nueva construida en el país. La operación original consideró la instalación de un horno reverbero para la fusión de los concentrados

alcanzando

una

capacidad

de

225.000

toneladas

de

concentrados por año y una producción de cobre blíster moldeado a piso de 220 toneladas por día (Fase I). En 1997 se introducen diversas mejoras tecnológicas, como la adición de oxígeno en los procesos de fusión y conversión, inyección de concentrado seco en convertidores, producción de cobre anódico y una segunda planta de ácido sulfúrico dedicada a los gases del horno reverbero, tratándose así el 100% de los gases generados por la fundición. Las mejoras tecnológicas introducidas a la fundición permitieron alcanzar 380.000 toneladas de concentrados por año y una producción de ánodos de 370 toneladas por día (Fase II). En 1998 Noranda Inc. pasó a controlar el 100% de la propiedad de la fundición y desde entonces, se denomina fundición Altonorte.

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Desde el año 2002 se desarrolla un importante proceso de expansión de la fundición mediante el reemplazo del horno reverbero por la tecnología Bath Smelting instalándose para ello un reactor de fusión continua con inyección de concentrado seco por toberas en el baño y aire enriquecido, al que se le denomina reactor continuo. Este reactor para la fusión de concentrados, es uno de los hornos cilíndricos de mayor tamaño existente en el mundo. A este se le incorporan tres nuevos convertidores Peirce Smith (CPS) para la conversión de metal blanco (74% ley Cu), una segunda rueda de moldeo y una nueva planta de ácido sulfúrico. La expansión fue realizada en dos etapas, denominadas Fase III A y Fase III B. La Fase III A, se inició en Marzo del 2002 fecha en que se apagó definitivamente el horno reverbero a 15 días de haber puesto en marcha el reactor continuo. La Fase III B, incorpora una nueva planta de ácido sulfúrico, una segunda rueda de moldeo, un tercer horno de refinación y un aumento de abastecimiento de oxígeno a 550 toneladas finas por día. Una vez lograda la consolidación de la fase III, en Enero del año 2003 la fundición alcanzó una capacidad de 820.000 toneladas de concentrado por año. En el año 2006 cuenta con una capacidad de 900.000 toneladas de concentrado por año. Actualmente el complejo metalúrgico Altonorte se encuentra en Fase IV, la cual durante el año 2011 trató 1.056.000 toneladas de concentrado seco, y en el año 2012 se alcanzó la cifra de 937.154 toneladas. En Junio de 2005 Noranda Inc. adquiere Falconbridge acordando unánimemente el nombre de Falconbridge Limited. En Agosto de 2006 Xstrata adquiere Falconbridge Limited, por lo tanto, fundición Altonorte a contar de esa fecha pertenece al grupo minero Xstrata. Durante el último año Glencore se unió al grupo minero Xstrata.

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2.2. Ubicación Geográfica. Fundición Altonorte se encuentra ubicada en el sector La Negra, Segunda Región de Chile, aproximadamente a 25 km al Sur-Este de la ciudad Antofagasta.

Figura 2.1. Ubicación geográfica de la fundición Altonorte.

La fundición Altonorte no posee concentrados propios y por lo tanto es una fundición donde su negocio es la compra de concentrados, venta de ánodos y ácido sulfúrico. El abastecimiento de concentrados proviene de múltiples fuentes, principalmente de los grandes centros mineros de la región, como Minera Escondida, empresa Minera Mantos Blancos, compañía Minera Zaldívar, Codelco Norte, Collahuasi, etc., por lo que se tiene una composición química de elementos principales e impurezas altamente variable. Desde el 9

exterior se abastece de concentrados provenientes de Perú como son Tintaya y Antamina, empresas mineras en las cuales Xstrata posee propiedad. En la figura 2.1 se muestra la localización de Fundición Altonorte en Chile y los diferentes productores y proveedores de concentrados de cobre alrededor de Fundición Altonorte.

2.3. Operación del complejo metalúrgico. La planta cuenta con tecnología de fusión en baño vía inyección de concentrados seco por medio de toberas en un reactor continuo y CPS para la conversión de metal blanco a blíster. En el reactor, la materia prima alimentada (concentrado seco, en lo fundamental) es fundida y oxidada hasta obtener como productos fundidos metal blanco (≈74% Cu) y escoria (≈8% Cu), y gases de alta concentración de anhídrido sulfuroso (20 – 25% SO2 en la boca), los que son posteriormente tratados en una planta de ácido sulfúrico con una capacidad nominal de 175.000 [Nm3/h], para una concentración de 12% SO2 base seca. Para el secado del concentrado se cuenta con un secador rotatorio, el cual entrega un producto con una humedad promedio de 0.2%. El concentrado seco es transportado en forma neumática, hacia dos silos de almacenamiento ubicados adyacentes al reactor, con una capacidad nominal de 400 toneladas métricas secas (TMS) cada uno. Desde éstos, el concentrado es nuevamente transportado en forma neumática hacia las toberas de inyección del reactor, las que permiten su alimentación al seno de la fase fundida en el interior del equipo. El concentrado húmedo (≈8% H2O) es conducido, al igual que el fundente, coque y materiales circulantes, por un sistema de correas transportadoras hacia las tolvas de almacenamiento dispuestas en el área del reactor. Desde éstas, mediante otro sistema de correas, los materiales

10

anteriores son alimentados al reactor vía un Garr-Gun ubicado en el cabezal de extracción de metal blanco de culata [7], ver figura 2.2. El metal blanco producido, es transportado mediante ollas pendientes de grúas-puente, las cuales alimentan los CPS, donde se oxida hasta la producción de cobre blíster (99.1% Cu) [8]. Se dispone de cuatro convertidores instalados, de los cuales se mantienen tres en servicio al estar el cuarto de ellos en mantención. Actualmente se tiene la opción de soplar con dos convertidores en forma simultánea cuando la capacidad de plantas de ácidos lo permite, para ello se disminuye el flujo de soplado del reactor [9]. Los gases de conversión producidos en estos equipos, son igualmente procesados en una segunda planta de ácido sulfúrico con capacidad nominal de 127.000 [Nm3/h], para una concentración de 11.4 % SO2 base seca. En la figura 2.3, se presenta el diagrama actual de la fundición.

Figura 2.2. Ilustración del reactor continúo de Altonorte.

11

Por su parte, la escoria fundida del reactor es transportada mediante camiones de diseño especial y vaciada en parcelas para su enfriamiento. Durante las primeras 12 horas el enfriamiento se realiza en forma natural, para luego continuar con un enfriamiento forzado con agua a través de un sistema de duchas. Desde estas parcelas, la escoria es retirada y transportada a la planta de tratamiento de escoria (PTE).

Figura 2.3. Flowsheet Fundición Altonorte. 1.- Edificio Recepción y Mezclas. 2.- Secador Rotatorio. 3.- Reactor Continuo.

7. - Puentes Grúa. 8. - Sala de Control. 9. - Taller de moldes.

13.- Camión de Escoria. 14.- Planta de Petróleo. 15.- Planta de tostación.

4.- Convertidores Peirce-Smith. 5.- Hornos de Refinación.

10.- Planta de Ácido N°2. 11.- Planta de Ácido N°3.

16.- Planta Tratamiento Escoria. 17.- Parcelas de enfriamiento.

6.- Rueda de Moldeo Ánodos.

12.- Estanques Almacenamiento Ácido.

18.- Patio Ánodos.

El cobre blíster producido en los CPS es transportado por grúas-puente hacia los hornos de refinación, en donde es transformado mediante un proceso de oxidación y reducción, a cobre refinado a fuego con una pureza de 99.65 % Cu. Este cobre es posteriormente moldeado en la forma de ánodos, utilizando para ello dos ruedas de moldeo, de 24 moldes cada una y con capacidad 12

nominal cada una de 60 TMH para la producción de ánodos de 400 kg. Actualmente se moldean cuatro tipos de formatos de ánodos los que varían en peso entre 330 kg. a 420 kg. Tanto el reactor como los CPS disponen de su propio sistema de manejo de gases hacia las plantas de ácido sulfúrico. Tales sistemas lo componen, una campana colectora de gases (una por equipo), una cámara de enfriamiento (una por equipo), precipitadores electrostáticos (dos cuerpos para el sistema de manejo de gases del reactor y dos para el conjunto de convertidores) y ventiladores de tiraje inducido (VTI). El oxígeno industrial es suministrado desde dos plantas (550 TMD, capacidad total), de propiedad de terceros [9].

2.4. Planta de tratamiento de escorias (PTE). La planta concentradora ubicada en el complejo metalúrgico Altonorte tiene una capacidad de tratamiento de 2400 TMD de escorias provenientes del reactor Noranda, las cuales son previamente depositadas en seis parcelas de dimensión 110x10x3 m, en donde se produce el enfriamiento de éstas. Este enfriamiento se realiza en algunas ocasiones en forma natural y en otras en forma forzada a través del uso de agua de riego. Luego estas son enviadas a la planta de flotación, previa molienda-clasificación en un sistema compuesto por un molino SAG de 18’ X 9’ , un molino de bolas de 14’ X 33’ y una correspondiente batería de diez hidrociclones de 10” de diámetro (inlet), que opera con siete unidades, dejando tres unidades en modo stand-by en un circuito cerrado directo con el molino de bolas.

13

Figura 2.4. Flowsheet planta de tratamiento de escorias.

El overflow de la batería de hidrociclones es conducido a la etapa de flotación la que se realiza en un circuito primario compuesto por dos celdas de 20 m3 cada una, las cuales operan en serie CP 1-2; El concentrado de estas va hacia el cajón 3, mientras tanto que el relave alimenta el cajón 4 el cual se une con el concentrado de las celdas Scavenger, ver figura 2.4. El cajón 4 alimenta las celdas CP 3-4 cuyo concentrado se va directo al cajón 3. El concentrado de ambas líneas primarias se lleva directamente a un espesador de concentrados de 12 m de diámetro, mientras que la cola de la CP 3-4 se alimenta a una línea de flotación scavenger compuesta por cuatro celdas de 20 m3 de volumen cada una. El concentrado de la flotación scavenger se mezcla con la cola de las CP 1-2 en el cajón 4, el cual alimenta nuevamente a las celdas CP 3-4. Finalmente las colas de la flotación scavenger constituyen el relave final del circuito de flotación, el cual es espesado y posteriormente bombeado hacia el tranque de relaves de la planta. Por su parte el concentrado también es espesado y enviado a la etapa de filtración el cual se lleva a cabo en un filtro de prensa de 14

placas horizontales marca LAROX, como producto final el concentrado es conducido hacia la BAM (bodega acopio de mineral) de la fundición de concentrados de Altonorte. El circuito antes descrito se muestra en el flowsheet incluido en la figura 2.4.

15

3. Antecedentes Teóricos.

3.1. Proceso pirometalúrgico.

3.1.1. Mecanismos de reacción fusión-conversión. El proceso de fusión–conversión de concentrado en el reactor tiene por objetivo la producción de una fase o producto rico en el metal de interés denominado metal blanco, a través de la eliminación parcial de Fe como óxidos y del S como SO2(g). Los óxidos de Fe junto con los óxidos de la ganga y el fundente adicionado, forman la fase llamada escoria, que además permite la eliminación parcial de las impurezas presentes en el concentrado. Ambas fases, metal blanco y escoria son inmiscibles, propiedad que se utiliza para su separación física. El reactor opera entre 1215 – 1235 °C. Al ingresar los materiales al reactor el concentrado se funde rápidamente y reacciona con el oxígeno del aire enriquecido. En el caso específico de Altonorte, los compuestos típicos de una carga de fusión son concentrados con grandes cantidades de calcopirita (CuFeS2), bornita (Cu5FeS4) y pirita (FeS2), además de cantidades menores de óxidos de hierro. Estos constituyentes provienen, tanto de los concentrados como de las cargas circulantes recuperadas del mismo proceso de fusión. La carga también contiene sílice, la que viene en el concentrado original y/o se adiciona como fundente. En cantidades menores, existen otros óxidos como: CaO, Al2O3, MgO, provenientes del concentrado y/o fundente.

16

3.1.2. Reacciones de disociación. Cuando el concentrado de cobre es inyectado al baño fundido, parte del sulfuro se desprende (azufre pirítico), obteniéndose como productos sulfuros de cobre y hierro más azufre gas, de acuerdo a las siguientes reacciones: 4CuFeS2(s)  2Cu2S(s) + 4FeS(s) + S2(g)

(1)

2Cu5FeS4(s)  5Cu2S(s) + 2FeS(s) + ½S2(g)

(2)

2FeS2(s)  2FeS(s) + S2(g)

(3)

El azufre gas (S2) liberado durante la disociación se disuelve en el baño, mientras que los sulfuros de hierro y cobre se funden de acuerdo a las reacciones de fusión.

3.1.3. Reacciones de fusión. Durante el transcurso de las reacciones de disociación, el sulfuro de cobre y hierro se funde como consecuencia de las altas temperaturas al interior del reactor. Las ecuaciones (4) y (5) representan la reacción de cambio de fase: Cu2S(s)  Cu2S(l)

(4)

FeS(s)  FeS(l)

(5)

Durante el transcurso de las reacciones de fusión, los sulfuros líquidos reaccionan con el oxígeno soplado al baño. Todo este conjunto de reacciones se pueden clasificar como reacciones de oxidación.

17

3.1.4. Reacciones de oxidación. Todo el azufre liberado por las reacciones de disociación se oxida formando dióxido de azufre; El sulfuro de hierro formado por las reacciones de disociación se oxida formando óxido ferroso y dióxido de azufre. El grado en que ocurre esta reacción determina la ley del eje o metal blanco obtenido en el proceso de fusión – conversión, la que usualmente se sitúa en el rango de 70 – 75 %[9]. S2(g) + 2O2(g)  2SO2(g)

(6)

2FeS(l) + 3O2(g)  2FeO(l) + 2SO2(g)

(7)

No obstante, una parte del sulfuro de hierro y otra del óxido ferroso, reaccionan para formar magnetita (Fe3O4): 3FeS(l) + 5O2(g)  Fe3O4(l) + 3SO2(g)

(8)

3FeO(l) + ½O2(g)  Fe3O4(l)

(9)

Es normal que alrededor de 1/3 del FeO producido en la fusión– conversión

se

transforme

en

magnetita

[8].

Este

compuesto

genera

atrapamiento del metal blanco en las escorias provocando una reducción en la eficiencia metalúrgica. Las reacciones de oxidación para el sulfuro de cobre son propias de la etapa de conversión, y no se llevan a cabo en el reactor. Cu2S(l) + O2(g)  2Cu(l) + SO2(g)

(10)

2Cu2S(l) + 3O2(g)  2Cu2O(l) + 2SO2(g)

(11)

18

3.1.5. Formación de escoria. El fundente sílice es alimentado al baño para producir la escorificación del FeO. La escoria fayalítica se genera por la siguiente reacción: 2FeO(l) + SiO2(s)  2FeO  SiO2(l)

(12)

Un fenómeno importante de resaltar es que en la zona de sedimentación (zona exenta de toberas), el metal blanco se separa de la escoria, yéndose hacia el fondo del reactor (mata). En esta zona, parte de la magnetita se reduce a FeO como consecuencia de la siguiente reacción endotérmica: 3Fe3O4(l) + FeS(l)  10FeO(l) + SO2(g)

(13)

También se produce escoria fayalítica a partir del FeO generado. En resumen, gran parte de las reacciones de disociación y oxidación son exotérmicas, llevando el proceso de fusión a ser casi 100% autógeno. No obstante, los casos de altas temperaturas de fusión son controlados agregando carga fría al reactor. Las reacciones de fusión y escorificación se caracterizan por el acomplejamiento del óxido ferroso y la sílice que conlleva a la disminución de sus puntos de fusión, permitiendo al óxido fundirse y separarse de mata. Para los rangos de temperatura, presión y composición en que se desarrolla el proceso de fusión en el reactor, las fases condensadas que coexisten en el sistema son básicamente tres: 1. Fase metal blanco: corresponde a una fase líquida que está constituida por sulfuros de cobre, hierro y magnetita disuelta. 2. Fase escoria: corresponde a una fase líquida que está constituida mayoritariamente por sílice y de óxidos de hierro. También están 19

presentes componentes sulfurados debido a la disolución y atrapamiento de metal blanco en la escoria. En esta fase se encuentran otros tipos de óxidos (CaO, Al2O3 y MgO) que vienen en la carga original. 3. Fase gas: está compuesta principalmente por N2 y SO2. En cantidades menores se tienen CO2, O2 y H2O.

3.1.6. Efecto de la velocidad de enfriamiento. Las escorias una vez solidificadas presentan una superficie vidriosa, de color gris negro y son considerablemente duras y frágiles a la vez. Durante la solidificación y enfriamiento de la escoria, una gran fracción del cobre disuelto precipita fuera de la solución en forma de partículas finas. Estas pueden estar constituidas de sulfuros complejos de cobre o cobre metálico, dependiendo del estado de oxidación de las escorias; las partículas pueden crecer por aglomeración con otros clusters o por una mayor precipitación de cobre soluble. La distribución del tamaño de las partículas precipitadas determina en buen

grado

el

tratamiento

de

concentración.

En

escorias

enfriadas

drásticamente, se inhibe la precipitación de cobre, en cambio en aquellas enfriadas lentamente se origina una gran cantidad de partículas microscópicas que son tratables para su recuperación mediante el proceso de flotación. Un factor importante en la precipitación de cobre es el tiempo de residencia que tienen las escorias a una temperatura inferior al punto de fusión de estas. Mientras más lento el enfriamiento o mayor tiempo de residencia se produce un máximo crecimiento de las partículas precipitadas [13].

20

3.2. Indicadores y conceptos básicos del proceso de flotación. Algunos

indicadores

y

conceptos

básicos

a

considerar

en

el

procesamiento y concentración de minerales son importantes para la compresión de la operación y la evaluación del rendimiento metalúrgico del proceso. Ellos se presentan a continuación.

3.2.1. Ley de un mineral. Se entiende como la composición porcentual del metal o componente de valor que se encuentra presente en una determinada masa. Corresponde a uno de los parámetros que se utiliza en el análisis de la factibilidad de explotación de un yacimiento y durante la operación misma.

Ley 

Masa de componente 100 Masa de muestra

(14)

3.2.2. Alimentación. Corresponde al mineral proveniente de la explotación minera. La alimentación o cabeza para un circuito de flotación está constituido por el mineral finamente molido mezclado con agua, formando una pulpa, la cual tiene una ley determinada de elementos valiosos. 3.2.3. Concentrado. Es el producto final del proceso de concentración. Tiene valor comercial y reúne la mayor parte de elementos valiosos que ingresan en la alimentación. Este producto tiene una ley mucho mayor que la ley de cabeza.

21

3.2.4. Relave. Es uno de los productos del proceso de concentración que no tiene valor comercial y su contenido de metales valiosos es insignificante. Está constituido en su mayor parte por material estéril, motivo por el cual se desecha. Los principales indicadores del rendimiento metalúrgico del proceso de flotación son la recuperación y la ley de concentrado. Estos indicadores se pueden determinar a partir de un balance de masa, el cual se muestra en la figura 3.1, Aquí se esquematiza una celda de flotación ya sea un proceso batch o continuo, donde hay un producto de entrada que corresponde a la alimentación o cabeza y dos productos de salida, uno que es el concentrado que pasa al siguiente proceso y otro que corresponde al relave, generalmente es desechado.

Alimentación

Relave o Cola

F, f

T ,t

Concentrado

F  C T

C ,c

F  f  C c T t

Figura 3.1. Esquema de entradas y salidas en una celda de flotación. Las letras mayúsculas F , C y T corresponden a los flujos másicos de sólidos

secos

tales

como

la

alimentación,

concentrados

y

respectivamente, mientras que en letras minúsculas representan las

cola leyes

respectivas.

22

3.2.5. Recuperación metalúrgica. Corresponde a la razón entre la masa del material útil obtenido en el concentrado y la masa del material útil en la alimentación.

R(%) 

C c 100 F f

(15)

La ecuación 15 requiere la medición del flujo másico de sólido en el concentrado y alimentación lo que en operación industrial es difícil de realizar. Mediante la incorporación de un balance por componentes, la recuperación se puede calcular, en función sólo de las leyes, según:

R(%) 

( f  t)  c 100 (c  t )  f

(16)

3.2.6. Recuperación en peso. Corresponde a la razón entre la masa del concentrado y la masa de alimentación.

Rp 

C F

(17)

3.2.7. Razón de concentración. Corresponde a la razón entre la masa de alimentación y la masa de concentrado. Es decir, las toneladas de mineral a tratar, para obtener una tonelada de concentrado.

Rc 

F C

(18)

23

3.2.8. Razón de enriquecimiento. Corresponde a la razón entre la ley del componente deseado en el concentrado y la ley del mismo componente en la alimentación.

Re 

c f

(19)

3.3. Descripción del Proceso de flotación. La flotación es el resultado de la interacción de muchas variables que involucran tantos factores químicos, físicos y mecánicos. La figura 3.2 ilustra los principales factores en el proceso de flotación. La flotación es utilizada para separar tanto minerales como otras especies químicas. La separación producida en el proceso se debe al resultado de muchos procesos físico químicos que ocurren en las interfaces que interactúan: sólido-líquido, líquidogas y sólido-gas. En los sistemas de flotación, la superficie de las partículas se hidrofóbiza por medio de la adsorción selectiva de los surfactantes llamados colectores. El grado de hidrofobicidad depende principalmente de las características superficiales de las partículas como por ejemplo su carga eléctrica y, del tipo y concentración de colector. El éxito del proceso se relaciona con la probabilidad de adhesión entre las partículas (sólidas) y las burbujas de aire (gas) dispersas en la pulpa. En la etapa previa (molienda), la roca se reduce de tamaño para lograr la liberación de las partículas de mineral valioso y la pulpa se acondiciona con reactivos para la flotación. El propósito es darle el tiempo de acondicionamiento

24

necesario a cada uno de los reactivos para conseguir una pulpa homogénea antes de ser ingresada al circuito de flotación.

Figura 3.2. Esquema de las variables del proceso de flotación. Al ingresar la pulpa a las celdas de flotación, se hace burbujear gas desde el interior (fondo de la celda) y se agita con un aspa rotatoria llamada impulsor, para mantener la pulpa en suspensión y constante movimiento, lo que facilita y aumenta la probabilidad de contacto entre las partículas de mineral dispersas en la pulpa con los reactivos, agua y gas, haciendo que este proceso se lleve a cabo en forma eficiente.

3.4. Reactivos de flotación. Los reactivos de flotación corresponden a una de las variables más importantes, debido a que sin estos no se puede llevar a cabo el proceso. Estos influyen con una gran sensibilidad el proceso. La adsorción de reactivos se basa en un equilibrio de iones de la pulpa que determina los potenciales cinéticos, electroquímicos y la hidratación de las 25

partículas minerales. Este equilibrio es difícil de controlar y prever, debido que además de los reactivos introducidos en la pulpa, hay otros iones provenientes de las aguas utilizadas. Los reactivos de flotación se pueden clasificar en tres grandes grupos: colectores, modificadores y espumantes.

3.4.1. Colectores. Corresponde a un compuesto orgánico, cuya función principal es otorgar propiedades hidrofóbicas o aerofílicas a la superficie de las partículas de los metales que se quiere recuperar para que se separen del agua y se adhieran a las burbujas de gas. Estos se adsorben en la superficie de la partícula del mineral en forma selectiva, por tanto, deben utilizarse seleccionando el mineral de interés para reducir la recuperación de otros minerales no valiosos. Los colectores son compuestos orgánicos de carácter heteropolar. Su grupo polar es la parte activa que se adhiere a la superficie de un mineral en base a un mecanismo de adsorción ya sea químico o físico, la interpretación de este fenómeno contempla la eliminación de una parte de la capa hidratada con formación de un contacto trifásico entre el aire, agua y sólido. La adsorción de un colector sobre la superficie del mineral se ve favorecida por un bajo potencial electrocinético. Una vez que se efectúa la adsorción, disminuye en forma notable la capa hidratada del mineral, creando las condiciones favorables para su unión con las burbujas de aire. Los colectores pueden clasificarse según su grupo polar. El grupo polar determina si es capaz o no de incorporarse al mineral y ser realmente un colector, mientras que el grupo apolar influye en la intensidad del colector. Las propiedades hidrofóbicas aumentan con el largo de la cadena de hidrocarburo.

26

3.4.2. Espumantes. Estos modifican la tensión superficial de líquidos, con el objetivo de prevenir la coalescencia de las burbujas y dar un grado mayor de estabilidad a la espuma. Su estructura les permite agruparse hasta formar otra fase distinta del resto del fluido, formando una espuma que separa el mineral de la ganga. Su función es retardar la coalescencia preservando el tamaño de las burbujas generadas por la máquina. Son reactivos orgánicos de carácter heteropolar, análogos a los colectores en su estructura. Su diferencia radica en el carácter del grupo polar, mientras en los colectores este es activo para reaccionar con la superficie de los minerales, en los espumantes es un grupo con gran afinidad con el agua (OH)-. Según la dosificación de espumantes, a medida que aumenta su concentración el tamaño promedio de burbuja disminuye exponencialmente hasta un mínimo, que teóricamente correspondería al tamaño producido por la máquina sin que hubiese coalescencia alguna. La mínima concentración de espumante a la cual se obtiene el menor tamaño promedio de burbujas se denomina

concentración crítica de coalescencia (CCC). Esta concentración

corresponde al punto donde el tamaño de burbuja no se ve afectado con un incremento en la concentración de un espumante, figura 3.3, provocando que exista una mayor área disponible para que la partícula pueda colisionar con la burbuja, lo que implica un aumento en la probabilidad de que la partícula pueda ser flotada, aumentando la recuperación del proceso.

27

Figura 3.3. Diámetro de la burbuja en función de la concentración de espumante (Nesset, 2008. [14])

3.4.3. Modificadores. Su función es preparar las superficies de los minerales para la adsorción o desorción de un cierto reactivo sobre ellas y crear en la pulpa las condiciones propicias para que se pueda llevar a cabo con eficiencia el proceso de flotación. Los modificadores más utilizados son: 

Reguladores de pH: Estos son ácidos y bases inorgánicas que mediante un mecanismo iónico influyen en el potencial electrocinético y la película hidratada de los minerales. El pH ayuda a controlar la adsorción del colector, lo más utilizado es la cal (CaO). Este actúa como depresor de la pirita. 28



Depresores: Son reactivos que favorecen la hidratación de superficies minerales. Su función específica es prevenir la flotación de ciertos minerales al hacerlos hidrofílicos, de este modo se mejora la selectividad de la flotación.



Activadores: Son reactivos que favorecen la formación de superficies hidrofóbicas, estos son electrólitos que disueltos en agua, reaccionan con la superficie del mineral.

3.5. Dispersión de aire en el proceso de flotación. La metodología para caracterizar las condiciones hidrodinámicas en la celda de flotación fue desarrollada por Julius Kruttschnitt Mineral Research Centre (JKMRC) de Australia, la Universidad Cape Town (UCT) de Sudáfrica y el Grupo de Procesamiento de Minerales de la Universidad McGill en Canadá. Dentro de estos trabajos tenemos aquellos publicados por Gorian et al. [1], (JKMRC), Tucker et al. [2] (UTC), Tavera et al. [3] (McGill). Los indicadores involucrados en la dispersión de aire están definidos por: la velocidad superficial de gas  J g  , diámetro de la burbuja de Sauter  d 32  y el contenido de aire retenido o el hold-up de gas   g %  . Finch [4] interpreta la dispersión de aire en términos de la densidad de flujo de área superficial de burbuja ( S b ), que se define como la velocidad de flujo de área superficial de burbuja por unidad de área transversal de la celda.

29

3.5.1. Velocidad superficial de gas ( J g ). La velocidad superficial de gas J g corresponde al flujo volumétrico de gas normalizado por el área transversal en la celda de flotación, que se expresa según la siguiente ecuación: 3 Q [cm ] s Jg  A [cm2 ]

(20)

Q : Flujo de aire alimentado a la celda [cm3/s]. A : Área transversal efectiva de la celda [cm2]. J g : Velocidad superficial de gas o aire [cm/s].

3.5.2. Contenido de aire retenido o el hold-up de gas (  g %). El gas introducido en una celda de flotación agitada mecánicamente, produce un desplazamiento de pulpa. El hold-up de gas   g  corresponde a la fracción volumétrica del gas en la pulpa [5], es decir, el volumen de gas dividido por el volumen total de la pulpa aireada en la celda. De la definición de  g se puede ver que el complemento (1 -  g ), corresponde al “holdup” de pulpa.

 g (%) 

Vgas Vgas  Vsólido  Vlíquido

 pulpa (%)  (100   g )

100

(21)

(22)

30

Figura 3.4. Esquema de distribución de elementos que interactúan en el proceso. Los factores que pueden alterar este indicador son de tipo químicos (tipo y concentración de espumante), operacionales (flujo de aire) y mecánicos (sistema de generación de burbujas).

3.5.3. Tamaño de burbuja. El diámetro promedio de burbujas de Sauter es uno de los indicadores utilizados en las mediciones de dispersión de aire. Este puede ser calculado de la siguiente manera: n

d32 

d i 1 n

d i 1

3 i

(23) 2 i

Donde: n : Tamaño de la muestra (numero de burbujas muestreadas).

d i Diámetro esférico equivalente de burbuja.

31

El tamaño de burbujas se ve influenciado por el flujo de aire inyectado, la concentración de espumantes, el dispositivo de generación de burbujas y la presión de operación. El diámetro calculado

entrega información de la relación entre el

volumen y la superficie de las burbujas tomadas en la muestra. Considerando el supuesto que las burbujas son de forma esférica. El tamaño de burbuja que se observa en una celda de flotación, es el resultado de procesos relacionados con la coalescencia de las burbujas de gas. Nesset et al. [5] destaca que la dosificación de espumante es uno de las variables más importantes que minimizan la probabilidad de coalescencia de burbujas, y por lo tanto determinan el tamaño de éstas. En la figura 3.3 se observa la influencia que tiene la concentración de espumante, tanto en el tamaño de las burbujas, como su distribución. También se observa que el d 32 , disminuye a un valor constante a medida que la concentración de espumante aumenta.

3.5.4. Concentración Crítica de Coalescencia. Corresponde a la concentración de espumante a la cual el tamaño de la burbuja se hace mínimo y constante, de decir, ya no se produce coalescencia. Por sobre esta concentración de espumante las burbujas pueden reducir un poco más su tamaño debido a ruptura [14].

3.5.5. Flujo de área superficial de gas ( S b ). El flujo de área superficial de gas ( S b ) se define como la superficie total de burbujas que atraviesan el área transversal de la celda en un instante de 32

tiempo. Otra definición, corresponde al área inter-facial de burbujas generada por unidad de tiempo y unidad de área de celda. Ver figura 3.5

Sb =

Á𝑟𝑒𝑎 𝑠𝑢𝑝𝑒𝑟𝑓𝑖𝑐𝑖𝑎𝑙 𝑑𝑒 𝑏𝑢𝑟𝑏𝑢𝑗𝑎𝑠 𝑔𝑒𝑛𝑒𝑟𝑎𝑑𝑎𝑠 𝑝𝑜𝑟 𝑢𝑛𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝑡𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 Á𝑟𝑒𝑎 𝑑𝑒 𝑠𝑒𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑣𝑒𝑟𝑠𝑎𝑙 𝑑𝑒𝑙 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑠𝑖𝑡𝑖𝑣𝑜 𝑑𝑒 𝑓𝑙𝑜𝑡𝑎𝑐𝑖ó𝑛

Sb  6 

Jg d32

(24)

(25)

Figura 3.5. Representación del indicador S b . La constante cinética de un proceso de flotación ha sido correlacionada con el flujo superficial de aire y para la zona de pulpa se puede expresar como:

k  P  Sb

(26)

P : Factor de flotabilidad (adimensional).

S b : Flujo superficial de aire (s-1).

k : Constante cinética de flotación (s-1). El parámetro P abarca la contribución del tamaño de partícula, el grado de hidrofobicidad, oxidación, etc.

33

3.5.6. Distribución de burbujas. Al inyectar gas en un dispositivo de flotación se generan burbujas de distintos tamaños, lo que se puede representar mediante una distribución de tamaños de burbuja. La distribución de tamaños de burbuja es un factor determinante en el proceso de flotación. En virtud del mecanismo de colisión de partículas y adhesión, las burbujas no deben ser excesivamente grandes, debido a que aumenta la intensidad de las líneas de flujo, haciendo más dificultosa la colisión partícula-burbuja especialmente para partículas pequeñas, por otro lado, cuando las burbujas son muy pequeñas, las partículas no tienen el tiempo de contacto suficiente para lograr la adhesión o si la colisión ocurre, la flotabilidad de la burbujas puede ser muy baja para recuperación práctica [6]. La distribución de tamaño de burbujas es una función de la densidad de probabilidad de burbujas f (d ) . La distribución de tamaño de burbuja (DTB) corresponde a una muestra de valores discretos f i que representan el porcentaje del total de burbujas que se encuentra entre los diámetros di 1 y d i . También se puede definir la función de distribución acumulada F (d ) como la proporción de burbujas que tiene un diámetro menor o igual a d . Matemáticamente la relación entre el caso discreto y continuo es: d

F (d )   f ( x)dx 0

(continuo)

i

Fi   f k

(discreto)

k 1

34

Figura 3.6. Ejemplo DTB continua (izquierda) y función de distribución acumulada (derecha).

3.6. Factores que afectan el proceso de flotación.

3.6.1. Factor Mineral. La naturaleza del mineral y de sus acompañantes, es primordial, se debe considerar la composición química de los minerales útiles y de la ganga; su diseminación, grado de liberación, dureza, fenómenos secundarios de oxidación y meteorización. La composición química del componente útil flotable es lo que determina el tipo de tratamiento y los reactivos a ser utilizados. Cuando el mineral es sulfurado y/o metales nativos, el proceso de flotación no presenta mayores dificultades en términos de eficiencia. Mientras tanto que los carbonatos, sulfatos y óxidos en general presentan problemas de mayor complejidad para el proceso de flotación. Para ello se necesitan reactivos más fuertes, pero menos selectivos como son los ácidos grasos, aminas, etc. El problema metalúrgico de la selectividad es importante, debido a que se flota ganga al concentrado, bajando la eficiencia del proceso.

35

3.6.2. Granulometría. Para mejorar la separación en el proceso de flotación, los minerales valiosos deben ser liberados de la ganga, además su tamaño debe ser el apropiado para que las burbujas de gas los puedan llevar hasta la superficie de la celda. En general se tiende a moler lo menos posible debido al alto costo de la operación (consumo de energía eléctrica), esto está limitado por como el mineral valioso está diseminado en la ganga (tamaño de grano). Existe un tamaño de partícula que presenta una mayor recuperación metalúrgica, observándose, en general una disminución de ésta para tamaños más gruesos y más finos de la mena ver figura 3.7, considerando el mismo tamaño de burbuja. La recuperación disminuye para tamaños pequeños, lo cual se relaciona con la dificultad de colisión entre partículas y burbujas debido a las fuerzas de las líneas de flujo que tienden a hacer que las partículas finas eviten las burbujas. Para tamaño de partículas más gruesas, también la recuperación se ve disminuida, ya que principalmente el mineral valioso no está liberado. También, debido a

efectos de la gravedad la burbuja no es capaz de

transportar la partícula hacia la superficie. En el caso de minerales sulfurados, el efecto del tamaño de partícula es mucho más importante debido a que las partículas pequeñas son oxidadas más rápidamente, esta situación conduce a una reducción en la selectividad, baja calidad de los concentrados y un alto consumo de reactivos.

36

Figura 3.7. Esquema de recuperación del mineral en función de su tamaño. (Sutulov 1963 [11]).

3.6.3. Densidad de pulpa. La densidad de la pulpa o porcentaje de sólidos en peso (Cp), generalmente viene determinada desde la etapa de molienda/clasificación. La densidad de la pulpa influye directamente en el tamaño de corte del clasificador. Si aumenta el Cp en la alimentación a la batería de ciclones la clasificación será más gruesa, por el contrario, al diluir más la pulpa la clasificación será mucho más fina. Cuando se incrementa el Cp, el tiempo de residencia de las partículas aumenta en la celda de flotación al igual que la concentración volumétrica de reactivos, obteniéndose resultados adversos tales como flotación de minerales finos de la ganga, y consecuentemente disminuyendo calidad del concentrado.

37

Como las burbujas que ascienden por la celda son el medio de transporte que tienen los sólidos para llegar al concentrado, un incremento en el Cp puede saturar la superficie de las burbujas con sólidos provocando que algunas de las partículas no tengan el medio de transporte para llegar al concentrado, por tanto, provoca que la eficiencia del proceso disminuya.

3.6.4. Temperatura. La temperatura de la pulpa incide en la velocidad de la reacción entre los reactivos y la superficie de los minerales. En general un incremento en la temperatura de la pulpa mejora la flotación, pero reduce la selectividad. 3.6.5. Tipo de agua. En la mayoría de las plantas la disponibilidad de agua es un problema serio, esto obliga a utilizar agua industrial o de recirculación que contienen cantidades residuales de reactivos. Algunas operaciones han comenzado a utilizar agua de mar. El agua de proceso contiene normalmente varios iones, tales como Cl -, SO42-, HCO3-, Na+ , K+ , Ca2+, que afectan el valor del pH del agua por su reacción con los iones de H+, gases disueltos y varias impurezas de coloides orgánicos. En general, los iones e impurezas en el agua de proceso pueden deprimir o activar los constituyentes de la pulpa. El efecto de la composición del agua de proceso es más significativo en la flotación de minerales no sulfurosos, tales como, óxidos, silicatos y aluminosilicatos. Los iones en el agua de proceso pueden afectar la flotación debido a que modifican las propiedades superficiales de las partículas tales como su carga eléctrica. También los iones pueden reaccionar químicamente con los reactivos de flotación. 38

3.7. Flotación batch. Las pruebas de flotación batch se utilizan para analizar y explorar nuevas condiciones de operación a fin de obtener resultados que se replicarán en cierta medida, cuando se trabaja a nivel industrial. Estas pruebas de flotación son comúnmente utilizadas, debido a que la realización de estas no representa un grado de complejidad elevado y son de muy bajo costo. En el mercado se pueden encontrar una variedad de diseños de celdas de flotación a escala de laboratorio. Generalmente están compuestas por un motor, el cual tiene por función regular la velocidad con la que el impulsor gira de manera de mantener la pulpa en suspensión, un sistema por el cual se inyecta y regula el flujo de gas y en algunos casos un sistema de rastra automática, para la evacuación de espuma. La ventaja que tiene este sistema es que mejora la reproducibilidad ya que reduce la intervención del operador. Los valores típicos para el análisis de la flotación batch se muestran en la tabla 3.1.

Tabla 3.1. Rango de valores típicos para una flotación batch [12]. Variable

Rango típico

Velocidad del impulsor.

750 - 1000 [rpm].

Volumen de la celda.

2,6 – 5,0 [litros].

Concentración de espumante.

15 - 30 [ppm].

Flujo de gas.

10 - 18 [LPM].

Altura colchón de espuma.

2 - 5 [cm].

Tiempo de paleteo o rastreo.

10 [s].

39

3.7.1. Procedimiento de flotación batch. En una prueba típica de flotación, la pulpa viene proveniente del proceso de molienda, generalmente con un porcentaje de sólidos alto, por tanto, al trasvasijar esta pulpa a la celda se agrega agua hasta conseguir el Cp deseado. Una vez que la pulpa se encuentra en la celda de flotación se da partida al motor y se regula la velocidad de agitación del impulsor, luego se añaden los reactivos de flotación (colectores, espumantes, depresantes, etc.) los cuales se dejan un tiempo en la celda para su acondicionamiento, este tiempo esta previamente definido.

Figura 3.8. Diagrama de prueba flotación batch. En el instante en que el flujo de aire se ajusta a la tasa deseada, se da inicio a la prueba. Seguido de esto se empieza a recolectar el concentrado en función del tiempo, es decir, se van cambiando las bandejas de recepción de concentrado para distintos tiempos de flotación. Si se tienen m bandejas, se obtendrá m+1 muestras incluyendo el relave, figura 3.8. Estas muestras deben ser filtradas, secadas y masadas, posteriormente y junto con una muestra de alimentación se envían al laboratorio para realizarles análisis químico. Los resultados obtenidos se muestran en la tabla 3.2. 40

Tabla 3.2. Cálculos matemáticos para obtener la recuperación en ensayos de flotación batch. Considerando la ley de alimentación. Tiempo

Masa

Ley

Masa Fino

Rec. Parcial

Rec. Acumulada

ti

mi

li

fi

Ri

RiA

t1

m1

l1

f1  m1  l1

R1 

f1

t2

m2

l2

f 2  m2  l2

R2 

f2

t3

m3

l3

f3  m3  l3

R3 

f3

● ● ●

● ● ●

● ● ●

● ● ●

tn

mn

ln

f n  mn  ln

Rn 

fn

Relave

mR

lR

f R  mR  lR

RR 

fR

Ley Alimentación

lA

Masa Alimentación

mA

Fino Alimentación

f A  mA  l A

fA

R1A  R1

fA

R2A  R1A  R2

fA

R3A  R2A  R3

● ● ●

● ● ●

fA fA

RnA  RnA1  Rn --------

En el caso de que no se tenga la ley de alimentación del sistema se puede calcular la recuperación en función de las masas y las leyes tanto de los concentrados como del relave, esto se muestra en la tabla 3.3. Finalmente se obtiene la recuperación acumulada en función del tiempo, figura 3.9. Para ambas tablas se debe tener en cuenta que los datos estén ajustados, antes de calcular la recuperación. Tabla 3.3. Cálculos matemáticos para obtener la recuperación en ensayos de flotación batch. Sin considerar la ley de alimentación. 41

Tiempo

Masa

Ley

Masa Fino

Rec. Parcial

Rec. Acumulada

ti

mi

li

fi

Ri

RiA

t1

m1

l1

f1  m1  l1

R1 

f1

t2

m2

l2

f 2  m2  l2

R2 

f2

t3

m3

l3

f3  m3  l3

R3 

f3

● ●

● ●

● ●

● ●

tn

mn

ln

f n  mn  ln

Relave

mR

lR

f R  mR  lR

fT

R1A  R1

fT

R2A  R1A  R2

fT

R3A  R2A  R3

● ●

Rn 

fn

● ●

fT

-----------

RnA  RnA1  Rn --------

n

fT   f i  f R i 1

Figura 3.9. Gráfico típico de una flotación batch.

42

3.7.2. Cinética de Flotación. La cinética de flotación entrega una descripción cuantitativa de la velocidad con que las partículas flotan, por tanto, este análisis entrega información acerca del tiempo de flotación necesario para lograr una determinada recuperación. Esta es una variable fundamental para diseñar celdas o un circuito y corresponde al tiempo máximo que hay que mantener las partículas dentro del reactor, para que las partículas de mineral valioso puedan ser extraídas de la pulpa. La cinética del proceso de flotación, se puede definir como la cantidad de mineral transportado como concentrado que se extrae de la máquina de flotación por una unidad de tiempo. A partir de este concepto, se busca un modelo matemático que describa el proceso de flotación. Estos modelos están basados en el concepto de balance de población, los que consideran la adhesión entre las burbujas de aire y las partículas de mineral (valioso y ganga) las que en caso de ser exitosa permitirán flotar las especies de mineral valiosas dentro de una fase de espuma para su posterior remoción al flujo del concentrado.

3.7.3. Modelos cinéticos del proceso de flotación batch. Muchos autores han considerado el proceso de flotación como forma análoga a una reacción química de primer orden. También se sabe que no es posible alcanzar la recuperación total de las especies valiosas, debido a múltiples factores, como el grado de liberación, la adsorción exitosa de los colectores y espumantes, etc. Por tanto existe una recuperación máxima que se puede alcanzar flotando por un tiempo teóricamente infinito, lo que lleva a incorporar un término nuevo a los modelos, llamado recuperación infinita ( R ).

43

3.7.3.1. Modelo de García y Zúñiga. Este modelo considera que la constante cinética estimada es única, ya que representa un promedio de una serie de constantes que dependen de la concentración de la especie mineralógica y de la granulometría con que es flotada, es decir, las partículas son recuperadas con diferentes velocidades, relacionadas con su probabilidad de flotación.

R(t )  R 1  e k t 

(27)

3.7.3.2. Modelo de Kelsall. Este modelo considera que el mineral flotado, no presenta una única constante cinética sino que propone que se tendrán partículas que poseen una constante cinética de flotación rápida y otra lenta. Por tanto existirá una fracción rápida con una constante cinética k R y una fracción lenta L con una constante cinética k L .

R(t )   R  L   1  e kR t   L  1  e kL t 

(28)

3.7.3.3. Modelo de Klimpel. Este modelo se basa en la recuperación máxima y en la constante de velocidad de una distribución de cinéticas de flotación rectangular. Se cree que la distribución rectangular de flotabilidades da a este modelo una flexibilidad

44

adicional y, por tanto,

se ajustará mejor a los valores prácticos o

experimentales

  1 R (t )  R 1   1  e  kmax t   kmax  t 





(29)

Donde kmax es la constante cinética de flotación máxima.

3.7.3.4. Modelos cinéticos modificados. Diversos autores han propuestos una modificación a los modelos antes presentados. Estos incorporan una corrección para la identificación del tiempo cero (t = 0). Este factor de corrección adicional es  . Con estos nuevos modelos se trabajará para el análisis de los datos. Los modelos antes descritos se transforman en:

R(t )  R (1  e

R(t )  ( R  L )  (1  e

 k t  

(30)

)

 kR t  

)  L  (1  e

 kL t  

 1  k  t   R(t )  R 1   1  e max     kmax   t    





)

(31)

(32)

45

4. Procedimiento experimental.

4.1. Descripción general. Las pruebas experimentales presentadas en esta memoria, se realizaron en el laboratorio de procesamiento de minerales del Departamento de Ingeniería Metalúrgica de la Universidad de Santiago de Chile. Estas corresponden a ensayos de flotación batch realizadas con escorias de cobre, provenientes del proceso de fusión – conversión de

la fundición de cobre

Altonorte.

Figura 4.1. Insumos recibidos en la Universidad de Santiago de Chile.

46

Junto con las escorias enviadas en contenedores metálicos, también fue enviada agua de procesos utilizada en planta y los correspondientes reactivos de flotación. Todo esto fue transportado vía terrestre a las dependencias de la universidad, tal como se aprecia en la figura 4.1. La materia prima enviada consistía en muestras tomadas del overflow de la batería de ciclones y de escorias proveniente de la parcela F, cuya granulometría variaba entre 3 cm a 15 cm de diámetro.

4.2. Descripción del trabajo.

4.2.1. Granulometría. Lo primero que se realizó fue una caracterización de la distribución de tamaños que presentan las partículas a la entrada del circuito de flotación. Para ello se realizó un análisis granulométrico con las mallas que se presentan en la tabla 4.1. Tabla 4.1. Serie de tamices utilizados para el análisis granulométrico. Malla Tyler

Abertura [μm]

Malla Tyler

Abertura [μm]

6

3350

65

212

12

1700

100

150

20

850

150

106

28

600

200

75

35

425

270

53

48

300

325

45

47

4.2.2. Reducción de tamaño. Debido a la granulometría de entrada al circuito de flotación, se procedió a reducir el tamaño de las escorias utilizando los equipos mostrados en la figura 4.2. La descripción de cada uno de los equipos se presenta en la tabla 4.2. La molienda de realizó en seco, con un tiempo de molienda promedio de 90 minutos y un nivel de llenado de bolas de 35%. Tabla 4.2. Descripción de los equipos de reducción de tamaño.

Equipo Chancador de mandíbula Chancador de rodillo

Potencia Voltaje Intensidad [kW]

[V]

[A]

2.9

380

6.5

3.0

380

6.4

Dimensiones [cm] Abertura superior : 15 Abertura inferior : 2 Diámetro rodillo

: 24

Largo rodillo

: 16

Abertura rodillos : 0.57 Molino de bolas

3.2

380

5.8

Largo

: 59

Diámetro

: 59

Una vez reducido el mineral, se procede a clasificar según la granulometría de alimentación, separándolas en bolsas independientes, ver figura 4.3.

48

Figura 4.2 Equipos de reducción de tamaño. A) Chancador de mandíbula, B) Chancador de rodillo, C) Molino de bolas.

Figura 4.3. Escorias separadas según su tamaño.

49

4.2.3. Caracterización hidrodinámica de la celda de flotación. Para lograr caracterizar hidrodinámicamente la celda de flotación se utilizó una máquina de flotación marca Denver, la cual funciona con una velocidad de agitación variable y con inyección de aire forzado o auto-aspirante. Para todos los ensayos de flotación realizados se utilizó aire forzado. La tabla 4.3 muestra las características de la máquina y celda de flotación batch. Tabla 4.3. Características de la máquina de flotación batch utilizada. Volumen

[ml]

5800

Largo

[cm]

16.5

Ancho

[cm]

15.5

Diámetro Impulsor

[cm]

3.5

Velocidad Agitación

[rpm]

0 - 7000

Capacidad Flujómetro [LPM]

0 - 20

Para la cuantificación de las burbujas se utilizó una cámara fotográfica Nikon modelo D3100 con un lente Nikon 60 mm macro f 2.8,

para la

observación de las burbujas y la posterior determinación de su distribución de tamaño se construyó un sistema similar al desarrollado en la Universidad McGill en Canadá (Bubble Viewer). Este consiste en una caja construida con acrílico transparente de 8 [mm] de espesor, las dimensiones se muestran en la figura 4.4; Mientras tanto que en la figura 4.5 muestra el escenario real de trabajo con el cual se caracterizó la celda de flotación. La inclinación del visor tiene por objetivo obtener una capa única de burbujas, es decir, la inclinación del vidrio del visor evita la superposición de burbujas.

50

Figura 4.4. Muestra las dimensiones de la cámara de burbujas o bubble size.

Luego de tomar las fotografías estas se analizan en un software computacional, llamado IMAGEJ, el cual a través de una macro, entrega información relevante para lograr calcular el d 32 , expresado en la ecuación (23). La información entregada por el software consiste en el área de cada burbuja analizada, el grado de esfericidad, perímetro, etc. Los parámetros

más

relevantes son el área y la esfericidad de la burbuja.

51

Figura 4.5. Montaje experimental para la edición del tamaño de burbujas.

4.2.4. Proceso de flotación. Las pruebas de flotación se realizaron en la misma máquina y celda descrita en la sección 4.2.3. Los reactivos utilizados para las pruebas son:

 Colector: Hostaflot 930  Colector: Hostaflot 703  Espumante: Flotanol H70

En anexo A, se muestran las especificaciones y hoja de seguridad de cada uno de estos reactivos. Antes de utilizar el espumante se sugiere hacer una solución diluida de reactivo al 1% esto se debe a que estos fueron enviados puros, lo que hace que 52

la dosificación a agregar en cada prueba sea de un volumen muy pequeño lo cual dificulta la dosificación. La tabla 4.4 muestra los valores que se debe agregar de espumante en solución para obtener una concentración deseada, la última columna corresponde a la cantidad de solución que hay que agregar a la celda para obtener la concentración de espumante que sigue, esta columna es utilizada para las pruebas de caracterización hidrodinámica de la celda de flotación. Tabla 4.4. Planilla Excel para la dosificación de espumante en las pruebas de caracterización hidrodinámica. Preparación de Solución

Solución diluida

Concentración Espumante [ppm]

puro [ml]

1%

Espumante en solución [ml]

Agregar a celda [ml]

Volumen solución

1000 [ml]

0

0.00

0.0

0.0

Volumen agua

990 [ml]

2

0.01

1.0

1.0

Volumen espumante

10

5

0.02

2.5

1.5

10

0.04

4.9

2.5

15

0.07

7.4

2.5

25

0.12

12.3

4.9

50

0.24

24.5

12.3

Volumen de agua

[ml]

4900 [ml]

4.3. Descripción de las pruebas.

4.3.1. Condiciones Hidrodinámicas. El objetivo de estas pruebas consiste en determinar la relación entre el diámetro promedio de burbujas de Sauter y la concentración de espumante. A partir de estas curvas se puede determinar la concentración crítica de

53

coalescencia CCC. Todas las pruebas se realizaron a una concentración de 0, 2, 5,10, 15, 25, 50 [ppm], tal como se muestra en la tabla 4.4. A continuación se describe el procedimiento para la utilización del sistema de medición de tamaño de burbujas. El primer paso consiste en agregar espumante a la celda, con esto lograr la concentración deseada; El segundo paso consiste en tapar el tubo que esta introducido dentro de la celda para llenar la cámara de burbujas con agua, la cual debe tener la misma concentración de espumante que el agua que está en la celda. Luego se sella la parte superior de la cámara de burbujas, para generar el vacio que permitirá que las burbujas de aire asciendan por el tubo. Con la cámara de burbujas llena se da inicio a la máquina de flotación considerando un tiempo de acondicionamiento de 1 minuto, a continuación se destapa el tubo de la parte inferior, con esto, las burbujas comienzan a ascender hasta llegar a la caja de acrílico donde son fotografiadas cuando pasan por el visor de la cámara fotográfica. La frecuencia de disparo fotográfico es de 1-2 segundos con esta tasa de imágenes/segundo se evita el remuestreo de burbujas, pues la velocidad de las burbujas permite que en un segundo una burbuja salga del campo de visión de la cámara. Para un tiempo inferior se pueden fotografiar dos veces la misma burbuja lo que puede provocar datos erróneos. El agua utilizada para todas las pruebas fue la enviada por la empresa (agua de proceso). Las Pruebas realizadas contemplan variar la velocidad de agitación del impulsor [rpm] y la velocidad superficial de gas J g según la tabla 4.5.

54

Tabla 4.5. Distribución tests caracterización hidrodinámica. Prueba 1

J g : 0.5 [cm/s]

2

J g : 1.0 [cm/s]

3

J g : 1.5 [cm/s]

4

J g : 0.5 [cm/s]

5

J g : 1.0 [cm/s]

6

J g : 1.5 [cm/s]

7

J g : 0.5 [cm/s]

8

J g : 1.0 [cm/s]

9

J g : 1.5 [cm/s]

700 [rpm]

1000 [rpm]

1300 [rpm]

4.3.2. Pruebas de flotación batch. Al igual que el espumante, el colector presenta los mismos problemas con la instrumentación para realizar las mediciones de las dosificaciones, por lo que también se debe diluir. Es necesario enfatizar que el colector actúa sobre la superficie del sólido, por la tanto, la dosificación está en función de la masa de sólido con la cual se trabaja, generalmente dosificado en [g/t]. Mientas tanto que el espumante actúa sobre la superficie del líquido, por tanto su dosificación es en función del volumen de agua, es decir, [ml/ml] o [ppm]. Es común que en las plantas industriales la dosificación de espumante sea en función del tonelaje tratado [g/t] lo que es erróneo, ya que al efectuarse una fluctuación en el

55

porcentaje de sólido la dosificación de espumante debiera aumentar o disminuir, según corresponda. Esto traerá consecuencias en la recuperación del proceso. Para los test realizados, lo primero que se determina son las dosificaciones de reactivos, masa de agua, masa de sólidos y flujo de aire a inyectar, para ello se utiliza una planilla Excel en la cual se considera constante tanto la densidad del agua como la de la escoria, al igual que el volumen de la celda y el contenido de aire retenido (  g % ).

Tabla 4.6. Planilla Excel para las masas y dosificaciones en un test de flotación. % Sólido Volumen de celda % de aire celda Volumen Pulpa Densidad de Pulpa Masa de Pulpa

30% [%] Colector

Dosificación

Colector

Colector en

[g/t]

puro [g]

solución [g]

80 90

0.136 0.152

13.55 15.24

4900 [cm3] 10% 4410 [cm3] 1.3

HOSTAFLOT E 703 HOSTAFLOT E 930

[g/cm3]

5646 [g]

Masa de Agua

3952 [g]

Masa de Sólido

1694 [g]

Espumante

Dosificación Espumante [ppm] puro [ml]

FLOTANOL H 70

30

0.119

Espumante en solución [ml] 11.86

Densidad de la escoria

3.7

[g/cm3]

Densidad Líquido

1.00

[g/cm3]

Tabla 4.7. Planilla Excel utilizada para el cálculo del flujo volumétrico de aire.

Jg

1

[cm/s]

Área efectiva

241.2

[cm2]

Largo celda Ancho celda ϕ impulsor

16.5 15.5 4.31

[cm] [cm] [cm]

Rotámetro

14.5

[LPM] 56

En la tabla 4.6, 4.7, se aprecia la planilla Excel utilizada donde las celdas de color amarillo indican las entradas, las celdas de color azul los datos contantes y las celdas de color verde las respuestas. Una vez determinadas todas las condiciones se procede a realizar los test en el siguiente orden.  Se agrega la cantidad de agua y se da inicio a la máquina de flotación, regulando la velocidad de agitación del impulsor a 1000 [rpm].  Se agrega el sólido previamente masado y clasificado a la ceda de flotación.  Se mantiene la pulpa en suspensión durante 1 minuto 30 segundos.  Se agregan los reactivos de flotación y se acondiciona la pulpa durante 5 minutos.  El test comienza cuando se inyecta el flujo de aire forzado, regulado en 14,5 [LPM].

4.3.2.1. Test para evaluar el efecto del pH. En la tabla 4.8, se muestran las condiciones de las pruebas realizadas para analizar el comportamiento de la cinética de flotación en función del pH, para controlar el pH se utiliza cal (CaO) diluida, inyectándola a la pulpa. Notar que a medida que avanza el test se debe estar agregado en forma continua lechada de cal para mantener el pH deseado.

57

Tabla 4.8. Test realizados para determinar la influencia del pH. Prueba

2

pH

Variables comunes Granulometría : 71.84 %-#200 Flujo de aire : 14,5 LPM natural 8.3 Cp : 30 % Hostaflot E 930 : 90 g/t

3

4

10

12

Hostaflot E 703 : 80 g/t Flotanol H 70 : 30 ppm Muestra Rpm

: normal : 1000

Tipo de agua

: procesos

Jg

: 1 cm/s

4.3.2.2. Test para evaluar el efecto del colector. En la tabla 4.9, se muestran las condiciones de las pruebas realizadas para analizar el comportamiento de la cinética de flotación en función de la dosificación de los colectores. Estas pruebas se realizaron en función de las dosificaciones utilizadas en planta, estas se presentan en la prueba 2. Tabla 4.9. Test para determinar la influencia de la dosificación de los colectores. Prueba

Dosificación Hostaflot E 930 : 75 g/t

Variables comunes Granulometría : 71.84 %-#200

Hostaflot E 703 : 65 g/t

Flujo de aire Cp

: 14,5 LPM : 30 %

Hostaflot E 930 : 90 g/t

pH natural

: 8.3

Hostaflot E 703 : 80 g/t

Flotanol

H 70 : 30 ppm

Hostaflot E 703 : 90 g/t

Muestra

: normal

Hostaflot E 930 : 130 g/t

Rpm

: 1000

Tipo de agua

: procesos

Jg

: 1 cm/s

5

2 6

Hostaflot E 930 : 100 g/t

7 Hostaflot E 703 : 110 g/t

58

4.3.2.3. Test para evaluar el efecto del espumante. En la tabla 4.10, se muestran las condiciones de las pruebas realizadas para analizar el comportamiento de la cinética de flotación, en función de las dosificaciones de espumante. Considerando un Cp=40% que es el utilizado en planta y la dosificación de espumante en función del tonelaje 22 [g/t]; la dosificación real de la planta es 13.6 [ppm]. Tabla 4.10. Test para determinar la influencia de la dosificación de espumante. Prueba

Dosificación

Variables comunes Granulometría

8

Flotanol H 70 : 15 [ppm] Flujo de aire Cp

: 71.84 %-#200 : 14,5 LPM : 30 %

Hostaflot E 930 : 90 g/t 9

10

2

Flotanol H 70 : 20 [ppm] Hostaflot E 703 : 80 g/t

Flotanol H 70 : 25 [ppm]

pH natural

: 8.3

Muestra

: normal

Rpm

: 1000

Flotanol H 70 : 30 [ppm] Tipo de agua

Jg

: procesos : 1 cm/s

. 4.3.2.4. Test para evaluar el efecto de la granulometría. En la tabla 4.11, se muestran las condiciones de las pruebas realizadas para analizar el comportamiento de la cinética de flotación en función de la granulometría de alimentación. Para variar la granulometría, se utiliza el SOLVER de Excel, teniendo como referencia el 71.84%-#200, que corresponde a la granulometría utilizada en planta. Ver anexo B.

59

Tabla 4.11. Test para determinar la influencia de la granulometría. Prueba

Granulometría

13

50 %-#200

2

71.84 %-#200

Variables comunes Cp

: 30 %

Flujo de aire pH natural

: 14,5 LPM : 8.3

Hostaflot E 930 : 90 g/t Hostaflot E 703 : 80 g/t

14

80 %-#200

15

90 %-#200

16

100 %-#200

Flotanol

H 70

: 30 ppm

Muestra

: normal

Rpm

: 1000

Tipo de agua

: procesos

Jg

: 1 cm/s

4.3.2.5. Test para evaluar el efecto del porcentaje de sólido. En la tabla 4.12, se muestran las condiciones de las pruebas realizadas para analizar el comportamiento de la cinética de flotación en función del porcentaje de sólido. El Cp utilizado en planta es 40%. Tabla 4.12. Test para determinar la influencia del porcentaje de sólidos. Prueba

Cp

12

20 %

2

11

Variables comunes Granulometría : 71.84 %-#200 Flujo de aire : 14,5 LPM pH natural : 8.3

30 %

Hostaflot E 930 : 90 g/t Hostaflot E 703 : 80 g/t Flotanol H 70 : 30 ppm

40 %

Muestra Rpm Tipo de agua

: normal : 1000 : procesos

Jg

: 1 cm/s 60

5. Resultados y Discusiones.

5.1. Caracterización Hidrodinámica. Los resultados de cada una de las pruebas realizadas para la caracterización hidrodinámica de la celda se muestran en las tablas 5.1, 5.2, 5.3. Estos resultados entregan información necesaria para determinar la concentración crítica de coalescencia. Las mediciones para una concentración de 0 [ppm] y 2 [ppm], se dificultan, debido a que las burbujas coalescen rápidamente, aumentando en tamaño el tamaño de estas, provocando que el ascenso sea dificultoso, por tanto, las fotografías tomadas no representan fidedignamente lo que está pasando en la celda.

Tabla 5.1. Tamaño de burbujas para distintas concentraciones y J g , a 700 rpm. 700 [rpm] Concentración de

Jg=0,5 [cm/s]

Jg=1,0 [cm/s]

Jg=1,5 [cm/s]

d32 [mm]

d32 [mm]

d32 [mm]

0 2 5 10 15 25

2.47 1.42 1.08 0.97 0.98 0.95

2.75 1.66 1.48 1.40 1.38 1.37

3.28 2.23 1.90 1.82 1.78 1.70

50

0.92

1.34

1.68

espumante [ppm]

.

61

Tabla 5.2. Tamaño de burbujas para distintas concentraciones y J g , a 1000 rpm. 1000 [rpm] Concentración de

Jg=0,5 [cm/s]

Jg=1,0 [cm/s]

Jg=1,5 [cm/s]

d32 [mm]

d32 [mm]

d32 [mm]

0 2 5 10 15 25

1.98 1.14 0.86 0.78 0.78 0.76

2.20 1.33 1.18 1.12 1.10 1.10

2.62 1.79 1.52 1.46 1.42 1.36

50

0.74

1.07

1.34

espumante [ppm]

En la figura 5.1, 5.2, 5.3, se muestran las curvas de d 32 versus concentración de espumante, para distintas velocidades de agitación del impulsor (rpm) variando la velocidad superficial de aire o gas  J g  , en estos gráficos se observa una tendencia claramente definida. A medida que hay una disminución en la velocidad del impulsor, el diámetro promedio de Sauter aumenta. Esto se debe

porque cuando disminuye la velocidad de rotación

[rpm], el impulsor es capaz de generar menos burbujas en un intervalo de tiempo, considerando el flujo de aire entrante constante, mientras tanto al aumentar las [rpm] las burbujas generadas en el mismo tiempo serán una cantidad mayor, ya que el aire entrante se interceptará mucha más veces con el alabe del impulsor generando burbujas más pequeñas. Por tanto el sistema de generación de burbujas es el impulsor y la velocidad con el cual gira. Para 700 rpm el tamaño de burbujas es mayor  d 32  provocando una disminución en el área expuesta al contacto con la burbuja por ende una menor probabilidad de que la partícula sólida pueda ser transportada con eficiencia hacia la superficie, para incorporarse al concentrado.

62

Tabla 5.3. Tamaño de burbujas para distintas concentraciones y J g , a 1300 rpm. 1300 [rpm] Concentración de

Jg=0,5 [cm/s]

Jg=1,0 [cm/s]

Jg=1,5 [cm/s]

d32 [mm]

d32 [mm]

d32 [mm]

0 2 5 10 15 25

2.00 0.94 0.75 0.73 0.71 0.68

2.34 1.42 1.01 0.99 0.98 0.99

2.81 1.91 1.35 1.21 1.22 1.20

50

0.64

0.95

1.15

espumante [ppm]

Para el caso en que se trabaja a 700 [rpm], se observa que la pulpa no está completamente en suspensión, provocando que partículas sólidas que se encuentran en la pulpa, no tengan misma probabilidad de ser flotadas, esto se determina, debido a que la celda trabajada fue trasparente y con la ayuda de una fuente de luz se logró apreciar zonas muertas en los extremos inferiores de la celda. Con esto ciertas partículas se van directamente a la cola o relave. Mientras tanto que al trabajar con 1300 [rpm], la turbulencia de la pulpa en la interface pulpa espuma puede hacer que se arrastren partículas indeseables a esta, junto con tener una turbulencia demasiado grande, partículas adheridas a las burbujas se pueden desprender debido a la energía cinética a la cual estas partículas se ven expuestas cerca del impulsor, también puede ocurrir el problema, que las partículas empiecen a centrifugarse, es decir, las más gruesas se van a las paredes, dificultando la eficiencia del proceso. Por otro lado no se aprecia un cambio significativo en el d 32 para las variaciones entre 1000 [rpm] y 1300 [rpm], esto se puede deber a que la máquina de flotación no es capaz de generar burbujas más pequeñas.

63

Jg=0,5 [cm/s] 3,00 700 [rpm]

d32 [mm]

2,50

1000 [rpm]

2,00

1300 [rpm]

1,50 1,00 0,50 0,00 0

10

20

30

40

50

60

Concentración de espumante [ppm]

Figura 5.1. Curva CCC para distintas [rpm] y un J g = 0,5 [cm/s].

Jg=1,0 [cm/s] 3,00 700 [rpm]

d32 [mm]

2,50

1000 [rpm]

2,00

1300 [rpm]

1,50 1,00 0,50 0,00 0

10

20

30

40

50

60

Concentración de espumante [ppm]

Figura 5.2. Curva CCC para distintas [rpm] y un J g = 1,0 [cm/s].

64

Jg=1,5 [cm/s] 3,50 700 [rpm]

3,00

1000 [rpm]

d32 [mm]

2,50

1300 [rpm]

2,00 1,50 1,00 0,50 0,00 0

10

20

30

40

50

60

Concentración de espumante [ppm]

Figura 5.3. Curva CCC para distintas [rpm] y un J g = 1,5 [cm/s].

En la figura 5.4, 5.5, 5.6 se muestran las curvas del CCC para distintas velocidades superficiales de aire, variando la velocidad de flotación del impulsor. Con estos gráficos se observa claramente que a medida que aumenta la velocidad superficial de aire  J g  , también aumenta el flujo de aire inyectado (ecuación 20), provocando un aumento en el tamaño de burbuja

 d32 

.Al

aumentar el tamaño de las burbujas, manteniendo el flujo de aire constante se produce una disminución del área superficial de burbujas, reduciendo la probabilidad de formación de agregados partículas-burbujas, por tanto, hay menos transportes (superficie de burbujas) que puedan llevar el sólido hacia la superficie y transformarlo en concentrado.

65

700 [rpm] 3,50 Jg : 0,5 [cm/s]

3,00

Jg : 1,0 [cm/s]

d32 [mm]

2,50

Jg : 1,5 [cm/s]

2,00 1,50 1,00 0,50 0,00 0

10

20

30

40

50

60

Concentración de espumante [ppm]

Figura 5.4. Curva CCC para distintos J g y una velocidad de rotación de 700 [rpm].

1.000 [rpm] 3,00 Jg : 0,5 [cm/s]

2,50

d32 [mm]

Jg : 1,0 [cm/s] 2,00

Jg : 1,5 [cm/s]

1,50 1,00 0,50 0,00 0

10

20

30

40

50

60

Concentración de espumante [ppm]

Figura 5.5. Curva CCC para distintos J g y una velocidad de rotación de 1000 [rpm].

66

1.300 [rpm] 3,00 Jg : 0,5 [cm/s]

d32 [mm]

2,50

Jg : 1,0 [cm/s]

2,00

Jg : 1,5 [cm/s]

1,50 1,00 0,50 0,00 0

10

20

30

40

50

60

Concentración de espumante [ppm]

Figura 5.6. Curva CCC para distintos J g y una velocidad de rotación de 1300 [rpm].

Luego de estos test hidrodinámicos y las discusiones antes expuestas se decide trabajar con una velocidad superficial de aire de 1.0 [cm/s] y una velocidad de rotación del impulsor de 1000 [rpm]. 5.2. Test de flotación batch. Los resultados de cada una de los test de flotación batch se encuentran en el anexo C, cada una de las pruebas esta rotulada con todas las condiciones de trabajo y los parámetros de los modelos cinéticos estudiados. El modelo utilizado fue el de Klimpel, debido

que presenta el mejor

ajuste, en el anexo D se presenta una memoria de cálculo, en la cual se muestra la metodología utilizada para determinar los parámetros de cada uno de los modelos cinéticos de flotación batch presentados, ecuaciones 30, 31, 32. 67

Para los gráficos de las cinéticas de flotación batch, los puntos representan los datos obtenidos experimentalmente, mientras tanto que la línea continua representa el modelo de Klimpel utilizado.

5.2.1. Granulometría de planta. En la tabla 5.4 se presenta el análisis granulométrico efectuado a las muestras enviadas desde la planta. El muestreo se realizo en la descarga del over flow de la batería de ciclones. En la figura 5.7 Se muestra la distribución granulométrica con su P80 original, se realizaron cuatro pruebas de análisis granulométrico, trabajando con el promedio de estos. Los datos señalados en el gráfico como puntos corresponde a los experimentales, mientras tanto que la línea continua corresponde al modelo de distribución de Schumann. Tabla 5.4. Granulometría ocupada en la planta concentradora.

Malla 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 fondo

Tamaño

Acumulado

µm

Pasante, %

3350 1700 850 600 425 300 212 150 106 75 53 45 T80

100.00% 100.00% 100.00% 99.97% 99.92% 99.68% 98.48% 95.13% 86.25% 71.84% 62.44% 38.21% 91.9

[μm]

68

Granulometría de planta Pasante acumulado [%]

100,00 90,00 80,00

Granulometría de Alimentacíon

70,00

P80

60,00 50,00

Modelo de Schumann

40,00

T80 = 92 [μm]

30,00 45

450

4500

Tamaño partícula [µm]

Figura 5.7. Gráfico de distribución granulométrica utilizada en la planta.

5.2.2. Densidad del Sólido. Para determinar la densidad del sólido se utilizó la metodología del picnómetro. Se realizaron tres ensayos. Obteniendo una densidad de la escoria promedio de 3,7 [g/cm3].

5.2.3. Composición química de la escoria.

El análisis mineralógico fue realizado por la empresa Análisis Químico de minerales Ltda. En marzo del 2013. Los resultados se muestran en la tabla 5.5. En esta se puede aprecia el alto contenido de calcosina, lo que hace muy factible realizar el proceso de flotación para recuperar el Cu.

69

Tabla 5.5. Composición mineralógica de las escorias de Altonorte.

Mineral

Composición Minerlógica Formula % Mineral Formula

%

Calcosina

Cu2S

29,91

Cu nativo

Cu

0,6

Covelina

CuS

0,14

Blenda

ZnS

0,36

Calcopirita

CuFeS2

0,19

Hematita

Fe2O3

0,23

Bornita

Cu5FeS4

0,23

Magnetita

Fe3O4

68,35

5.2.4. Efecto del pH sobre la recuperación de cobre. En la tabla 5.6 y figura 5.8 se presentan los resultados de los test de flotación batch, donde el parámetro a modificar fue el pH. Las condiciones de estas pruebas se presentan en la tabla 4.8.

Tabla 5.6. Recuperación de cobre obtenida a distintos pH y R para cada uno

8,3 10 12

Recuperación Experimental 93,8% 92,0% 91,2%

R G-Z 92% 91% 91%

R Klimpel 99% 95% 93%

R Kelsall 98% 92% 91%



pH

R

de los modelos de flotación batch.

Según el gráfico 5.8 se observa que al aumentar el pH, hay una pequeña disminución en la recuperación. El modelo de

Klimpel graficado muestra la

misma tendencia, la diferencia en la recuperación se debe a que se representa los R , es decir, la recuperación máxima que podría obtener si se flota un tiempo infinito. 70

Al graficar la cinética de flotación, figura 5.9, se observa que a medida que aumenta el pH, hay un aumento en la constante cinética, por tanto, un aumento en la velocidad de flotación, sin embargo, la recuperación máxima no aumenta. El efecto del pH afecta la flotabilidad del mineral, parámetro relacionado en la ecuación 26. Si se desea flotar un tiempo menor a siete minutos, se justificaría agregar cal a las celdas, ya que para un mismo tiempo la recuperación sería mayor.

Recuperación [%]

Recuperación en función del pH 100,0% 98,0% 96,0% 94,0% 92,0% 90,0% 88,0% 86,0% 84,0% 82,0% 80,0%

Recuperación a los 20 [min] Recuperación con Klimpel 8

9

10

11

12

13

pH

Figura 5.8. Recuperación de cobre en función del pH. La cal es un depresante de la pirita (FeS2), en caso de existir en forma significativa se reflejaría en un aumento de la recuperación. Para el gráfico se aprecia que se mantiene o disminuye, concluyendo que no hay presencia de FeS2, lo que es bastante coherente ya que al tratarse de escoria que viene directamente de reactor, la mayoría del FeS pasa a metal blanco, mientras tanto, el hierro existente es de origen oxidado, principalmente Fe3O4.

71

Recuperación [%]

Cinética de Flotación (Klimpel) 100,0% 90,0% 80,0% 70,0% 60,0% 50,0% 40,0% 30,0% 20,0% 10,0% 0,0%

pH=8.3 pH=10 pH=12

0

5

10 15 Tiempo [min]

20

25

Figura 5.9. Cinética de flotación para distinto pH, modelado con los parámetros de Klimpel. 5.2.5. Efecto de la dosificación de colector sobre la recuperación de cobre. En la tabla 5.7 y figura 5.10 se presentan los resultados de los test de flotación batch, donde el parámetro a modificar fue la dosificación de colector. Las condiciones de estas pruebas se presentan en la tabla 4.9. Según la figura 5.10, se observa que al aumentar la concentración de reactivos (colector) hay un aumento significativo en la recuperación entre la primera y segunda prueba, luego de eso la modelo de

recuperación es constante. El

Klimpel graficado muestra la misma tendencia, debiéndose la

diferencia de las recuperaciones a que se grafica el R del modelo. Del gráfico se puede apreciar que la recuperación no presenta variación cuando la concentración de colectores aumenta de E 930: 90 [g/t] y E 703: 80 [g/t], es decir, un aumento de estos no trae consigo un beneficio.

72

Tabla 5.7. Recuperación de cobre obtenida a distintas concentraciones de colector y R para cada uno de los modelos de flotación batch. Colector E 930 [g/t]

E 703 [g/t]

75 90 100 130

65 80 90 110

Recuperación Experimental 81,6% 93,8% 93,9% 93,7%

R G-Z 80% 92% 92% 91%

R Klimpel 84% 99% 98% 97%

R Kelsall 87% 98% 99% 100%

Figura 5.10. Recuperación de cobre en función de la dosificación de colector.

De la cinética de flotación mostrada en la figura 5.11, se aprecia que un aumento en la concentración de colector, implica un aumento en la constante cinética, o en la velocidad de flotación. Que la recuperación no aumente después de esa concentración de reactivo, se puede explicar con la adsorción del colector, es decir, con esa concentración una gran parte de las partículas se

73

logran convertir en hidrofóbicas, concluyendo que el colector se logró adsorber totalmente en la superficie de la partícula.

Recuperación [%]

Cinética de flotación (Klimpel) 100% 90% 80% 70% 60% 50% 40% 30% 20% 10% 0%

E930:75 [g/t] ;E703:65 [g/t] E930: 90[g/t] ;E703: 80[g/t] E930:100[g/t] ;E703: 90[g/t] E930:130[g/t] ;E703: 110[g/t] 0

5

10

15

20

25

Tiempo [min]

Figura 5.11. Cinética de flotación para distintas concentraciones de colector, modelado con los parámetros de Klimpel.

5.2.6. Efecto de la dosificación de espumante sobre la recuperación de cobre. En la tabla 5.8 y figura 5.12 se presentan los resultados de los test de flotación batch, donde el parámetro a modificar fue la dosificación de espumante. Las condiciones de estas pruebas se presentan en la tabla 4.10. Según la figura 5.12 se observa que al aumentar la dosificación de espumante hay un aumento significativo en la recuperación. Al graficar el R del modelo de Klimpel se aprecia la misma tendencia.

74

Tabla 5.8. Recuperación de cobre obtenida a distintas concentraciones de espumante y R para cada uno de los modelos de flotación batch. Espumante [ppm] 15 20 25 30

Recuperación Experimental 81% 89% 92% 94%

R G-Z 80% 87% 90% 92%

R Klimpel 85% 91% 95% 99%

R Kelsall 83% 90% 93% 98%

.

La razón por la que la recuperación aumenta se puede relacionar principalmente a la disminución del tamaño promedio de las burbujas a medida que se aumenta la concentración de espumante. Tal cual como se aprecia en los gráficos del CCC figuras 5.1 - 5.6 lo que provoca un aumento en el área efectiva de la fase gas, provocando un incremento en la probabilidad de contacto partícula/burbuja.

Recuperación [%]

Recuperación en función del espumante 100% 98% 96% 94% 92% 90% 88% 86% 84% 82% 80%

Recuperación a los 20 [min] Recuperación con Klimpel

12

17

22

27

32

Concentración Espumante [ppm]

Figura 5.12. Recuperación de cobre en función de la dosificación del espumante.

75

El efecto que provoca el espumante es retardar la coalescencia de las burbujas y entrega una mayor estabilidad a la fase gaseosa, es decir, cuando las burbujas lleguen cargadas con las partículas a la superficie, estas no se revienten provocando que las partículas retornen nuevamente a la pulpa, implicando una disminución en la eficiencia del proceso. La cinética de flotación observada en la figura 5.13, muestra que un aumento en la concentración de espumante, sobre los 30 [ppm], se refleja en un pequeño aumento en la velocidad de flotación, pero no en la recuperación esto se puede explicar, debido a que sobre esta concentración el tamaño de la burbuja no se puede hacer menor y permanece constante (sobre el CCC). Por tanto el sistema es incapaz de entregar más área superficial de burbujas para aumentar la probabilidad de colisión.

Recuperación [%]

Cinética de Flotación (Klimpel) 100% 90% 80% 70% 60% 50% 40% 30% 20% 10% 0%

15 [ppm] 20 [ppm] 25 [ppm] 30 [ppm] 0

5

10

15

20

25

Tiempo [min]

Figura 5.13. Cinética de flotación para distintas concentraciones de espumante, modelado con los parámetros de Klimpel.

76

5.2.7. Efecto del tamaño de partícula en la recuperación de cobre. En la tabla 5.9 y figura 5.14 se presentan los resultados de los test de flotación batch, donde el parámetro a modificar fue el tamaño de partículas. Las condiciones de estas pruebas se presentan en la tabla 4.11. Tabla 5.9. Recuperación de cobre obtenida a distintos tamaños (% - # 200) y

R para cada uno de los modelos de flotación batch. T 80 [µm] 154 92 75 60 52

Granulometría [%- # 200] 50% 72% 80% 90% 100%

Recuperación Experimental 74,9% 93,8% 95,3% 94,9% 92,9%

R G-Z 74% 92% 94% 93% 91%

R Klimpel 78% 99% 99% 99% 97%

R Kelsall 75% 98% 95% 95% 99%

En la figura 5.14, se observa que un aumento en el tamaño de la partícula provoca una disminución en la recuperación, al igual que una disminución considerable del tamaño. El gráfico construido con el R muestra la misma tendencia. La explicación cuando el tamaño de la partícula es muy grande (50%#200) y la recuperación disminuye se puede relacionar con el grado de liberación de la partícula, por tanto, sino esta liberada no cumple las condiciones ideales para que el colector pueda adsorberse en forma eficiente. Otro problema que se puede presentar es el de la gravedad específica de la partícula, ya que esta aumenta a medida que la partícula es de un mayor tamaño, lo cual provoca que la burbuja no sea capaz de transportar la partícula hasta la superficie. El último factor a considerar es el diámetro o curvatura de la partícula, ya que la probabilidad de colisión tiene

relación directa con los

diámetros involucrados (partícula /burbuja), a mayor diámetro de partícula, 77

menor es el tiempo de contacto, provocando que el tiempo de inducción sea mayor, lo que provoca una disminución en la eficiencia del proceso.

Recuperación [%]

Recuperación en función del tamaño 105,0% 100,0% 95,0% 90,0% 85,0% 80,0% 75,0% 70,0% 65,0% 60,0%

Recuperación a los 20 [min] Recuperación con Klimpel 40%

60%

80% 100% Granulometría - # 200 [%]

120%

Figura 5.14. Recuperación de cobre en función del tamaño de partícula.

La disminución de la recuperación que se aprecia para minerales con mucha fineza (100%- #200), tiene relación con la pequeña masa de la partícula y con un problema estadístico. Para el primer caso, la partícula tiene que ser capaz de vencer la barrera energética que posee la superficie de la burbuja para lograr la adhesión de la partícula a ella, con una masa menor de partícula se hace mucho más difícil romper esta barrera y adelgazar el film de agua para lograr que la partícula se adhiera y estabilice la burbuja, provocando una disminución en la eficiencia del proceso, por otro lado, la velocidad con que se mueve la partícula es un factor importante, debido a que la partícula no solo necesita masa sino también movimiento, el concepto fundamental es el momentum. El segundo caso tiene relación con la probabilidad de colisión entre a burbuja y la partícula, debido a que si disminuye el tamaño (diámetro) de la partícula, hay un aumento significativo de estas, considerando que la masa se mantiene constante al igual que el flujo de aire, por tanto hay una disminución 78

en la probabilidad de colisión, ya que para la misma cantidad de burbujas, existen muchas más partículas que desean ser flotadas.

Cinética de Flotación (Klimpel) 120% 50%-#200

Recuperación [%]

100% 80%

71.84%-#200

60%

80%-#200

40%

90%-#200

20%

100%-#200

0% 0

5

10

15

20

25

30

Tiempo [min]

Figura 5.15. Cinética de flotación para distintas granulometrías, modelado con los parámetros de Klimpel. En la figura 5.15 se aprecia la cinética de flotación, muestra que a medida que disminuye el tamaño de la partícula aumenta la velocidad de flotación considerable entre los 3 minutos y 10 minutos para tamaños mayores a 92 [μm]. Sin embargo para tamaños inferiores se mantiene constante tanto la velocidad de flotación como la recuperación máxima obtenida, disminuyendo la última para los tamaños más finos.

5.2.8. Efecto del porcentaje de sólidos en la recuperación de cobre. En la tabla 5.10 y figura 5.16 se presentan los resultados de los test de flotación batch, donde el parámetro a modificar fue el porcentaje de sólidos o densidad de pulpa. Las condiciones de estas pruebas se presentan en la tabla 4.12. 79

Tabla 5.10. Recuperación de cobre obtenida a distintos porcentajes de sólidos y R para cada uno de los modelos de flotación batch. Cp [%] 20 30 40

Recuperación Experimental 86% 94% 87%

R G-Z 84% 92% 85%

R Klimpel 89% 99% 88%

R Kelsall 92% 98% 93%

Según la figura 5.16 se aprecia que con un 20% y 40% se sólidos, la recuperación baja considerablemente. Si bien la tendencia es clara para determinar el porcentaje de sólidos óptimo, se debiera trabajar con más puntos experimentales, para tener más información del comportamiento de la recuperación entre esos puntos. La explicación de la baja recuperación para una alta densidad de pulpa, se puede relacionar con la saturación de las burbujas con sólidos, es decir, hay muchas partículas disponibles para ser flotadas, pero no hay suficientes medios de transporte (burbujas) para llevar el mineral a la superficie, y que este se incorpore al concentrado. Otra explicación que se relaciona con el aumento de la gravedad específica, es provocar que la burbuja no sea capaz de subir a la superficie de la celda, también se puede asociar a la baja velocidad de rotación de impulsor, es decir, la pulpa no es capaz de estar en suspensión en todos los sectores de la celda.

80

Recuperación en función del Cp 100% Recuperación a los 20 [min]

Recuperación [%]

98% 96%

Recuperación con Klimpel

94% 92% 90% 88% 86% 84% 20

25

30

35

40

45

50

Porcentaje Sólido [%]

Figura 5.16. Recuperación de cobre en función del porcentaje de sólidos.

Recuperación [%]

Cinética de Flotación (Klimpel) 100% 90% 80% 70% 60% 50% 40% 30% 20% 10% 0%

Cp=20 % Cp=30 % Cp=40 %

0

5

10

15

20

25

Tiempo [min]

Figura 5.17. Cinética de flotación para distintas densidades de pulpa, modelado con los parámetros de Klimpel.

81

Para una densidad de pulpa baja, la disminución en la recuperación se relaciona con que las burbujas tienen muy pocas partículas de sólido adheridas a su superficie, por lo que, estas al pasar por la zona de turbulencia, adquieren una inercia tal que la partícula se desprende de la superficie de la burbuja, provocando que esta vuelva a la pulpa. Al analizar los modelos cinéticos, expresados en las ecuaciones 27, 28, 29. Se puede apreciar que ningún modelo relaciona al porcentaje de sólido en función de la recuperación. La cinética de flotación observada en la figura 5.17 muestra que la constante cinética es muy similar para las tres densidades de pulpa, cambiando solo la recuperación máxima. La mayor recuperación se obtuvo al trabajar con un 30% sólido.

5.3. Evaluación del colector como espumante. La tabla 5.11 muestra la influencia que tiene el colector Hostaflot E 703 como espumante. El gráfico mostrado en la figura 5.18 se aprecia que el colector no actúa como espumante, ya que un aumento considerable en la concentración de este no implica ni un aumento ni una disminución del tamaño de las burbujas. Las pruebas realizadas fueron con una concentración de espumante Flotanol H 70

30 [ppm]. Las variaciones en milímetros de los

tamaños se pueden deber a errores experimentales.

82

Tabla 5.11. Tamaño de burbuja variando la concentración de Hostaflot E 703. Concentración de colector E 703 [ppm]

d32 [mm]

10 20 30

1.11 1.13 1.12

Colector E 703 como espumante 1,60 1,50

d32[mm]

1,40 1,30 1,20

H 70

1,10

E 703

1,00 0,90 0,80 0

10

20

30

40

Concentración de colector [ppm]

Figura 5.18. Comparación de los tamaños de burbujas a distintas [ppm] de E 703.

Al analizar el colector Hostaflot E 930 presentados en la tabla 5.12 y figura 5.19. Se aprecia la misma tendencia que el colector Hostaflot E 703. Por tanto se puede concluir que los colectores no tienen influencia alguna en el tamaño de las burbujas, por tanto, el colector no actúa como espumante.

83

Tabla 5.12. Tamaño de burbuja variando la concentración de Hostaflot E 930. Concentración de colector E 930 [ppm]

d32 [mm]

10 20 30

1.12 1.11 1.11

Colector E 930 como espumante 1,60 1,50

d32[mm]

1,40 1,30 1,20

H 70

1,10

E 703

1,00 0,90 0,80 0

10

20

30

40

Concentración de colector [ppm]

Figura 5.19. Comparación de los tamaños de burbujas a distintas [ppm] de E 930.

84

6. Conclusiones.

Las principales conclusiones y recomendaciones del estudio realizado son las siguientes:  La escoria presenta una composición mineralógica de un 29.9% de calcosina y un 68.5 % de magnetita. Mientras tanto que su densidad es 3,7 [g/cm3].  Un aumento en la velocidad del impulsor, implica un tamaño de burbuja menor, por consiguiente, existe una mayor área disponible para el contacto entre las partículas y las burbujas, considerando el equipo utilizado y la inyección de aire forzado.  Un aumento en la velocidad superficial de aire, provoca un aumento del tamaño de burbuja promedio, provocado una menor área disponible para el contacto entre la partícula y la burbuja.  La caracterización hidrodinámica más óptima encontrada fue trabajar con una velocidad de agitación de 1000 [rpm] y un J g = 1 [cm/s], lo cual corresponde a un flujo de aire de 14.5 [LPM].  El aumento del pH, no produce un aumento en la recuperación del cobre, por tanto no se justificaría agregar cal al proceso, bastaría seguir trabajando con el pH natural de la pulpa que es 8.3.  Con la dosificación actual de colector, E 930: 90 [g/t] y E 703: 80 [g/t], se obtiene la mayor recuperación, no se justificaría aumentar la concentración de estos, ya que solo significaría un aumento en los costos.  Un aumento en la dosificación de espumante implica un aumento significativo en la recuperación de cobre, con 30 [ppm] se obtuvieron las máximas recuperaciones. 85

 Considerando la granulometría actual con la cual trabaja la planta, un tamaño de partícula más pequeño genera una mayor recuperación. lo óptimo es llegar hasta un 80% - #200 considerando un P80: 75[μm].  El porcentaje de sólido que entra a la flotación (38-40%) es muy alto, provocando una disminución en la recuperación de cobre. Algunas recomendaciones para mejorar el proceso son:  La planta concentradora estudie y corrija la dosificación de espumante, debido a que se agrega en función del sólido y no del líquido, considerando que el espumante actúa sobre el agua. Considerando que la dosificación de Flotanol H 70: 20 [g/t] y un 40% de sólidos la concentración real o dosificación de espumante es 13.6 [ppm].  Realizar una medición de los tamaños de burbujas que trabajan en cada una de las celdas, así tener un control de la hidrodinámica de la celda.  Controlar tantos los flujos de aire, como las alturas de las espumas en cada celda.  Alimentar la batería de hidrociclones con una pulpa más diluida, esto provocará una disminución del porcentaje de sólidos con el que se alimenta la celda de flotación y una disminución en la granulometría de entrada, bajando el tamaño 80 (cuarto mandamiento de la molienda).  Aumentar la dosificación de espumante y cambiar el concepto que la dosificación se agrega en función del sólido, sino que se debe agregar en función del agua.  Realizar una Distribución de tiempo de residencia (DTR), para evaluar los tiempos y compararlos con las cinéticas de flotación

86

batch, así lograr reacomodar el circuito considerando que hay celdas que no son ocupadas.

87

7. Bibliografía.

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[9] Zapata. N (2006). Reactor Continuo Fundición Altonorte. Teniente Converter WorkshopTechnology. [10] Conejeros

V (2003) . Procesamiento de Minerales. Apuntes para

Estudiantes de Ingeniería Civil Metalúrgica. Pág.24-28. [11] Sutulov A (1963). Flotación de minerales. Instituto de investigación tecnológica. Universidad de Concepción. Pag 113-130. [12] Runge K.(2010) Laboratory flotation testing – An essential tool for ore characterisation. Flotation plant optimisation. Chapter 9, pp 155-173. Flotation Plant Optimisation. Greet, C.J. (Ed). [13] Perez S (1977) Factibilidad técnica de recuperación de cobre a partir de escorias de convertidor por flotación. Tesis de grado para optar al título de Ingeniero Civil en Metalurgia. Universidad de Técnica del Estado. [14] Finch,J. Nesset,J. Acuña C. Role of frotheron bubble production and behaviour in flotation. Minerals Engineering 21, pp 949 – 957.

89

Anexo A HOJA DE SEGURIDAD Y EMERGENCIA HOSTAFLOT E 703 Sección 1 : Identificación del producto del proveedor Nombre del producto : HOSTAFLOT E 703 Código del producto : 160023 Proveedor : Clariant Chile Ltda. Fono de Emergencia : 373 4100 09-8254665 Sección 2 : Composición/ Ingredientes Naturaleza química : Tionocarbamato modificado Nº CAS producto : No disponible Sección 3 : Identificación de los riesgos Naturaleza del riesgo : PRODUCTO LEVEMENTE IRRITANTE Peligros para la salud de las personas Contacto con la piel : Ligeramente irritante de la piel y mucosas Contacto con los ojos : levemente irritante de ojos Ingestión : Nocivo por ingestión Sección 4 : Medidas de primeros auxilios Contacto con la piel : Retirar ropa impregnada y lavar inmediatamente ----------------------------------------------------------------- abundante agua y jabón. Contacto con los ojos : Lavar inmediatamente con agua, mínimo durante15 minutos y consultar médico. Ingestión : Consultar médico para inducir vómito. Sección 5 : Medidas para lucha contra el fuego Agentes de extinción : Polvo químico, espuma, anhidrato carbónico y ----------------------------------------agua Procedimientos y equipos especiales para combatir el fuego : En espacios cerrados utilizar respirador con suministro de -------------------------aire del tipo autocontenido con presión positiva. Sección 6 : Medidas para controlar derrames o fugas Medidas urgentes a tomar : Contener derrame con la ayuda de material si hay derrame ----------------------------------------------------del producto absorbente inerte, recoger y disponer en ------------------------------------------------------------envases cerrados y etiquetados. Equipo de protección personal : Utilizar los equipos indicados en la sección 8. Métodos de limpieza : Residuos lavar con abundante agua. Métodos de eliminación de desechos : Incinerar si regulaciones locales lo permiten o disponer de ----------------------------------------------------- acuerdo a la legalidad vigente. Sección 7 : Manipulación y Almacenamiento Recomendaciones técnicas : Mantener en envases originales cerrados y etiquetados. Manipulación segura, específica : Manipular en áreas ventiladas, evitar todo contacto con -------------------------------------------------------- ojos y piel. Utilizar equipos de protección

90

personal. No---------------------------------------------------------comer, beber o fumar durante la manipulación de este -----------------------------------------------------------producto. Condiciones de almacenamiento : Almacenar en áreas ventiladas. Sección 8 : Control de exposición/protección personal Protección de manos : Guantes de neopreno Protección de la vista : Protección ocular para salpicaduras químicas. Sección 9 : Propiedades físicas y químicas Estado físico : Líquido Color : Transparente amarillo hasta pardo rojizo. Olor : Desagradable, característico a compuestos sulfurados Punto de Congelamiento : <-15ºC Punto de Ebullición : Aprox. 200ºC (con descomposición) Punto de Inflamación : > 100ºC Densidad a 20ºC : Aprox. 1,04 g/ml Solubilidad en agua : Insoluble Viscocidad (20ºC) : Aprox. 4 mPa.s Sección 10 : Estabilidad y Reactividad Estabilidad : Estable en condiciones normales de uso y almacenamiento. Productos peligrosos de la descomposición : La pirólisis del producto genera gases sulfurosos. Sección 11 : Información Toxicológica Datos toxicológicos : Toxicidad aguda (LD50): 500-2000 mg/kg (ratas ) Tolerancia cutánea : No irritante (conejos) Tolerancia mucosa : Causa daño (ojos de conejo) Toxicidad aguda en peces (LC00):1-10mg/l (24 h.) Sección 12 : Información Ecológica Datos ecológicos : Demanda Química de oxígeno (DQO): 5-120 mg O2/g Carbón orgánico (CO) : 1.950 mg c/l Biodegrabilidad: 30-70% (DECD Test-G 302 B) Sección 13 : Consideraciones sobre disposición final Método de eliminación : Disponer o eliminar de acuerdo a normativas locales y ----------------------------------------------------------legislación vigente. Sección 14 : Información sobre transporte NCh 2190, marcas aplicables : Producto no peligroso. No existen regulaciones especiales en cuanto a su transporte. Otras indicaciones : En caso de accidente no manipular la carga avisar a Clariant Chile Ltda. Sección 15 : Normas vigentes Normas aplicables : Decreto Nº 745 del Ministerio De Salud: “Condiciones Sanitarias ambientales básicas en los lugares de trabajo.

91

HOJA DE SEGURIDAD Y EMERGENCIA FLOTANOL H 70

Sección 1 : Identificación del producto del proveedor Nombre del producto : FLOTANOL H- 70 Código del producto : 165381 Proveedor : Clariant Chile Ltda. Fono de Emergencia RITA MINSAL : 777 1994 / 661 9414 Fono Emergencia Clariant : 373 4100 – 373 4260 Sección 2 : Composición/ Ingredientes Naturaleza química : Alcoholes y eteres poliglicolicos Nº CAS producto : 25322-69-4 Sección 3 : Identificación de los riesgos Naturaleza del riesgo : PRODUCTO NO PELIGROSO Riesgos más importantes : Ninguno, si se manipula y usa como prescrito Efectos adversos para la salud : El contacto prolongado con el producto puede --------------------------------------------------------------------causar irritación de la piel y ojos. Riesgos específicos : Ninguno conocido Sección 4 : Medidas de primeros auxilios Contacto con la piel : Luego del contacto cutáneo, limpiar con agua y -------------------------------------------------------------------- luego con jabón. Contacto con los ojos : Lavar inmediatamente con agua, de producirse Irritación consultar médico. Sección 5 : Medidas para lucha contra el fuego Agentes de extinción : Polvo químico, espuma, dióxido de carbono y agua nebulizada. Procedimientos y equipos especiales para combatir el fuego : En espacios cerrados utilizar respirador con ---------------------------------------suministro de aire del tipo autocontenido. Sección 6 : Medidas para controlar derrames o fugas Medidas urgentes a tomar : Contener derrame con la ayuda de material si hay ------------------------------------------------------------derrame del producto absorbente inerte, recoger y-------------------------------------------------------------- disponer en envases cerrados y etiquetados.

92

Equipo de protección personal : Utilizar los equipos indicados en la sección 8 Métodos de limpieza : Residuos lavar con abundante agua. Métodos de eliminación de desechos : Incinerar si regulaciones locales lo permiten o disponer de ----------------------------------------------------- acuerdo a la legalidad vigente . Sección 7 : Manipulación y Almacenamiento Recomendaciones técnicas : Mantener en envases originales cerrados y etiquetados. Manipulación segura, específica : Manipular en áreas ventiladas, evitar contacto Prolongado con el producto. No comer, beber o fumar durante la manipulación de este ------------------------------------------------------producto. Condiciones de almacenamiento : Almacenar en áreas ventiladas. Sección 8 : Control de exposición/protección personal Protección de manos : Guantes de nitrilo, neopreno o PVC. Protección de la vista : Protección ocular para salpicaduras químicas. Sección 9 : Propiedades físicas y químicas Estado físico : Líquido Color : Amarillo a pardo Olor : Típico Punto de Congelamiento : <-15ºC Punto de Inflamación : >200 ºC Viscosidad a 20ºC : Aprox. 100 mPa.s Densidad a 20ºC : Aprox. 0,98 g/ml Solubilidad en agua : Parcialmente miscible en agua Valor pH (20ºC) : Aprox. 6.5 Punto de ebullición : 120 - 300ºC Sección 10 : Estabilidad y Reactividad Estabilidad : Estable en condiciones normales de uso y almacenamiento Productos peligrosos de la : No relevantes descomposición Sección 11 : Información Toxicológica Datos toxicológicos : Toxicidad oral aguda (LD50): >2000 mg/kg (ratas ) Tolerancia cutánea : No hay (conejos) Tolerancia mucosa : No hay (ojos de conejo) Sección 12 : Información Ecológica Datos ecológicos : Biodegrabilidad: < 10% : Toxicidad en peces : > 500 mg/l (24 h guppy) Toxicidad bacteria : EC 50 > 1000 mg/l ------------------------------------------------------------------------------(pseudomonasputida) Demanda Química de Oxigeno :2050 mg/g Sección 13 : Consideraciones sobre disposición final Método de eliminación : Disponer o eliminar de acuerdo a normativas local legislación vigente. Sección 14 : Información sobre transporte NCh 2190, marcas aplicables : Producto no peligroso. No requiere regulaciones especiales en cuanto a su transporte. Otras indicaciones : En caso de accidente no manipular la carga avisar a Clariant Chile Ltda.

93

Sección 15 Normas vigentes Normas aplicables

:

Decreto Nº 745 del Ministerio De Salud: “Condiciones Sanitarias y ambientales básicas en los lugares de trabajo.

94

HOJA DE SEGURIDAD Y EMERGENCIA HOSTAFLOT E 930

Sección 1: Identificación del producto y del proveedor Nombre comercial: HOSTAFLOT E 930 Identificación de la sociedad o empresa: Clariant Colorquimica (CHILE) Ltda. Camino a Melipilla 15170, Maipu Maipu - Santiago de Chile Teléfono : +56 2 373 4100 Información de la sustancia o del preparado: División Functional Chemicals Seguridad y Medio Ambiente Teléfono de emergencia: +56 02 247 3600 (CITUC)

Sección 2: Composición/ingredientes Características químicas: Nombre del producto: Componente peligroso: Soda cáustica No. CAS :

Hostaflot E 930

No. ONU

1824

:

1310-73-2

Sección 3: Identificación de los riesgos NCh 2190:

NCh 1411/IV

0 1

0

Peligros para la salud de las personas Peligros para el medio ambiente

Peligroso para la vida acuática en concentraciones elevadas.

Peligros especiales del producto

Corrosivo Tóxico

95

Provoca irritación grave en los ojos, la piel y mucosas. En contacto con ácidos libera gases muy tóxicos (H2S). Peligroso para el medio ambiente

Sección 4: Medidas de primeros auxilios En caso de inhalación: Llevar el afectado al aire libre y consultar al médico. Respiración artificial mediante bolsa de aire o equipo de respiración artificial. En caso de contacto con la piel: Lavar la zona afectada inmediatamente con agua abundante. Si persisten los síntomas de irritación, acudir al médico. En caso de contacto con los ojos: Lavar los ojos con agua corriente manteniendo los párpados abiertos durante 15 minutos. Consultar inmediatamente un médico u oculista. Indicaciones para el médico: Tratamiento: Tratamiento sintomático.

Sección 5: Medidas para luchar contra fuego Medios de extinción adecuados: Material no inflamable, no combustible. El producto en sí no es combustible; tomar las medidas contra incendios según las características del incendio en las proximidades del producto. Riesgos especiales particulares que resultan de la exposición al producto en sí, a los productos de combustión o gases producidos: En caso de incendio puede(n) desprenderse: Gases/vapores tóxicos (H2S, SOx) Equipo de protección para el personal de lucha contra incendios: Usar equipo respiratorio autónomo. Informaciones adicionales El agua de extinción debe recogerse por separado, no debe penetrar en el alcantarillado. Los restos del incendio así como el agua de extinción contaminada, deben eliminarse según las normas locales en vigor.

Sección 6: Medidas para controlar derrames o fugas Medidas de precaución para las personas: Llevar protección personal adecuada. Equipo respiratorio autónomo

96

Medidas de protección del medio ambiente: Retener mediante diques/taludes. Evitar que penetre en el alcantarillado o aguas superficiales.

Sección 7: Manipulación y almacenamiento Indicaciones para la manipulación sin peligro: Abrir y manipular los recipientes con cuidado. Almacenando y utilizando el producto de forma reglamentaria, no se requieren medidas especiales. Exigencias técnicas para almacenes y recipientes: No usar recipientes, tuberías, etc., de cobre o de aleaciones que contengan cobre. No usar recipientes de cinc. No usar recipientes de aluminio. Tomar las medidas precisas para garantizar que el producto no penetre en el suelo. Indicaciones para el almacenamiento conjunto: No almacenar junto con oxidantes fuertes. Mantener siempre en los envases originales, en lugar fresco y bien ventilado, lejos de ácidos. Indicaciones adicionales para las condiciones de almacenamiento: Mantener los recipientes herméticamente cerrados. Mantener siempre en los envases/embalajes originales, en lugar fresco y bien ventilado.

Sección 8: Control de exposición/protección especial Indicaciones adicionales para el diseño de instalaciones técnicas: Se recomienda ventilación local - se puede usar ventilación mecánica. Debe proporcionarse una buena ventilación general a fin de mantener las concentraciones de vapor por debajo de los límites de exposición recomendados. Medidas generales de protección: No respirar los gases. Evitar el contacto con los ojos y la piel. Lavar las manos, cara y otras zonas potencialmente expuestas inmediatamente después de trabajar con este material (especialmente antes de comer, beber o fumar). También se debe limpiar cuidadosamente todo el equipo de protección. Medidas de higiene laboral: Quitarse inmediatamente la ropa manchada o empapada. Lavar inmediatamente la ropa contaminada. No fumar, ni comer o beber durante el trabajo. Protección respiratoria:

Máscara de medio rostro o rostro completo con filtros adecuados. (vapores orgánicos e inorgánicos)

Protección de las manos:

Guantes de neopreno Guantes largos

Protección de los ojos :

Gafas de seguridad

97

Protección del cuerpo:

Botas de goma Delantal de goma

Sección 9: Propiedades físicas y químicas Estado físico: Color: Olor:

Líquido Pardo anaranjado Característico a compuestos sulfurados

Punto de fusión : No aplicable Punto de ebullición :

> 100°C

Punto de inflamación: No aplicable Temperatura de ignición: No aplicable Temperatura de autoinflamación:

No aplicable

Densidad:

1,140 a 1,160 g/cm3 (20 °C)

Solubilidad en agua: Fácilmente soluble. Valor pH t/c:

13 a 14 Fuertemente alcalino.

Sección 10: Estabilidad y reactividad Reacciones peligrosas: Reacción con ácidos y oxidantes fuertes. Desprendimiento de gases/vapores tóxicos (H2S). Productos de descomposición peligrosos: Productos de descomposición determinantes del peligro: Acido sulfhídrico (sulfuro de hidrógeno) Condiciones a evitar Calor y fuentes de ignición, oxidantes. Sustancias a evitar Oxidantes fuertes

Sección 11: Información toxicológica Toxicidad oral aguda:

DL50 1800 mg/kg

Irritación cutánea:

irritante

Irritación ocular:

El producto es fuertemente irritante.

Sección 12: Información ecológica 98

Observaciones: Peligroso para la vida acuática en concentraciones elevadas.

Sección 13: Eliminación de residuos Producto: Observando las normas locales en vigor, puede llevarse a una planta incineradora de residuos industriales. Envases/embalajes sin limpiar: Envases/embalajes que no se pueden limpiar, deben eliminarse como el producto. Envases/embalajes sin restos de producto pueden reciclarse en condiciones que marca la legislación nacional.

las

Sección 14: Información sobre transporte NCh 382 Nombre técnico correcto: Clase: Grupo de embalaje: Número ONU: Riesgo primario: Observaciones:

Hidróxido de sodio 8 II UN 1824 8 Transporte permitido

IMDG Proper shipping name: Class: Packing group: UN no. Primary risk: Remarks EmS :

Sodium hydroxide 8 II UN 1824 8 Shipment permitted F-A S-B

Sección 15: Normas vigentes Disposiciones particulares: Otras disposiciones aplicables: Decreto No. 594 del Ministerio de Salud: "Condiciones Sanitarias y Ambientales básicas en los lugares de trabajo."

99

Anexo B Se presentan la distribución granulométrica para la variación del tamaño de partículas en la siguiente tabla. Tamaño

Malla

µm 3350 1700 850 600 425 300 212 150 106 75 53 45 -

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 fondo

Tamaño 80 [μm]

50% - # 200

Planta

100.0% 100.0% 100.0% 96.8% 93.7% 90.3% 86.0% 79.5% 67.5% 50.0% 47.9% 30.9% 154

100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 99.9% 99.7% 98.5% 95.1% 86.2% 71.8% 62.4% 38.2% 92

80% - # 200 90% - # 200 100% -# 200 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 98.9% 92.2% 80.0% 67.9% 40.9% 75

100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 97.8% 90.0% 74.5% 44.3% 60

100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 100.0% 81.2% 47.6% 52

Pasante acumulado [%]

Granulometrías 110,0% 100,0% 90,0% 80,0% 70,0% 60,0% 50,0% 40,0% 30,0% 20,0%

50 %-#200 planta 80 %-#200 90 %-#200 100 %-#200

30

300

3000

Tamaño [μm]

100

101

Anexo C. Cinética de Flotación. .

Prueba

2

Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

2

Tiempo

Masa

Ley Cu

Rec. Cu

0 1 2 4 7 15 20 Relave Total

0,00 109,03 115,68 113,10 98,18 75,94 45,81 1136,27 1694

0,0% 29,1% 18,9% 13,5% 9,2% 7,6% 5,0% 0,5%

0,0% 34,6% 58,5% 75,1% 85,0% 91,3% 93,8% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 36,1% 36,9% 55,4% 56,6% 76,2% 74,9% 87,4% 84,8% 91,5% 92,1% 91,7% 93,7% R 92% R 99% 0,43 kmax 1,02 k 0,18  0,00 

Kelsall 0,0% 36,1% 56,7% 75,8% 85,0% 91,5% 93,5% R 98% k s 0,59 k f 0,08 s 0,78  0,00

102

Cinética de Flotación.

Prueba

3

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : 10

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

3 Masa

Ley Cu Rec. Cu

0 0,00 0,0% 155,44 41,2% 1 89,38 26,8% 2 97,89 15,5% 4 88,36 7 8,5% 84,74 15 4,7% 58,17 20 2,3% Relave 1120,02 0,9% Total 1694

0,0% 50,8% 69,8% 81,8% 87,8% 90,9% 92,0% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 51,5% 51,1% 68,0% 69,4% 83,1% 81,8% 89,2% 87,3% 90,7% 91,3% 90,7% 92,2% R 91% R 95% 0,55 kmax 1,82 k 0,54  0,00 

Kelsall 0,0% 50,8% 69,7% 82,0% 87,6% 91,3% 91,7% R 92% k s 1,14 k f 0,26 s 0,66  0,00

103

Cinética de Flotación.

Prueba

4

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : 12

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

4 Masa

Ley Cu Rec. Cu

0 0,00 0,0% 237,93 38,2% 1 56,22 23,7% 2 85,57 12,4% 4 59,45 7 6,4% 50,28 15 5,0% 29,16 20 2,7% Relave 1175,38 1,0% Total 1694

0,0% 68,0% 77,9% 85,9% 88,7% 90,6% 91,2% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 68,2% 67,8% 77,4% 78,5% 86,0% 85,3% 89,6% 88,5% 90,5% 90,9% 90,5% 91,4% R 91% R 93% 0,53 kmax 2,80 k 1,63  0,28 

Kelsall 0,0% 67,9% 78,1% 85,4% 89,3% 90,8% 90,8% R 91% k s 2,79 k f 0,42 s 0,62  0,00

104

Cinética de Flotación.

Prueba

5

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 65 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 75 [g/t]

5 Masa

0 0,00 126,11 1 89,69 2 61,45 4 49,43 7 80,34 15 45,02 20 Relave 1241,96 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 35,0% 26,9% 26,5% 17,9% 10,2% 6,2% 1,9%

0,0% 34,5% 53,3% 66,1% 73,0% 79,4% 81,6% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 36,0% 35,0% 50,5% 52,1% 66,6% 66,7% 75,7% 74,1% 79,4% 79,4% 79,6% 80,6% R 80% R 84% 0,40 kmax 1,19 k 0,49  0,00 

Kelsall 0,0% 35,1% 52,5% 66,5% 72,9% 79,3% 81,6% R 87% k s 0,74 k f 0,07 s 0,64  0,00

105

Cinética de Flotación.

Prueba

6

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 90 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 100 [g/t]

6 Masa

0 0,00 212,11 1 135,20 2 112,32 4 97,42 7 80,38 15 37,20 20 Relave 1019,37 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 39,0% 33,7% 22,5% 11,2% 6,5% 5,5% 1,1%

0,0% 45,2% 70,1% 83,9% 89,9% 92,8% 93,9% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 45,9% 48,1% 68,3% 67,8% 85,8% 82,3% 91,3% 89,1% 92,2% 94,0% 92,2% 95,0% R 92% R 98% 0,66 kmax 1,54 k 0,04  0,00 

Kelsall 0,0% 46,3% 68,6% 84,7% 89,8% 92,7% 93,9% R 99% k s 0,74 k f 0,04 s 0,87  0,00

106

Cinética de Flotación.

Prueba

7

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 110 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 130 [g/t]

7 Masa

0 0,00 177,90 1 128,78 2 98,67 4 82,50 7 76,00 15 42,78 20 Relave 1087,37 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 40,2% 35,4% 20,3% 17,8% 9,6% 7,4% 1,0%

0,0% 41,3% 67,6% 79,2% 87,7% 91,9% 93,7% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 42,8% 44,3% 63,8% 64,1% 82,4% 79,7% 89,7% 87,3% 91,3% 92,7% 91,3% 93,9% R 91% R 97% 0,57 kmax 1,37 k 0,12  0,00 

Kelsall 0,0% 43,4% 64,7% 81,0% 87,1% 91,9% 93,7% R 100% k s 0,73 k f 0,05 s 0,82  0,00

107

Cinética de Flotación.

Prueba

8

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

8 Masa

0 0,00 124,29 1 63,29 2 83,76 4 53,08 7 78,46 15 44,52 20 Relave 1246,60 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 32,2% 27,2% 22,4% 16,6% 10,9% 7,5% 1,8%

0,0% 33,6% 48,0% 63,8% 71,2% 78,4% 81,2% -

Espumante Flotanol H 70 15 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 34,4% 33,6% 47,1% 48,2% 62,8% 63,1% 73,3% 71,9% 79,1% 78,9% 79,5% 80,4% R 80% R 85% 0,33 kmax 0,89 k 0,71  0,24 

Kelsall 0,0% 32,7% 49,2% 63,3% 71,0% 78,9% 80,9% R 83% k s 0,78 k f 0,13 s 0,54  0,00

108

109

Cinética de Flotación.

Prueba

9

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

9 Masa

0 0,00 137,13 1 73,66 2 66,72 4 60,70 7 65,79 15 49,62 20 Relave 1240,38 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 37,2% 28,9% 21,5% 15,6% 11,2% 7,8% 1,1%

0,0% 42,2% 59,8% 71,6% 79,4% 85,5% 88,7% -

Espumante Flotanol H 70 20 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 43,8% 42,7% 56,8% 58,3% 72,1% 72,5% 81,7% 80,2% 86,3% 86,1% 86,5% 87,4% R 87% R 91% 0,36 kmax 1,12 k 0,95  0,27 

Kelsall 0,0% 42,2% 59,6% 72,1% 78,8% 86,3% 88,3% R 90% k s 0,99 k f 0,13 s 0,61  0,00

110

Cinética de Flotación.

Prueba 10

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

10 Masa

0 0,00 192,99 1 115,08 2 94,52 4 78,30 7 65,79 15 48,78 20 Relave 1098,54 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 35,0% 28,4% 21,1% 14,5% 8,8% 5,5% 1,1%

0,0% 44,4% 65,9% 79,0% 86,5% 90,3% 92,1% -

Espumante Flotanol H 70 25 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 45,5% 45,5% 63,4% 64,7% 80,6% 79,2% 88,2% 86,0% 90,2% 90,9% 90,3% 92,0% R 90% R 95% 0,51 kmax 1,48 k 0,37  0,00 

Kelsall 0,0% 44,8% 65,1% 79,8% 85,9% 90,7% 91,8% R 93% k s 0,85 k f 0,15 s 0,73  0,00

111

112

Cinética de Flotación.

Prueba 11

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 40%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

11 Masa

0 0,00 245,11 1 125,82 2 72,17 4 67,19 7 144,88 15 69,98 20 Relave 1765,85 Total 2491

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 42,0% 39,2% 24,7% 20,6% 10,9% 4,6% 1,7%

0,0% 44,2% 65,4% 73,0% 79,0% 85,7% 87,1% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 46,4% 45,2% 60,7% 62,7% 75,3% 75,1% 82,5% 80,8% 84,8% 84,9% 84,8% 85,8% R 85% R 88% 0,46 kmax 1,65 k 0,70  0,00 

Kelsall 0,0% 45,5% 63,3% 74,3% 78,9% 85,1% 87,5% R 93% k s 0,99 k f 0,08 s 0,70  0,00

113

Cinética de Flotación.

Prueba 12

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 71.84 %-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 20%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

12

Tiempo

Masa

Ley Cu Rec. Cu

0 1 2 4 7 15 20 Relave Total

0,00 89,56 72,56 55,73 38,34 53,57 24,60 698,63 1033

0,0% 41,5% 34,5% 21,3% 10,2% 7,8% 5,1% 2,0%

0,0% 38,2% 63,9% 76,1% 80,1% 84,4% 85,7% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 40,0% 42,2% 60,9% 60,3% 77,5% 74,1% 82,8% 80,6% 83,6% 85,4% 83,6% 86,4% R 84% R 89% 0,65 kmax 1,45 k 0,00  0,00 

Kelsall 0,0% 40,8% 61,0% 76,1% 81,2% 84,2% 85,4% R 92% k s 0,72 k f 0,03 s 0,79  0,00

114

Cinética de Flotación.

Prueba 13

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 50%-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

13 Masa

0 0,00 139,94 1 59,78 2 65,04 4 84,68 7 98,92 15 23,99 20 Relave 1221,65 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 42,3% 28,6% 18,8% 11,3% 6,7% 4,1% 2,9%

0,0% 41,9% 54,1% 62,7% 69,5% 74,2% 74,9% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 42,9% 42,2% 52,2% 53,3% 63,3% 63,6% 70,5% 69,4% 74,1% 73,9% 74,3% 75,0% R 74% R 78% 0,35 kmax 1,16 k 1,47  0,56 

Kelsall 0,0% 42,0% 53,9% 63,0% 69,3% 74,3% 74,9% R 75% k s 1,69 k f 0,25 s 0,43  0,00

115

Cinética de Flotación.

Prueba 14

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 80%-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

14 Masa

0 0,00 205,32 1 127,98 2 108,45 4 97,44 7 63,59 15 56,65 20 Relave 1034,57 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 39,8% 29,8% 23,4% 16,1% 9,7% 5,9% 0,8%

0,0% 45,7% 67,0% 81,2% 90,0% 93,4% 95,3% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 46,7% 46,3% 64,7% 66,3% 82,7% 81,6% 91,1% 89,0% 93,7% 94,2% 93,7% 95,4% R 94% R 99% 0,48 kmax 1,43 k 0,43  0,00 

Kelsall 0,0% 46,0% 66,4% 81,9% 89,4% 94,2% 94,8% R 95% k s 0,96 k f 0,25 s 0,63  0,00

116

Cinética de Flotación.

Prueba 15

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 90%-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba Tiempo

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

15 Masa

0 0,00 192,89 1 120,28 2 105,54 4 115,43 7 73,45 15 43,37 20 Relave 1043,04 Total 1694

Ley Cu Rec. Cu 0,0% 32,5% 26,1% 19,1% 12,2% 7,5% 5,6% 0,7%

0,0% 43,7% 65,5% 79,6% 89,4% 93,2% 94,9% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 44,9% 44,4% 62,8% 64,5% 81,3% 80,4% 90,4% 88,2% 93,4% 93,8% 93,5% 95,0% R R 93%  99% 0,46 kmax 1,35 k 0,42  0,00 

Kelsall 0,0% 44,2% 64,5% 80,6% 88,6% 93,9% 94,5% R 95% k s 0,93 k f 0,25 s 0,61  0,00

117

Cinética de Flotación.

Prueba 16

. Origen de la Muestra: Escorias Fundición Altonorte. Máquina de Flotación: Denver 1000 rpm

Tipo de Agua: Procesos

Masa de Alimentación: 1694 [g]

Grado de Molienda: 100%-#200

Velocidad superficial de aire ( J g ) : 1 cm/s

Flujo de Aire: 14.7 [LPM]

Tiempo de Acondicionamiento: 5 minutos.

pH : Natural 8.3

Tiempo de muestreo: 1, 2, 4, 7, 15, 20, relave.

Porcentaje de Sólidos: 30%

Dosificación de Reactivos: Colector Hostaflot E 703 80 [g/t]

Prueba

Colector Hostaflot E 930 90 [g/t]

16

Tiempo

Masa

Ley Cu Rec. Cu

0 1 2 4 7 15 20 Relave Total

0,00 150,66 110,34 138,23 115,32 118,45 75,02 985,98 1694

0,0% 34,3% 27,3% 18,0% 10,4% 6,9% 3,8% 1,0%

0,0% 37,0% 58,6% 76,4% 85,0% 90,9% 92,9% -

Espumante Flotanol H 70 30 [ppm].

Cobre García y Klimpel Zúñiga 0,0% 0,0% 38,0% 38,3% 56,7% 58,0% 76,7% 75,5% 87,2% 84,8% 91,1% 91,6% 91,2% 93,0% R 91% R 97% 0,43 kmax 1,10 k 0,24  0,00 

Kelsall 0,0% 37,3% 58,1% 76,7% 85,0% 90,9% 92,9% R 99% k s 0,61 k f 0,06 s 0,80  0,00

118

Anexo D. La columna de la recuperación acumulada se calcula según la tabla 3.3. Luego se construye una nueva columna llamada error la cual contiene la diferencia al cuadrado entre la

recuperación acumulada experimental y la

simulada, es decir:

 D4  E4  2  D5  E5 

2

 D9  E9  A 2 3 4 5 6 7 8 9 10

B

C

Tiempo

Masa

Ley Cu

1 2 4 7 15 20 Relave

150,66 110,34 138,23 115,32 118,45 75,02 985,98

34,3% 27,3% 18,0% 10,4% 6,9% 3,8% 1,0%

2

D

E

F

Recuperación Acumulada 37,0% 58,6% 76,4% 85,0% 90,9% 92,9% 100,0%

García y Zúñiga

Error G-Z

R k 

Celda Objetivo

Para completar los parámetros del solver se debe marcar la celda objetivo, que corresponde a la suma de los errores al cuadrado. El valor de la celda objetivo debe ser mínimo, las celdas a combinar deben ser las que se encuentran con color verde.

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De esta misma forma se pueden calcular los parámetros para cada uno de los otros modelos cinéticos.

Comparación de los modelos cinéticos. En la siguiente tabla, muestra los parámetros cinéticos de cada uno de los modelos cinéticos estudiados, con su error respectivo, con esto se puede apreciar que el modelo que representa el menor error es el de Klimpel. Por tanto, Este modelo es el utilizado para modelar cada una de las flotaciones batch realizadas en esta tesis. El gráfico muestra con unto los datos experimentales y la línea continua los modelos analizados.

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