UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA
Influencia de pH y relación de mezcla de minerales óxidos/sulfuros, sobre la recuperación de oro y plata mediante flotación bulk
TESIS
PARA OBTENER EL TÍTULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO METALURGISTA
AUTORES:
Bach. Ponce Quiñones, Hermes Lucio Bach. Vereau Alfaro, Carla Elizabeth ASESOR:
Dr. Vega González, Juan Vega
TRUJILLO – PERÚ
2022
JURADO CALIFICADOR
_______________________________
PRESIDENTE
_____________________________
SECRETARIO
_____________________________
ASESOR
ii DEDICATORIA
ESTA TESIS LO DEDICO A DIOS Y A MI FAMILIA
A MI MADRE
A MI PADRE
A MIS HERMANOS
Ponce Quiñones Hermes Lucio A Dios, porque gracias a él, a su cuidado, sus bendiciones, me ha seguido cuidado hasta
esta etapa de mi vida, y así poder cumplir una de mis metas más anheladas.
CONCEPCION QUIÑONES, por estar siempre presente en toda esta etapa de mi vida profesional, por ser un pilar, una inspiración para salir adelante, y que siempre estuvo en los momentos más duros y difíciles de mi vida.
LUCIO PONCE, hombre luchador, fuerte, por tantos consejos que me diste, por ser un pilar para afrontar todo y seguir con esa meta de siempre, Salir adelante y ser un profesional y una buena persona.
Clemencia, Lucia, Doris, Maribel y Jhonny, que siempre estuvieron ahí, con una palabra de aliento y motivación, y que jamás me dejaron solo, también a mi tía Beatriz Córdova, por ese apoyo durante toda esta formación académica.
DEDICATORIA
ESTA TESIS LO DEDICO A DIOS
A MIS PADRES
A MIS HIJOS
A MI ESPOSO
Carla Elizabeth Vereau Alfaro Por ser mi mayor motivación en estos momentos, por impulsarme a querer ser
mejor cada día y poder ser en ellos un buen ejemplo.
Por ser esa persona en quien puedo encontrar soporte, en quien puedo confiar y tener el apoyo y compresión en lo que deseo realizar.
Por darme la fortaleza y salud para seguir adelante y poder lograr uno de mis grandes anhelos.
A mi padre por todo su amor, enseñanzas, comprensión y motivación, siempre estaré infinitamente agradecida por todo lo que has hecho por mi
A mi madre por encaminarme por un buen camino y su motivación en lo que deseo realizar.
iv AGRADECIMIENTO
Agradecemos a Dios por bendecirnos con la vida, por guiarnos a lo largo de nuestra existencia, y darnos la fortaleza para cumplir uno de nuestros objetivos.
Nuestro más sincero agradecimiento a la plana docente de la Escuela de Ingeniería Metalúrgica de la Universidad Nacional de Trujillo, por sus enseñanzas y orientaciones impartidas durante el paso por esta etapa, por haber compartido sus conocimientos a lo largo de la preparación de nuestra profesión, de manera especial, al Dr. Ing. Juan Vega González asesor de nuestro proyecto de investigación por el apoyo durante el desarrollo de la investigación,
Finalmente, un agradecimiento a nuestra familia por el apoyo durante todo este proceso de realización del proyecto, por haber compartido momentos difíciles en esta época y con esta coyuntura, a nuestros padres por ser los principales promotores de nuestros sueños, por confiar y creer en nuestras expectativas, por los consejos, valores y principios que nos han inculcado.
Hermes Lucio Ponce Quiñones Carla Elizabeth Vereau Alfaro
Atte.: Los autores
INDICE
JURADO CALIFICADOR ... i
DEDICATORIA ... ii
Ponce Quiñones Hermes Lucio ... ii
DEDICATORIA ... iii
Carla Elizabeth Vereau Alfaro ... iii
AGRADECIMIENTO ... iv
INDICE ... v
LISTADO DE TABLAS... viii
LISTADO DE FIGURAS ... ix
RESUMEN ... x
ABSTRACT ... xi
CAPÍTULO I ... 1
Realidad Problemática... 1
Antecedentes ... 2
Marco teórico y conceptual ... 4
1.3.1. Flotación de minerales ... 4
1.3.2. Métodos de flotación... 4
1.3.3. Fases e interfaces en el mecanismo de flotación ... 5
1.3.4. Mecanismo y cinética de flotación ... 8
vi
1.3.5. Variables de flotación ... 10
1.3.6. Métodos usados en la flotación ... 12
1.3.7. Reactivos de flotación ... 12
1.3.8. Diagramas de Pourbaix ... 17
Justificación ... 18
Problema... 19
Hipótesis ... 19
Objetivos ... 19
1.7.1. Objetivo general ... 19
1.7.2. Objetivos específicos ... 19
CAPÍTULO II ... 20
Material de estudio ... 20
2.1.1. Población... 20
2.1.2. Muestra ... 20
Métodos y técnicas ... 21
Tipo de investigación ... 21
2.3.1. Según el propósito: Aplicada ... 21
2.3.2. Según el diseño de investigación: Experimental, de tipo correlacional – causal.... 21
Diseño experimental ... 21
2.4.1. Determinación de los niveles ... 23
Materiales, instrumentos y equipos ... 24
2.5.1. Materiales ... 24
2.5.2. Equipos ... 25
2.5.3. Instrumentos ... 25
Procedimiento experimental ... 25
CAPÍTULO III ... 29
Resultados ... 29
CAPÍTULO IV... 39
CAPÍTULO V ... 44
Conclusiones ... 44
Recomendaciones ... 45
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS... 46
APÉNDICES... 50
ANEXOS ... 60
A. Anexo A: Leyes de mineral de cabeza y blendeado ... 60
B. Anexo B: Dosis de reactivos ... 62
C. Anexo C: Balances metalúrgicos de flotación ... 64
D. Anexo D: Resultados según diseño experimental ... 76
G. Anexo E: Fotografías ... 78
viii LISTADO DE TABLAS
Tabla 1 : Análisis químico del mineral de cabeza tipo òxido ……… 20 Tabla 2 : Análisis químico del mineral de cabeza tipo sulfuro ………...20 Tabla 3 : Variables independientes y sus niveles en escala natural ………..………….… 23 Tabla 4 : Disposición general para diseño factorial y orden de prueba ……...…..…...….…… 23 Tabla 5 : Recuperación promedi de flotaciòn bulk por oro y plata………...…...……... 29 Tabla 13 : Análisis de concentrado Bulk Pb-Ag a pH 7.0 ...…... 48 Tabla AP-1 : Analisis de varianza…………...…………... 60
LISTADO DE FIGURAS
Figura N°1: Flotación entre los métodos afines de separación ...5
Figura N°2: Mineralización y su relación con la Mineralurgia ...7
Figura N°3: Clasificación de Reactivos...13
Figura N°4: Zonas de trabajo de colectores...14
Figura N°5: Modificadores ...16
Figura N°6: Diagrama de Pourbaix Fe-H2O-S ...25
Figura N°8: Procedimiento experimental...28
Figura Nº9: Recuperación de oro en función de pH ……….…….………..30
Figura Nº10: Recuperación de oro en función de proporción de mineral……….……..…...30
Figura Nº11: Recuperación de plata en función de pH……….………..….……31
Figura Nº12: Recuperación de plata en función de proporción de mineral…….………..…...31
Figura Nº13: Ley de oro en función de pH……….………..……...32
Figura Nº14: Ley de oro en función de proporción de mineral.-………….……….……...32
Figura Nº15: Ley de plata en función de pH……….…….……...33
Figura Nº16: Ley de plata en función de proporción de mineral……….33
Figura Nº17: Ratio de concentración en función del pH………...34
Figura Nº18: Interacción de Ratio de concentración ………...34
Figura Nº19: Interacción de recuperación de oro (%) VS pH y proporción de mineral……..…35
Figura Nº20: Interacción de recuperación de oro (%) VS pH y proporción de mineral………..35
Figura Nº21: Interacción para ley de oro (g/t)………..36
Figura Nº22: Interacción para ley de oro (g/t)……….….36
Figura Nº23: Interacción de recuperación de plata (%) VS Proporción de mineral y pH….…...37
Figura Nº24: Interacción de recuperación de plata (%) VS pH y Proporción de mineral…...….37
Figura Nª25: Interacción para ley de plata (g/t) VS proporción de mineral y pH……….…..….38
Figura Nº26: Interacción para ley de plata (g/t) VS pH y proporción de mineral……….……...38
x RESUMEN
Se investigaron los efectos del potencial de hidrógeno (pH) y de la proporción de la mezcla de minerales de óxido/sulfuro en la recuperación de oro y plata por flotación a granel para utilizar un compuesto mineral con la siguiente composición química para el mineral tipo óxido: 3.1 g/t Au, 110.5 g/t Ag, 0.03% Cu, 0.82% As, y para el mineral tipo sulfuro: 9.5 g/t Au, 57.89 g/t Ag, 36.76% Fe, 21.56% As.
Se utilizó un diseño bifactorial, con la variable potencial de hidrógeno (pH), que se evaluó en los niveles 5.0, 6.0 y 7.0, y la relación de la variable de óxidos/sulfuros: (0/1), (3/1), (5/1), (7/1), (9/1), (1/0) siendo la variable dependiente el porcentaje de recuperación de oro y plata.
Se produjo un concentrado con un promedio de recuperación de oro de 59.31% y ley de oro de 12.27 g/t, recuperación de plata de 62.80% y ley de plata de 226.08 g/t, con ratio de concentración de 3,61, al mezclar este tipo de mineral de óxido con sulfuros a pH 6, con una relación de mezcla de 3 partes de óxidos por 1 parte de sulfuro.
Según los resultados del análisis de la varianza obtenidos para el pH P=0,000, para la relación de mezcla de óxidos y sulfuros P=0,000, y para la interacción del pH con la relación de mezcla de óxidos y sulfuros P=0,000, se puede concluir que el pH y la relación de mezcla de óxidos y sulfuros influyen en la recuperación de oro y plata por flotación bulk.
Palabras clave: potencial de hidrógeno, blending, flotación bulk, oro.
I. ABSTRACT
The effects of hydrogen potential (pH) and oxide/sulfide mineral mixture ratio on the recovery of gold and silver by bulk flotation were investigated for using a mineral composite with the following chemical composition for the oxide-type mineral: 3.1 g/t Au, 110.5 g/t Ag, 0.03%
Cu, 0.82% As, and for the sulfide-type mineral: 9.5 g/t Au, 57.89 g/t Ag, 36.76% Fe, 21.56% As.
A bifactorial design was used, with the variable hydrogen potential (pH), which was evaluated at levels 5.0, 6.0 and 7.0, and the ratio of oxides/sulfides variable: (0/1), (3/1), (5/1), (7/1), (9/1), (1/0) with the dependent variable being the percentage recovery of gold and silver.
A concentrate with an average gold recovery of 59.31%, gold grade 12.27 g/t, 62.80%
silver recovery, and silver grade 226.08 g/t, and a concentration ratio of 3.61 was produced by mixing this type of oxide ore with sulfides at pH 6, with a mixing ratio of 3 parts oxides to 1 part sulfide.
According to the analysis of variance results obtained for pH P=0.000, for oxide-sulfide mixture ratio P=0.000, and for the interaction of pH with oxide-sulfide mixture ratio P=0.000, it can be concluded that pH and oxide-sulfide mixture ratio influence the recovery of gold and silver by bulk flotation.
Keywords: gold, bulk flotation, hydrogen potential, and mixing.
1 CAPÍTULO I
Introducción Realidad Problemática
Perú tiene una larga historia de minería. La cordillera andina, presente en todo el país, es nuestra principal fuente de recursos naturales, y tenemos un vasto potencial geológico. Perú es uno de los principales productores de metales en el mundo y en América Latina (oro, plata, cobre, plomo, zinc, hierro, estaño, molibdeno, entre otros). En los últimos años hemos visto cómo el precio de los metales fluctúa a nivel internacional, lo que afecta directamente al rendimiento de la industria minera peruana. Por lo tanto, encontrar nuevos prospectos mineros con beneficios económicos es crucial si se quiere fomentar la inversión.
La flotación de minerales, proceso de concentración usado en el mundo para la recuperación de las especies mineralógicas valiosas (patentado en 1906), utilizado en menas de sulfuradas complejas y con leyes bajas. Dado el agotamiento de los recursos de alta leyes, se hace necesario procesar minerales con menor ley y que presentan elementos contaminantes, por lo cual es necesario incrementar el tonelaje y limpiar o separar la ganga de los minerales valiosos, evaluando los grados de concentración, el ratio de concentración y la recuperación para la toma de decisiones.
Por consiguiente, la tendencia mundial en la industria de procesamiento de minerales, como en otras industrias, es optimizar todos los procesos involucrados y con la búsqueda de nuevos reactivos que sean mas amigables con el medio ambiente.
En el yacimiento mineralógico ubicado en Usquil, se presentan diferentes tipos de mineralizaciones auríferas, presentando en las zonas bajas minerales tipo sulfuros sea piritas y
arsenopiritas auríferas, y las zonas altas minerales tipos óxidos como hematitas, jarositas, goetitas con leyes de oro y plata. Los minerales tipo óxidos con leyes que varían entre 2.5 a 6 g/t en oro, se obtienen recuperaciones mayores al 80% de oro mediante lixiviación usando cianuro de sodio, en cambio en los sulfuros que presenta leyes en 9 a 11 g/t de oro las recuperaciones de oro son por debajo del 50% debido al alto porcentaje de arsénico, así mismo el consumo de reactivos es elevado. Pruebas preliminares realizadas para los sulfuros mediante flotación de minerales se logra recuperaciones relativamente altas. Los problemas sociales son otro punto a considerar debido a que no dan la licencia social para usar reactivos para cianuración. Por esta razón requieren hacer pruebas mezclando el mineral tipo óxido con el mineral tipo sulfuro, con la finalidad de dar una opción de salida incrementando la ley de cabeza del óxido para la flotación y obtener concentrados con leyes mayor a 0.5 onzas/TM, para lo cual se requiere evaluar el pH de flotación y la proporción de mezcla de minerales.
Antecedentes
Según Edgardo (2012) afirma que la acción depresora está relacionada con el consumo y el pH en su investigación sobre la flotación selectiva de sulfuros complicados utilizando reactivos de baja toxicidad. Al aumentar la concentración de iones OH- y potenciar el impacto de la cal en el rango alcalino, el efecto depresor del reactivo a pH 9 reduce la flotabilidad de la pirita hasta en un 60%.
Como la pirita es menos frecuente en este producto cuando el pH es superior a 9,5, la concentración de cobre de los concentrados aumenta. Cuando los minerales de cobre se manipulan en medios ácidos y neutros, los sulfuros de cobre experimentan un cierto impacto depresivo que se refleja en una pérdida de recuperación que oscila entre el 1 y el 5%. Este resultado suele desaparecer cuando se genera en forma alcalina.
3 Según, Bulatovic (2001) afirma que los actuales procesos de flotación selectiva, que implican realizar primero una flotación en masa de plomo-cobre, controlar la activación del zinc y reactivar la esfalerita con sulfato de cobre para hacerla flotar en una etapa posterior, funcionan razonablemente bien con sulfuros primarios como la galena, la calcopirita y la esfalerita.
Dependiendo de su proporción en el concentrado a granel, los procedimientos de separación plomo-cobre difieren para cada concentrado.
Según la investigación de López (2007), se aconseja flotar las especies de menor proporción mientras se utilizan condiciones depresoras para el elemento de mayor abundancia con el fin de realizar la separación con mayor posibilidad de éxito. Este procedimiento se lleva a cabo ajustando el potencial de oxidación-reducción de la pulpa, el pH y la presencia de sustancias que inhiben la flotabilidad de los minerales, como el cianuro de sodio para deprimir el cobre, el ion sulfito para deprimir el dicromato de sodio y la carboximetil celulosa (CMC) o la dextrina para deprimir la galena cuando se desee.
Según Sutulov (1963), Explica en su trabajo flotación de minerales que los efectos oxidantes y reductores de la pulpa de diversas acideces o alcalinidades y la acción depresora de los iones OH son la forma en que el pH muestra su influencia en la flotación de minerales específicos.
Para Regino (2016), en su investigaciòn “Efecto de pH y potencial de oxido reducción en la flotación de calcopirita”, indica que la medición del potencial de los lodos es un parámetro electroquímico crucial porque puede relacionarse con los resultados de la flotación y utilizarse para identificar los factores ambientales que contribuyen a la flotabilidad ideal de las superficies de sulfuros.
Marco teórico y conceptual 1.3.1. Flotación de minerales
Con el objetivo de separar los elementos que componen una mezcla, se utiliza un proceso de separación de elementos de distinto origen de sus pulpas acuosas utilizando burbujas y basándose en su afinidad y repelencia al agua. Esta separación emplea diversas técnicas, como la flotación colectiva, que da lugar a la división de varios componentes en dos grupos.
(Sutulov, 1963, p. 13).
Una pulpa se procesa químicamente durante el proceso químico-físico de la flotación por espuma para mejorar las posibilidades de que algunas partículas minerales se adhieran a las burbujas de aire.
Aunque pueden ser alimentadas o sedimentadas por reactivos de flotación, el objetivo es separar las especies minerales de una pulpa acuosa utilizando sus cualidades inherentes de atracción o repulsión por el agua. (Bravo, 2004, p. 4)
1.3.2. Métodos de flotación
En la Figura 1, se muestra la adsorción como método de separación, en el cual la flotación es un método muy útil que incluye varias subdivisiones (Salager y Forgiarini, 2007, p. 4).
5 Figura 1
Flotación entre los métodos afines de separación.
Fuente: Salager y Forgiarini (2007). “Fundamentos de Flotación”
1.3.3. Fases e interfaces en el mecanismo de flotación
Las tres fases de la flotación son la fase sólida, que representa los sólidos a separar, la fase líquida, que es el agua, que es el medio perfecto para estas separaciones debido a sus propiedades únicas, y la fase gaseosa, que también es el agua. (Sutulov, 1963)
1.3.3.1. Fase sólida
Son sólidos separables (minerales) con predominio de estructura cristalina que son producto de comparaciones químicas entre moléculas, iones y átomos componentes, cada uno de los cuales es un cuerpo entero. (Castro y García, 2003)
1.3.3.2. Fase líquida
El agua es el mejor medio para las separaciones por sus características únicas y su bajo coste.
Los contaminantes naturales del agua, las sales de magnesio, sodio y calcio (dureza del agua), alteran la flotabilidad de algunos minerales y, casi siempre, provocan un consumo considerable de los agentes de flotación que producen las sales solubles. (Castro y García, 2003)
1.3.3.3. Fase gaseosa
En esta etapa, se introduce aire en una pulpa neumática para crear burbujas, que sirven de superficie a la que se adhieren las partículas sólidas.
El aire sirve para varios propósitos en la flotación, incluyendo la alteración química del procedimiento de flotación y la entrega de las partículas minerales a la superficie de la pulpa.
(Castro y García, 2003)
1.3.3.4. Interfase gás-líquido
Cualquier vapor que esté en equilibrio con su líquido o sólido puede identificarse por la pequeña cantidad de energía libre que es visible en su superficie y cuyo valor está determinado por la tensión superficial.
Todas las moléculas de los líquidos se atraen o se repelen, por lo que la suma de estas fuerzas es cero. En la fase gaseosa, hay una mitad del volumen donde la dilución de la materia es de tal orden que se asemeja al vacío y donde hay pocas moléculas para absorber la presión de la película superficial. En la superficie, hay moléculas que no están completamente equilibradas.
(Sutulov, 1963, p. 39)
Las interfaces, en la flotación, se producen sin variaciones entre el aire y agua. (Castro y García, 2003)
7 1.3.3.5. Interfase sólido-líquido
Según las características de la superficie sólida, o las propiedades eléctricas que estaban presentes en la superficie después de su creación, las partículas sólidas son componentes de hidratación en el agua. En las especies en las que se disuelven los enlaces químicos, como los iónicos o covalentes, este proceso es más potente. La hidratación se debilita si las fuerzas eléctricas restantes son insuficientes.
Esto sucede cuando no se rompen los enlaces químicos y los minerales se escinden a lo largo de los planos de clivaje. (Sutulov, 1963, p. 43)
1.3.3.6. Contacto entre las tres fases
La burbuja de aire que se utiliza para transportar las partículas sólidas durante la flotación se crea cuando las tres fases del proceso entran en contacto. (Sólido- Líquido-Gas) (Castro y García, 2003).
Figura 2
Mineralización y su relación con la Mineralurgia.
Fuente: Abarca (2011). “Flotación de Minerales”
1.3.4. Mecanismo y cinética de flotación
1.3.4.1. Mecanismo de flotación
Entender cómo se forma un vínculo estable entre una burbuja de aire y una partícula mineral es esencial para comprender el proceso de flotación.
Aunque no siempre ocurre, es importante tener en cuenta las diferencias entre una red real con todos sus defectos y una red cristalina teórica para entender por qué algunas partículas minerales requieren fuertes características de repelencia al agua para lograr la flotación. En la mayoría de los casos, hay que romper principalmente los enlaces iónicos y covalentes para que se produzca la liberación del mineral, lo que a su vez hace que las partículas minerales se hidraten.
Los colectores, que son moléculas orgánicas con propiedades heteropolares, permiten que la pulpa flote haciendo que las partículas minerales sean repelentes al agua. (Sutulov, 1963, p. 51) La agitación y el acondicionamiento internos de las máquinas de flotación crean una agitación en las burbujas y las partículas, lo que crea las circunstancias óptimas para la formación del agregado y la reunión que se requieren para realizar su unión. (Sutulov, 1963, p. 53)
1.3.4.2. Mecanismo de Mineralización de las burbujas de aire
El proceso fundamental de la flotación por espuma es la adhesión en dos etapas de las partículas minerales a las burbujas de aire.
En la pulpa, las burbujas de aire y las partículas están inicialmente en contacto. El trabajo de la burbuja es llevar los copos de mineral a la superficie y reunirlos en la pulpa utilizando fuerzas de flotación.
Por último, pero no por ello menos importante, se necesitan parámetros favorables como las fuerzas dinámicas mezcladas con las condiciones eléctricas y su tamaño para la precipitación
9 de las partículas minerales desde las burbujas de aire de la pulpa en la superficie. (Abarca, 2011, p. 28)
1.3.4.3. Termodinámica de la flotación
Una de las principales dificultades de la química de superficie es la separación de los minerales preciosos de los que no lo son, que es la forma más pertinente del proceso de concentración por flotación de espuma.
Entre los elementos básicos de este proceso, que se rige por criterios cinéticos, termodinámicos e hidrodinámicos, se encuentran los siguientes:
En la termodinámica, la formación de una superficie repelente al agua en una determinada especie mineral.
En hidrodinámica, el equilibrio de la partícula-burbuja bajo el flujo de la pulpa.
En cinética, la predicción del tiempo necesario para la adhesión de la partícula hidrófuga con la burbuja de aire.
Estas características se combinan para hacer de la flotación por espuma un método selectivo para la separación de minerales complicados. (Abarca, 2011, p. 20).
1.3.4.4. Cinética de flotación
En palabras microscópicas, es la velocidad a la que las partículas flotan en el concentrado y la velocidad a la que las burbujas interactúan con las partículas (Castro y García, 2003).
El tiempo de flotación, que es un factor importante, es la cantidad de tiempo necesaria para eliminar completamente las partículas más lentas de la pulpa.
El tiempo de residencia (tr) y el flujo de aire están conectados; si el flujo de aire es menor, se tardará más en recoger todas las partículas.
Dado que la duración de residencia y la probabilidad de flotación están relacionadas, una recuperación prevista que sea alta y con un flujo de aire excelente sería adecuada.. (Linares, 2011) 1.3.5. Variables de flotación
1.3.5.1. Granulometría del mineral
Para que el mineral pueda flotar debe haber una sola especie mineralógica en cada partícula, y esta especie debe ser lo suficientemente grande para que las burbujas de aire lleven el mineral a la superficie de las celdas de flotación. (Sutulov, 1963, p.116)
El mayor tamaño de partícula que puede flotar depende del peso particular y del tipo de mineral.
La matriz de la roca tiene tamaños variados de las especies mineralógicas, por lo que debe ser rebajada para liberar estos valores metálicos; de lo contrario, las recuperaciones disminuirían drásticamente. (Sutulov, 1963).
1.3.5.2. Tipo de reactivo
Los tres tipos de reactivos son los colectores, los espumantes y los modificadores. Son cruciales, ya que la decisión de cuál utilizar determinará la eficacia del procedimiento. (Castro y García, 2003).
La dosis de los reactivos puede ajustarse manual o mecánicamente y en función de los caudales y tonelajes de alimentación en varios puntos del circuito, como durante la molienda o la flotación. (Yianatos, 2005, p.54).
1.3.5.3. Densidad de la pulpa
La pulpa, una combinación de agua y mineral pulverizado, es la parte fundamental del proceso de flotación ya que contiene todos los componentes del mineral. (Bravo, 2004, p.6).
11 Siempre es preferible operar al nivel óptimo porque el porcentaje de sólidos en el proceso afecta al tiempo de residencia del mineral en los circuitos. Además, la alta viscosidad de la pulpa inhibe la formación adecuada de burbujas y la dispersión del aire en la celda, lo que tiene un impacto negativo en las tasas de recuperación (Castro y García, 2003).
La pulpa que entra en el circuito de flotación procede casi siempre del rebosadero del clasificador, que separa las partículas liberadas durante la molienda (Sutulov, 1963, p.120).
1.3.5.4. Aireación
Para que las células produzcan las burbujas necesarias (a las que siguen las partículas que crean las espumas), hay que agitar la pulpa. (Bravo, 2004, p.7).
La aireación acelerará o ralentizará la flotación, dependiendo de si el objetivo es la calidad del concentrado o la recuperación. (Castro y García, 2003).
1.3.5.5. Regulación de pH
Cuando se utiliza la flotación selectiva, la flotación es muy sensible al pH. Trabajar con el pH óptimo de cada reactivo durante el procedimiento produce los mejores resultados operativos.
(Linares, 2010, p.11).
1.3.5.6. Tiempo de residencia
Depende de una serie de variables, como la cinética de acción de los productos químicos, el volumen de la célula, la cantidad de sólidos en los lodos y las cargas de circulación.
(Castro y García, 2003).
1.3.5.7. Calidad de agua
El agua de recirculación de los espesadores se utiliza con frecuencia en la flotación, ya que el suministro de agua es prácticamente siempre un problema. Sin embargo, esta práctica tiene
inconvenientes porque el agua contiene niveles residuales de productos químicos y partículas en suspensión. (Laskowsky y Melo, 2006, p. 767).
1.3.6. Métodos usados en la flotación 1.3.6.1. Flotación bulk
También conocido como flotación colectiva, este proceso recupera todos los minerales preciosos de la mena en una sola concentración, dejando atrás la ganga o el material inutilizable en los residuos. (Salager y Forgiarini, 2007).
1.3.6.2. Flotación diferencial
También conocida como flotación selectiva, este proceso implica la flotación de una o más especies mineralógicas, dejando en los relaves otras especies que han sido previamente suprimidas por ciertos productos químicos. La selectividad es la preferencia del colector por adherirse a la superficie de un determinado mineral deseable. (Abarca, 2011).
1.3.6.3. Flotación Batch
Para diseñar los circuitos de flotación, se utilizan una serie de pruebas de laboratorio conocidas como método Batch para medir los efectos de varios factores de flotación en la recuperación y el grado del concentrado, así como la cinética de flotación. Estos factores incluyen el tamaño de las partículas, el porcentaje de sólidos en la pulpa, el tipo y la dosis de los reactivos de flotación, el pH, el tiempo de acondicionamiento y otros. (Salager y Forgiarini, 2007)
1.3.7. Reactivos de flotación
Desempeñan un papel crucial en el proceso porque cuando se aplican, realizan ciertas tareas que ayudan a separar los minerales preciosos de la ganga.
Es importante utilizar estos productos químicos de forma adecuada a lo largo del procedimiento, pero esto puede ser un reto ya que pueden surgir muchos problemas técnicos. El
13 rendimiento de los reactivos, ya sean colectores o espumantes, debe optimizarse, por lo que es necesario conocer la composición y la composición mineralógica del mineral. (Bravo, 2004, p. 9)
1.3.7.1. Clasificación de Reactivos Figura 3
Clasificación de Reactivos
Fuente: Abarca (2011). “Flotación de minerales”
Espumantes
Son tensioactivos heteropolares que se adsorben preferentemente en la interfaz gas-líquido y producen una espuma estable, en la que el componente polar atrae el agua y la parte no polar la repele (Sutulov, 1963, p. 69).
Su objetivo principal es producir una espuma que pueda soportar las burbujas llenas de minerales hasta que sean evacuadas de la celda de flotación, por lo que es vital dar a la película que cubre temporalmente la burbuja una dureza determinada. (Medina, 1976).
Los espumantes más comunes son los que contienen grupos hidroxílicos, OH−, como por ejemplo:
• Aceite de pino, C10H17OH.
• Cresoles, CH3C6H4OH.
• Metil Isobutil Carbinol, C6H13OH, más conocido como MIBC.
Es crucial desagregar rápidamente la espuma una vez que se ha sacado de la celda de flotación para evitar interrupciones en las fases posteriores del proceso. (Yianatos, 2005)
También deben obviar el fenómeno de coalescencia, que es la liga de dos o más burbujas.
(Sutulov, 1963, p. 69).
Colectores
Estos compuestos químicos orgánicos incluyen grupos polares y no polares en sus moléculas.
Se adsorben en la superficie mineral impermeable, donde el componente polar se dirige a la fase mineral y la parte polar se conduce a la fase acuosa.. (Bravo, 2004, p.11)
El potencial zeta, que establece que se requiere un colector aniónico para un pH ácido y un colector catiónico para un pH alcalino, muestra que el tipo de colector empleado en el proceso de flotación pende del pH al que se realizará la operación. (Yianatos, 2004, p.24).
Figura 4
Zonas de trabajo de colectores
Fuente: Yianatos (2005). “Flotación de minerales”
15
Colectores Aniónicos
Se distinguen por la carga negativa que adsorben en una superficie cargada positivamente de su parte polar. Los xantatos son los colectores aniónicos más usados. (Yianatos, 2004, p.25).
Colectores Catiónicos
Se distinguen por tener una carga positiva que se adhiere a una superficie negativa en su región polar. Los colectores catalíticos más conocidos son las aminas y las ventas cuaternarias.
Dado que son menos selectivos que los aniónicos y en ocasiones se adsorben completamente a un determinado mineral, es necesario aumentar su selectividad con el uso de reguladores (activadores, depresores), ajustando el pH o dosificándolos adecuadamente. (Yianatos, 2004, p.25)
Modificadores
También conocidos como agentes reguladores, estas sustancias tienen la finalidad específica de modificar la superficie de los minerales para favorecer o impedir que los reactivos colectores intervengan sobre ellos, impidiendo su flotación, y confiar las superficies de los minerales para la adsorción o desorción de un determinado reactivo sobre ellos, estableciendo las situaciones adecuadas en la pulpa que permitan una óptima flotación. (Medina,1976)
Los distintos modificadores empleados en la flotación son, frecuentemente, reactivos sin propiedades especiales de recogida o de formación de espuma.
Figura 5 Modificadores
Fuente: Abarca (2011). “Flotación de minerales”
Los distintos activadores empleados en la flotación son, por lo general, reactivos sin propiedades especiales de recogida o de formación de espuma.
Sulfato de cobre (CuSO4)
Es un activador de la esfalerita, pirita, calcopirita, pirotita, arsenopirita y cuarzo y es muy utilizado en la flotación de zinc para la reactivación de sus sulfuros que fueron
deprimidos en la etapa anterior (circuito de bulk). La acción activadora, consiste en que el ion cobre del sulfato de cobre reemplaza al ion zinc en la celda cristalina del mineral, creando una película de CuS sobre la esfalerita; que posteriormente se comporta como mineral de cobre, por lo que el Xantato puede ser absorbido logrando así la flotación del mineral (Bravo, 2004, p.18).
Los depresores reducen la acción del colector sobre la superficie del mineral, ayudando su hidratación. Igualmentel que los activadores logran ser compuestos orgánicos e inorgánicos.
Sulfato de zinc (ZnSO4)
17 Se utiliza para la flotación selectiva de minerales de cobre y plomo. Casi siempre se usa en un medio ligeramente alcalino junto con otros reactivos: NaCN, NaS, NaHSO3 y otros.
Sin embargo, en la práctica se conocen casos donde el ZnSO4 funciona como depresor independiente de la blenda de zinc, garantizando una supresión eficaz del mineral; siendo también un depresor de la pirita (Bravo, 2004, p.16).
Al ajustar la concentración de iones de hidrógeno, los reguladores de pH mejoran las interacciones del colector con los minerales deseados y minimizan las interacciones con los minerales no deseados. Esto regula la composición iónica del lodo. Por ejemplo, la cal y varios ácidos orgánicos tienen la capacidad de comportarse simultáneamente como depresores.
1.3.8. Diagramas de Pourbaix
Muestra el potencial (ordenada) en función del pH (abscisa) para un metal concreto en circunstancias termodinámicas típicas, o a 25 oC.
El diagrama describe el dominio de estabilidad del electrolito, que suele ser el agua, el metal y los compuestos afines, incluidos los óxidos, hidróxidos e hidruros. También tiene en cuenta los equilibrios químicos y electroquímicos. Se crea a partir de los cálculos realizados con la ecuación de Nernst y las constantes de equilibrio de varios compuestos metálicos. (Gómez, 2016, p. 12).
Ofrecen un enfoque práctico para prever los procesos electroquímicos y químicos de un determinado metal que pueden tener lugar en circunstancias específicas de presión, temperatura y composición química. También son una forma rápida de resumir muchos datos termodinámicos.(Gómez, 2016, p. 12)
Figura 6
Diagrama de Pourbaix Fe-H2O-S
Fuente: Stuart, (2010). “Corrosion of Carbon and Low Alloy Steels”
Justificación
El presente proyecto de estudio se justifica desde el punto de vista técnico porque se emplearán técnicas y procedimientos para identificar la combinación mineral ideal para la recuperación de oro y plata.
La búsqueda de un método de extracción de oro y plata por flotación de un material mixto para dar la opción de generar un concentrado que pueda ser vendido justifica el esfuerzo del estudio.
19 Problema
¿En qué medida influye el pH y la relación de mezcla de óxidos y sulfuros, sobre la recuperación de oro y plata mediante flotación bulk?
Hipótesis
A medida que disminuye el pH aumenta la recuperación de oro y plata mediante flotación bulk y a medida que se incrementa la relación de mezcla de óxidos y sulfuros se obtendrá menor recuperación de oro y plata mediante flotación bulk.
Objetivos
1.7.1. Objetivo general
Determinar la influencia del pH y la relación de mezcla óxidos/sulfuros, en la recuperación de oro y plata mediante flotación bulk.
1.7.2. Objetivos específicos
Determinar la influencia del pH en la recuperación de oro y plata mediante flotación bulk en la mezcla de minerales de óxidos y sulfuros.
-Determinar la influencia la relación de mezcla de minerales de óxidos y sulfuros en la recuperación de oro mediante flotación bulk.
- Determinar la influencia de la interacción de pH y relación de mezcla de minerales de óxidos y sulfuros en la recuperación de oro mediante flotación bulk
II. CAPÍTULO II Material y Métodos Material de estudio
2.1.1. Población
Lo componen todos los minerales óxidos y sulfuros auríferos de la región norte del Perú.
2.1.2. Muestra
Mineral tipo polimetálico originario de Usquil-Región la Libertad.
Estuvieron constituidas por muestras tomadas de dos zonas en una misma concesión, logrando en total un compósito de 10 kg de mineral.
Tabla 1
Análisis químico del mineral de cabeza tipo òxido Código
Muestra
LEYES
Au (g/t) Ag (g/t) Cu (%) As (%)
ÓXIDO 4.4 110.5 0.03 0.82
Fuente: Reporte de Laboratorio POLIMETALS
Tabla 2
Análisis químico del mineral tipo sulfuro Código
Muestra
LEYES
Au (g/t) Ag (g/t) As (%) Fe (%)
SULFURO 9.5 57.89 21.56 36.76
Fuente: Reporte de Laboratorio POLIMETALS
21 Métodos y técnicas
Se desarrolló la metodología Analítica - Inductiva - Deductiva ya que se tuvo como punto de inicio los datos logrados en un trabajo experimental a nivel de laboratorio, los cuales pueden ser afectados a nivel industrial tomando en consideración la base científica en la cual se tendrán que manipular otras variables como el pH, mezcla de diferentes tipos y proporciones de
minerales entre otras variables.
Tipo de investigación
2.3.1. Según el propósito: Aplicada
Porque se manejaron los conocimientos en la práctica, buscando favorecer mediante compósito de dos minerales de disímil composición química, para lograr un concentrado con alta ley de oro-plata y alta recuperación.
2.3.2. Según el diseño de investigación: Experimental, de tipo correlacional – causal
Dado que las variables de la investigación, como la duración de la flotación y el pH, se modificaron experimentalmente, los datos deben recopilarse utilizando las notas de las pruebas de laboratorio.
Correlacional - causal, porque la evaluación de la proporción de minerales tipo óxido/sulfuro y pH como variable independiente, es causal determinante para obtener recuperación óptima de oro-plata como variable dependiente.
Diseño experimental
Dado que el componente A tiene tres niveles y el factor B cinco niveles, el tamaño de la muestra se basa en un diseño factorial compuesto, lo que da lugar a un total de 15 pruebas experimentales que se realizaron de forma aleatoria. Las variables investigadas fueron:
El diseño experimental a usar será el modelo bifactorial 23, con dos réplicas A) Variables independientes:
a) pH
pH: 5
pH: 6
pH: 7
b) Proporción de mezcla de minerales (óxidos/sulfuros)
Relación Óxido/sulfuro, (0/1): 0 óxido/ 1 Sulfuro
Relación Óxido/sulfuro, (3/1): 3 óxido/ 1 Sulfuro
Relación Óxido/sulfuro, (5/1): 5 óxido/ 1 Sulfuro
Relación Óxido/sulfuro, (7/1): 7 óxido/ 1 Sulfuro
Relación Óxido/sulfuro, (9/1): 9 óxido/ 1 Sulfuro
Relación Óxido/sulfuro, (1/0): 1 óxido/ 0 Sulfuro B) Variables dependientes:
a) Porcentaje de recuperación de Au y Ag en el concentrado
C) Variables paramétricas:
a) Porcentaje de sólidos: 33%
b) Tiempo de flotación: 4 minutos c) Dosificación CuSO4: 50 g /t d) Dosificación A-31 : 16 g/t e) Dosificación A-242 : 16 g/t f) Dosificación A-404 : 16 g/t
23
g) MIBC : 39 g/t
h) Z-6 : 80 g/t
2.4.1. Determinación de los niveles
Para pH de flotación: 5, 6 y 7
Relación de mezcla de minerales (Ox/Sulf): 1/0, 3/1, 5/1, 7/1, 9/1 0/1.
N° de pruebas: 36 experimentos.
Tabla 3
Variables independientes y sus niveles en escala natural
Factor Niveles
1 2 3 4 5 6
pH 5.0 6.0 7.0
Relación mezcla (Ox/Sulf)
0/1 3/1 5/1 7/1 9/1 1/0
Tabla 4
Disposición general para diseño bifactorial y orden de prueba.
pH
"Relación de mezcla óxido (Ox) y sulfuro
(Sulf)" Totales Promedio
1Sulf 3Ox- 1Sulf
5Ox- 1Sulf
7Ox- 1Sulf
9Ox-
1Sulf 1Ox yi Ŷi
5 y111,
y112
y121,
y122,
y131,
y132
y141,
y142
y151,
y152
y161,
y162 y1 Ŷ1
6 y211,
y212
y221,
y222
y231,
y2322
y241,
y242
y251,
y252
y261,
y262
7 y311,
y312
y321,
y322
y331,
y332
y341,
y342
y351,
y352
y361,
y362 y2 Ŷ2
Totales Yj y1 y2 y3 y4 y5 y6
Promedio Ŷ1 Ŷ2 Ŷ3 Ŷ4 Ŷ5 Ŷ6
Materiales, instrumentos y equipos 2.5.1. Materiales
2.5.1.1. Materiales de laboratorio
Luna de reloj
Espátula de 3 pulgadas.
Crisoles de 20g
Mineral tipo polimetálico: 30 Kg.
10 bandejas
Papel filtro
Potenciostato para medir pH Metler Toledo
Vasos de 250 ml
Fiolas de 200 ml
2.5.1.2. Reactivos Para análisis de mineral:
Sulfato de zinc (ZnSO4)
Cianuro de Sodio (NaCN)
Sulfato de cobre (CuSO4)
Aero 3894 Promoter (Isopropil etil tionocarbamato)
Aero 3418 Promoter
Metil isobutil carbinol (MIBC)
Aero promoter A-242
Xantato Z-11
Cal (CaO)
25 2.5.2. Equipos
Celda unitaria de flotación tipo Denver D-12
Molino de bolas Marca Denver de 1 Kg de capacidad, monofásico. 11 kg de bolas.
Estufa de secado, Marca Schemin, con ventilación forzada, trifásico. Temperatura regulable. Con temporizador.
Ro-tap, de mesa, Haver Boecker, de 8 cedazos de capacidad, con temporizador y regulador de frecuencia. Monofásico.
2.5.3. Instrumentos
Balanza analítica Metler Toledo.
Voltaje: 12-30 V.
Precisión: +/- 0,0001 g.
Balanza de electrónica Henkel.
Modelo: BCE30.
Voltaje: 220 Voltios.
Frecuencia: 50 - 60 hz.
Capacidad 30 Kg.
Sensibilidad: 1 g.
Procedimiento experimental
1. Realizar el secado de las muestras de cada tipo de mineral, óxidos y sulfuros a 105°C.
2. Pesar todas las muestras secas.
3. Triturar todo el material mediante chancado secundario con setting de 0 a 3 mm, tamizar todo el material triturado usando la malla # 10 ASTM (2 mm), que pase el
100% la malla #10, seguido homogenizar y cuartear para obtener la muestra representativa de cada lote para análisis químico de 200 a 250 g.
4. Pulverizar cada muestra de 250 g. durante 5 minutos, hasta obtener la granulometría del mineral requerido (95%-#150)
5. Se hará un análisis químico para obtener la ley de cabeza Au, Ag, Cu, Pb, Zn, Fe, As, Sb.
6. Medir pH natural, con relación (L/S) : (2/1)
7. Para el mineral de óxido y para el mineral de sulfuro por separado, en el molino de bolas de 1 kg, agregar el mineral y 0.5 litros de agua, realizar la molienda a diferentes tiempos con 1 kg por prueba, de 5, 8, 11 minutos, luego descargar la pulpa, secar, homogenizar y obtener una muestra de 300 g, lavar usando la malla #325 para separar lamas, luego, secar el retenido, pesar, tamizar usando mallas #50, 100, 200 y 325, pesar los retenidos y el pasante sumar la diferencia de peso del lavado (-#325), seguido hacer cálculo granulométrico para casa muestra. Luego obtener la curva de molienda y determinar el tiempo para obtener 60 % pasante malla 200 para óxidos y sulfuros, con estos datos de tiempo obtener un tiempo promedio para la relación de mezcla de minerales.
8. Se realiza la prueba de alcalinidad, con 200 g de muestra y se mide pH natural, regular el pH con ácido sulfúrico (gotas) para bajar el pH, o para subir el pH con cal.
9. Preparar las muestras según relación de mezcla Óxidos/Sulfuros, por duplicado.
a) Relación (1/0): 1 Kg de óxidos
b) Relación (3/1): 750 g de óxidos + 250 g de sulfuros c) Relación (5/1): 830 g de óxidos + 170 g de sulfuros
27 d) Relación (7/1): 880 g de óxidos + 130 g de sulfuros
e) Relación (9/1): 900 g de óxidos + 170 g de sulfuros f) Relación (0/1): 0 g de óxidos + 1000 g de sulfuros 10. Preparación de reactivos: ZnSO4 (5% en peso).
11. Agregar al molino de laboratorio 1 kg de mineral (según diseño experimental), mas 0.5 litros de agua, dosificar reactivos A-31 16 ul, A-242 1 ul y A-404 16 ul, moler el tiempo necesario según curva de molienda obtenido en punto 7, descargar la pulpa usando la malla # 35.
12. Verter la pulpa en la celda de flotación, agregar agua hasta obtener 33% de sólidos, agregar los reactivos MIBC (39 g/t), Z-6 (80 g/t), CuSO4 (50 g/t), verificar el pH (5,6 y 7) según prueba que corresponda. Acondicionar durante 4 minutos, y abrir la válvula para realizar la flotación rougher, flotar retirando las espumas a una bandeja durante 4 minutos o hasta agotar espumas(cambi de color), con 20 paleteos por minuto aproximadamente.
13. Luego para la flotación scavenger, cerrar válvula de aire, agregar reactivos A-4037 (16 ul), Z-6 (30 g/t) CuSO4 (30 g/t), MIBC (16 g/t), acondicionar por 4 minutos y abrir válvula de aire, flotar retirando las espumas por 5 minutos o hasta agotar en una bandeja(scavenger).
14. Agregar floculante (1%) a cada bandeja con las pulpas obtenidas de los productos:
concentrado rougher, concentrado escavenger y relave, luego proceder a secar a 105°C. Pesar cada producto, pulverizar y analizar por Au, Ag.
15. Hacer los balances metalúrgicos y analizar los datos obtenidos.
Figura 7
Diagrama de procedimiento experimental
MINERAL AURÍFERO
TÉRMINO DE LA PRUEBA PRUEBA DE FLOTACIÓN
REACTIVOS DE
FLOTACIÓN:
Promotor: A-404
Promotor: A-31
Promotor: A-242
ANÁLISIS DE PRODUCTOS
PREPARACION MECÁNICA
1000 g de mineral, 0.5 L de agua
BALANCE METALÚRGICO
CuSO4
- Medir pH:
5, 6, 7 -Tiempo de flotación 4 min.
Ley de cabeza
Molienda, relación mezcla Ox/Sulf:
0/1, 3/1, 5/1, 7/1, 9/1, 1/0
Análisis por Au y Ag
29 III. CAPÍTULO III
Resultados Experimentales Resultados
Se presenta los resultados de las pruebas realizadas de flotación bulk para recuperar oro y plata.
Tabla 5
Resultados promedio de la flotación bulk por oro y plata
Proporción pH Rec. Au (%)
Rec. Ag (%)
Ley Au (g/t)
Ley Ag
(g/t) Ratio
1 Ox 7 46.23 41.81 25.59 563.02 11.98
1 Ox 6 47.29 41.28 23.63 492.97 11.13
1 Ox 5 52.01 42.99 23.42 455.05 9.71
9 Ox/1 Sulf 7 51.75 44.57 20.60 405.98 8.21 9 Ox/1 Sulf 6 54.97 42.66 18.39 300.47 6.62 9 Ox/1 Sulf 5 58.14 46.16 18.15 304.69 6.13 7 Ox/1 Sulf 7 53.81 44.94 17.49 324.74 6.45 7 Ox/1 Sulf 6 55.62 47.52 16.07 304.81 5.71 7 Ox/1 Sulf 5 56.40 52.09 15.23 307.85 5.30 5 Ox/1 Sulf 7 51.58 54.71 12.94 275.26 4.49 5 Ox/1 Sulf 6 56.19 53.98 12.90 242.59 4.08 5 Ox/1 Sulf 5 57.12 54.58 13.10 225.15 3.93 3 Ox/1 Sulf 7 58.51 55.25 13.58 224.00 4.19 3 Ox/1 Sulf 6 59.31 62.80 12.27 226.08 3.61 3 Ox/1 Sulf 5 63.63 62.59 12.19 221.17 3.57
1 Sulf 7 75.63 72.65 10.97 61.04 1.44
1 Sulf 6 75.87 74.75 10.01 57.52 1.38
1 Sulf 5 88.54 86.16 9.65 57.99 1.16
Figura 9
Recuperación de oro en función de pH
Fuente: Elaboración propia
Figura 10
Recuperación de oro en función de proporción de mineral
31 Figura 11
Recuperación de plata en función de pH
Figura 12
Recuperación de plata en función de proporción de mineral
Figura 13
Ley de oro en función de pH
Figura 14
Ley de oro en función de proporción de mineral
33 Figura 15
Ley de plata en función de pH
Figura 16
Ley de plata en función de proporción de mineral
Figura 17
Ratio de concentración en función del pH
Figura 18
Interacción de Ratio de concentración
35 Figura 19
Interacción de recuperación de oro (%) VS pH y proporción de mineral
Figura 20
Interacción de recuperación de oro (%) VS pH y proporción de mineral
Figura 21
Interacción para ley de oro (g/t)
Figura 22
Interacción para ley de oro (g/t)
37 Figura 23
Interacción de recuperación de plata (%) VS Proporción de mineral y pH
Figura 24
Interacción de recuperación de plata (%) VS pH y Proporción de mineral
Figura 25
Interacción para ley de plata (g/t) VS proporción de mineral y pH
Figura 26
Interacción para ley de plata (g/t) VS pH y proporción de mineral
39 IV. CAPÍTULO IV
Discusión de resultados
En la Tabla 5, se presenta los resultados en promedio de las pruebas metalúrgicas de flotación bulk para recuperar oro y plata de dos tipos de minerales, uno tipo óxido y otro tipo sulfuro, mezclados en diferentes proporciones 1 óxido, 9 óxidos/1sulfuro, 7 óxidos/sulfuro, 5 óxidos/1 sulfuro, 3 óxidos/ 1 sulfuro, 1 sulfuro con la variación de pH de la pulpa en niveles de 5, 6 y 7, se puede observar los resultados de la recuperación de oro y de plata, ley de oro y plata del concentrado y ratio de concentración. Con estos datos obtenidos a continuación se discuten los resultados por cada elemento y relacionado con los términos antes mencionados.
En la figura 9, se observa la recuperación de oro en función del pH, donde se muestra una tendencia con pendiente negativa, que conforme se incrementa el pH la recuperación de oro disminuye, siendo 63.74%, 58.61% y 57.19% de recuperación de oro a pH 5, 6 y 7 respectivamente.
En la figura 10, se observa la recuperación de oro en función de la proporción de mezcla de mineral, y se muestra que presenta una pendiente positiva conforme se incrementa la proporción de sulfuro, siendo la recuperación de oro de 48.51% para óxidos, 54.95% para 9 óxidos/1 sulfuro, 55.28% para 7 óxidos/1 sulfuro, 54.96% para 5 óxidos/ 1 sulfuro, 60.48% para 3 óxidos/1 sulfuro, 80.01% para 1 sulfuro.
En la figura 11, se observa la recuperación de plata en función de pH, donde se muestra que presenta una pendiente negativa, muy similar a la obtenida en la recuperación de oro, esto se podría dar debido a que el oro con la plata están asociados. Siendo 58% para pH5, 53.80% para pH 6, 51.85% para pH 7.
En la figura 12, se muestra la curva de recuperación de la plata en función de la proporción de mezcla de mineral, y corrobora con la figura 10 de recuperación de oro, que presenta una pendiente positiva, así mismo respalda lo mencionado en el párrafo anterior de que la plata este asociado al oro. Siendo 42.03% para 1 óxido, 44.47% para 9 óxidos y 1 sulfuro, 48.19% para 7 óxidos y 1 sulfuro, 54.42% para 5 óxidos y 1 sulfuro, 60.21% para 3 óxidos y 1 sulfuro, 77.85%
para 1 sulfuro.
En la figura 13, se observa la ley de oro obtenido en el concentrado de flotación bulk en función del pH, y se observa una pendiente positiva, opuesto a la tendencia de la recuperación de oro, esto quiere decir a menor recuperación de oro la ley de concentrado se incrementa al aumentar el pH, esto se puede dar debido a que para subir el pH se agrega cal, y la cal se comporta también como depresor de algunos mineral como los sulfuros,, es por esta razón que se hay mayor limpieza del concentrado y se incrementa la ley de oro. Siendo 15.73 g/t para pH 5, 16.07 g/t para pH 6, 17.65 g/t para pH 7.
En la figura 14, la ley de oro obtenida en la flotación bulk en función de la proporción de mineral mezclado, donde se muestra que la curva tiene una pendiente negativa, lo opuesto a la recuperación de oro, siendo una ley de oro de 24.41 g/t para 1 óxido, 19.05 g/t para 9 óxidos y 1 sulfuro, 16.26 g/t para 7 óxidos y 1 sulfuro, 12.98 g/t para 5 óxidos y 1 sulfuro, 12.68 g/t para 3 óxidos y 1 sulfuro, 10.21 g/t para 1 sulfuro. Siendo la ley del concentrado de 1 sulfuro muy similar a la ley de cabeza de 9.5 g/t Au, donde se observa que el sulfuro no presenta concentración por si solo, esto se puede dar porque tiene alto porcentaje de hierro de 36.76%al deprimir la pirita se deprime junto al oro.
En la figura 15 y 16, se muestra las curvas de la ley de plata obtenida en el concentrado bulk, en función de pH y proporción de mezcla de mineral, respectivamente, donde presenta
41 tendencia positiva siendo similar a la mostrada en la figura 13 para la ley de oro, siendo la ley de plata de 269.35 g/t para pH 5, 276.37 g/t para pH 6, 315.76 g/t para pH 7. Para la proporción de mezcla de mineral pendiente negativa de la ley de plata , siendo 503.68 g/t para 1 óxido, 337.05 g/t para 9 óxidos y 1 sulfuro, 312.47 g/t para 7 óxidos y 1 sulfuro, 247.67 g/t para 5 óxidos y 1 sulfuro, 223.75 g/t para 3 óxidos y 1 sulfuro, 58.85 g/t para 1 sulfuro. En la muestra de 1 sulfuro, se puede decir que no ha se ha incrementado la ley de plata debido a que la ley del mineral de cabeza para sulfuro es 57.89 g/t.
En la figura 17, se presenta la curva de ratio de concentración en función del pH, donde se observa que presenta una pendiente positiva, es decir que a mayor pH el ratio se incrementa, a pH 5 se obtiene un ratio de 5.18, a pH 6 un ratio de 5.69 a pH 7 un ratio de 6.45.
En la figura 18, se presenta la interacción del ratio con el pH y la proporción de mineral, donde se observa que conforme se incrementa la proporción de sulfuro, el ratio disminuye, es decir desde un ratio de 12 con pH 7 y 1 de óxidos, hasta un ratio de 1.44 con pH 7 y 1 de sulfuro, esto nos indica que el mineral tipo sulfuro no presenta buena concentración, debido a que se obtiene ratios muy bajos, que esto indica alta recuperación del metal pero con baja ley o grado, lo cual no es favorable para la concentración de oro y plata por flotación bulk.
En la figura 19 y 20, se presenta la interacción de pH vs proporción de mineral, utilizado para la flotación bulk de oro y plata, se observa que con la variación de pH hay una ligera disminución de la recuperación de oro conforme se incrementa el pH, siendo las mayores recuperaciones de oro con pH 5. Se observa que presenta alta recuperación de oro cuando aumenta la proporción de sulfuros en la muestra, siendo la mas alta recuperación cuando es totalmente sulfuros y con pH de 7, obteniendo cerca de 90% de recuperación de oro, y el mas bajo cuando es completamente el mineral oxidado con recuperación cerca de 50%.
En la figura 21 y 22, se presenta la ley de oro (g/t) obtenido en el concentrado de flotación bulk, las mayores leyes de oro se obtienen cuando se incrementa el pH, siendo a pH 7 la mayor ley obtenida para todas las proporciones de mezcla de minerales. En el caso de la proporción de mineral, se observa que las mas altas leyes de oro se obtienen cuando hay mayor proporción de óxidos. Siendo la mas alta ley cuando se tiene 1 de óxidos ya pH 7, 25.60 g/t de oro, y con proporción de 1 de sulfuros se obtiene 9.65 g/t, esto quiere decir que por mas que se incremente la recuperación de oro, no es de importancia si las leyes del concentrado son bajas o no es acorde con la comercialización de minerales.
En la figura 23 y 24, se observa la interacción de pH y proporción de mineral para obtener recuperación de plata mediante flotación bulk, se muestra que presenta tendencia positiva en cuanto a la proporción de mineral conforme se incrementa la proporción de sulfuros o también vale mencionar cuando disminuye la cantidad de óxidos en la mezcla, por otro lado con respecto al pH se observa que es inversamente proporcional a la recuperación de plata, es que al aumenta el pH disminuye la recuperación de plata. Estas figuras presentan similar comportamiento que para la recuperación de oro, esto se podría dar debido a que el oro con la plata esta en forma de oro electrum (aleación de oro y plata, donde la proporción de plata es mayor al 20%).
En la figura 25 y 26, se presenta la interacción de pH y proporción de mineral, en la ley del plata del concentrado obtenido por flotación bulk, donde se observa que conforme disminuye la proporción de óxidos en la muestra, la ley de plata del concentrado obtenido disminuye, y con respecto al pH se observa que es directamente proporcional a la ley de plata obtenido por flotación, esto que conforme se incrementa el pH también se incrementa la ley de plata del concentrado, esto se podría dar debido a que para aumentar el pH se usa cal, y la cal es un depresor de algunos minerales, dentro del cual esta los minerales de sulfuros de hierro, y podría ser que esta
43 deprimiendo algunos de estos minerales con hierro, ayuda en incrementar la ley de plata asi como la ley de oro del concentrado sin embargo disminuye el porcentaje de recuperación de los antes mencionados.
Es por esto que se busca encontrar el pH óptimo y la proporción óptima de mezlca de óxidos y sulfuros para obtener un porcentaje de recuperación óptima de oro y plata, con ley comercial o que permita su rentabilidad del proyecto, además es de importancia obtener un ratio de concentración adecuado, porque no tiene sentido hacer concentración de minerales por flotación obteniendo altos porcentajes de recuperación pero con ratios bajos, y por lo tanto con bajas leyes o similares a las leyes de mineral de cabeza.
Teniendo en cuenta la ley de mineral de cabeza para óxidos de 4.4 g/t en oro y 110.5 g/t en plata, 0.82% As y del sulfuro 2.75 g/t en oro, 72.74 g/t en plata y 21.56% As.
Con base a los resultados obtenidos y las figuras revisadas se podría decir que el pH óptimo para la flotación de oro y plata para la mezcla de este tipo de mineral de óxido con sulfuros, podría ser previa evaluación económica a pH de 6, y con la proporción de mezcla de 3 partes de óxidos y 1 parte de sulfuro, con ley de mineral blendeado 5.68 g/t de oro, 97.35 g/t de plata y 6% de arsénico, para obtener un concentrado con promedio 59.31 % de recuperación de oro, y ley de oro 12.27 g/t, 62.80% de recuperación de plata y ley de plata 226.08 g/t, ratio de concentración 3.61.
V. CAPÍTULO V
Conclusiones y recomendaciones Conclusiones
Se determinó que el pH y la relación de mezcla de óxidos y sulfuros influye en la recuperación de oro y plata por flotación bulk, según el análisis de varianza se obtiene para pH P=0.000, para proporción de mezcla de óxidos y sulfuros P=0.000 y para la interacción de pH con mezcla de proporción de óxidos y sulfuros P = 0,000 (Ver apéndice , Tablas A1, A2)
Al aumentar el pH se obtiene menor recuperación de oro y plata.
Al aumentar la proporción de sulfuros se obtiene mayor recuperación de oro y plata.
Se determinó que además de la recuperación de oro y plata es también importante evaluar las leyes de oro y plata asi como el ratio de concentración, esto debido a que es necesario obtener un concentrado con grado comercial, porque se puede obtener altas recuperaciones de oro y plata, sin embargo con bajas leyes y también ratios de concentración baja que no seria adecuado para la rentabilidad del proceso, dado que se busca obtener un concentrado que se pueda comercializar y pueda ser rentable.
Se determinó que con pH 6 y proporción de mezcla de 3 de partes de mineral tipo óxido y 1 parte de mineral tipo sulfuro, se obtiene recuperaciones altas y con leyes comerciales de oro y plata, siendo con ley de mineral blendeado de cabeza 5.68 g/t de oro, 97.35 g/t de plata y 6% de arsénico, para obtener un concentrado con promedio 59.31 % de recuperación de oro, y ley de oro 12.27 g/t, 62.80% de recuperación de plata y ley de plata 226.08 g/t, ratio de concentración 3.61.
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45 Recomendaciones
Hacer pruebas para evaluar la granulometría en la flotación bulk de la mezcla de minerales óxidos con sulfuros, es probable que requiera mayor liberación de oro y plata por conminución.
Evaluar el mineral de óxido y sulfuro, mediante lixiviación diagnóstica para determinar el oro encapsulado en los sulfuros.
Evaluar el uso de otros reactivos colectore de oro y plata.
