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Celdas de Flotacion

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Academic year: 2021

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PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSO

FACULTAD DE INGENIERÍA

ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA

PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL

EN METALURGIA EXTRACTIVA

ANÁLISIS TÉCNICO ECONÓMICO DE

RECUPERACIÓN DE FINOS DE COBRE Y

MOLIBDENO CON CELDA G-CELL DESDE

CIRCUITO DE FLOTACIÓN COLECTIVA

CODELCO DIVISIÓN ANDINA

Juan Kalise Sepúlveda

Profesor Guía:

Alvaro Aracena Capia

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AGRADECIMIENTOS

“Si es lo que te gusta y quieres, te apoyamos”

Fueron las palabras de mis padres, Angel y Elena cuando les conté de Ingeniería Civil en Metalurgia Extractiva; es aquí donde comienzan los agradecimientos, si hoy soy un profesional, es gracias a que ustedes me apoyaron incondicionalmente en el inicio, transcurso y final de este proyecto. Fue imposible, viajar más de dos veces por año, muchas veces no se pudo viajar más de una, pero nunca faltó la llamada, el “viejo lobo”, y eso no reemplaza el llegar todos los días a tu casa, pero es valiosa vitamina cuando estas solo y a más de 2000 kilómetros de los que más quieres. Ya cuando casi me vencía el ritmo de la Universidad y evaluaba si realmente tenía la suficiente fuerza para continuar, se integra a mi “mundo”, más bien me integran a su mundo Catalina y Sebastián. ¿Quién de los dos puede estar más tiempo tranquilo? Averiguarlo daría para tema de memoria y hasta SixSigma. La responsable de que recordara que soy capaz de grandes cosas y que todo depende de las ganas y la motivación. Creo que la Universidad me estaba comiendo, ¿todo ser humano necesitará sentir y sentirse enamorado? Al menos yo sí. Conocí otro mundo, las familias numerosas, los asados “memorables”, los cumpleaños con comida para todo el mes, y los estudios retomaron su curso exitosamente. Luisa y Patricio, prácticamente segundos padres, muchas gracias por el apoyo, la preocupación, el hogar… para conmigo y los tres terremotos. ¿Pía Nicole? Cuando tuviera un hijo sería niña y se llamaría Pía Nicole. Dicen que se parece a mí, ahora entiendo porqué valoran y destacan mi simpatía. Se nos agrandó la familia, llegó la “rulito”, gracias por ser otro importante estanque de combustible para los proyectos y metas que nos hemos propuesto y se seguirán viniendo.

Ahora me quedo corto para agradecer a mis hermanos, las personas que abiertamente me dieron consejos y palabras sabias de la experiencia que han contribuido al logro de la meta de este proyecto. A ellos también se suman Claudia Golarte, Richard Araya, Ricardo Garrido. A Valeska, Miguel, Sebastián, Rodrigo, por la colaboración para que pudiese finalizar este proceso, A Alvaro Aracena por la confianza, apoyo y guía en los proyectos que trabajamos, y Francisco por la calculadora que harto uso y provecho le saqué.

A todos ustedes y mucha más gente que se me queda fuera, nuevamente muchas gracias…

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RESUMEN

En la presente Memoria se exponen los resultados técnicos y económicos obtenidos a partir del pilotaje desarrollado por Ingeniería de Minerales S.A. con Celdas de flotación neumática G-Cell en la planta de flotación colectiva de Codelco División Andina, se pueden revisar fotos en el Anexo D.

Frente a las características detectadas en las colas de la División Andina de Codelco, la tecnología de flotación G-Cell surge como una alternativa viable y propicia para recuperar los finos de Cobre y Molibdeno que se encuentran en fracciones de tamaño finas, esto es en un tamaño menor a 45 micrones (325# Ty), y en las cuales una Celda G-Cell presenta sus mejores rendimientos debido a la generación de micro burbujas.

A lo largo del periodo que duró el pilotaje se evaluaron configuraciones de la planta piloto y diversos flujos para alimentar las Celdas G-Cell, en búsqueda del punto que significara el mayor retorno económico y que fuese factible técnicamente dadas las condiciones de espacio al interior de la planta concentradora.

Es en el sentido anterior que se determina a partir de los resultados de las pruebas, que la oportunidad de instalar Celdas G-Cell se encuentra en las Colas Columnas. En este punto la instalación de 2 Celdas neumáticas G-Cell en serie y con capacidad de procesar 1500 m3/h de pulpa, significa para Codelco División Andina un aumento en la producción de finos de Cobre y Molibdeno de 882,6 y 44,46 toneladas al año respectivamente, con un VAN a los 5 años de 10,723 KUSD considerando un nivel de tasa de cambio medio.

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4

ÍNDICE GENERAL

AGRADECIMIENTOS ... 2 RESUMEN ... 3 ÍNDICE GENERAL ... 4 ÍNDICE DE FIGURAS ... 6 ÍNDICE DE TABLAS ... 9

CAPÍTULO 1: INTRODUCCIÓN Y OBJETIVOS ... 11

1.1. INTRODUCCIÓN ... 11

1.2. MOTIVO DEL ESTUDIO ... 11

1.3. OBJETIVOS ... 12

CAPÍTULO 2: CODELCO ANDINA ... 14

2.1. ANTECEDENTES [3] ... 14

2.2. PRODUCTOS [3] ... 15

2.3. SISTEMA DE CONCENTRACIÓN[3] ... 15

CAPÍTULO 3: MARCO TEÓRICO ... 20

3.1. FLOTACIÓN MECÁNICA ... 20

3.2. FLOTACIÓN NEUMÁTICA ... 22

3.3. APLICACIONES INDUSTRIALES EN CHILE ... 33

3.4. CONCEPTOS BASICOS ... 38

CAPÍTULO 4: TRABAJO EXPERIMENTAL EN LA PLANTA PILOTO ... 43

4.1. PLAN DE MUESTREO ... 43

CAPÍTULO 5: RESULTADOS Y DISCUSIÓN DEL PILOTAJE ... 46

5.1. PUNTO 1: COLA COLUMNAS ... 46

(5)

5

5.1.2. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN 2 ... 53

5.1.3. CONCLUSIONES DEL PUNTO 1 ... 59

5.2. PUNTO 2: COLA SCAVENGER ... 60

5.2.1. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN ... 60

5.2.2. CONCLUSIONES DEL PUNTO 2 ... 66

5.3. PUNTO 3: ALIMENTACIÓN COLUMNAS ... 67

5.3.1. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN ... 67

5.3.2. CONCLUSIONES DEL PUNTO 3 ... 77

CAPÍTULO 6: DETERMINACIÓN DE LOS FACTORES DE DISTRUBUCIÓN... 78

6.1. COBRE ... 78

6.2. MOLIBDENO ... 82

CAPÍTULO 7: BALANCE METALURGICO ... 85

7.1. CASO BASE DE LA DIVISIÓN ANDINA ... 85

7.2. CASO 1 CELDA G-CELL ... 87

7.3. CASO 2 CELDAS G-CELL ... 89

CAPÍTULO 8: EVALUACION ECONOMICA ... 91

8.1. GENERALIDADES CAPITAL TOTAL DE INVERSION ... 91

8.2. GENERALIDADES COSTO TOTAL DEL PRODUCTO ... 92

8.3. CASO 1 CELDA G-CELL ... 93

8.4. CASO 2 CELDAS G-CELL ... 95

CAPÍTULO 9: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ... 96

GLOSARIO ... 98

(6)

6

ÍNDICE DE FIGURAS

FIGURA 1. DIAGRAMA DE FLUJOS FLOTACIÓN ROUGHER Y REMOLIENDA. ... 17

FIGURA 2. DIAGRAMA DE FLUJOS FLOTACIÓN DE LIMPIEZA Y SCAVENGER. 18 FIGURA 3. ESQUEMA CLÁSICO CELDA MECÁNICA. ... 21

FIGURA 4. TIPOS DE ZONAS DE UNA CELDA MECÁNICA. ... 22

FIGURA 5. TIPOS DE ZONAS DE UNA CELDA NEUMÁTICA. ... 23

FIGURA 6. CELDA JAMESON. ... 24

FIGURA 7. CELDA EKOFLOT. ... 25

FIGURA 8. DISEÑO CLÁSICO V-CELL. ... 26

FIGURA 9. CORTE DE SECCIÓN, AIREADOR DISEÑO ESPECIAL IMHOFLOT. ... 28

FIGURA 10. DISEÑO AVANZADO G-CELL. ... 29

FIGURA 11. DETALLE ESQUEMÁTICO QUE LAS FUERZAS QUE ACTÚAN SOBRE LAS PARTÍCULAS EN LA CELDA. ... 30

FIGURA 12. RECUPERACIÓN COMO FUNCIÓN DEL TAMAÑO DE PARTÍCULA PARA TRES NIVELES DE ALTURA DE ESPUMA. ... 32

FIGURA 13. COMPARACIÓN DE RECUPERACIONES CIRCUITO CONVENCIONAL Y CIRCUITO CONVENCIONAL MÁS CELDAS NEUMÁTICAS. ... 34

FIGURA 14. EFECTO DE UNA CELDA NEUMÁTICA COMO PRE-ROUGHER. ... 37

FIGURA 15. MÓDULOS TÍPICOS DE OPERACIÓN EN CIRCUITOS DE FLOTACIÓN. ... 41

FIGURA 16. DIAGRAMA DE FLUJOS Y PUNTOS DE MUESTREO PARA 1 CELDA. ... 45

FIGURA 17. DIAGRAMA DE FLUJOS Y PUNTOS DE MUESTREO PARA 2 CELDAS. ... 45

FIGURA 18. CIRCUITO 1 PLANTA PILOTO G-CELL. ... 47

FIGURA 19.LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 48

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7 FIGURA 20. RECUP. DE COBRE DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 48 FIGURA 21. RECUP. EN PESO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 49 FIGURA 22. LEY DE MOLIBDENO EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ... 51 FIGURA 23.RECUP. DE MOLIBDENO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ... 51 FIGURA 24. RAZÓN DE CONCENTRACIÓN DE MOLIBDENO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO. ... 52 FIGURA 25. CIRCUITO 2 PLANTA PILOTO G-CELL. ... 53 FIGURA 26.LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 54 FIGURA 27. RECUP. DE COBRE DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 54 FIGURA 28. RECUP. EN PESO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 55 FIGURA 29. LEY DE MOLIBDENO EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ... 57 FIGURA 30. RECUP. DE MOLIBDENO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ... 57 FIGURA 31. RAZÓN DE CONCENTRACIÓN DE MOLIBDENO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO. ... 58 FIGURA 32.CIRCUITO 1 PLANTA PILOTO G-CELL. ... 61 FIGURA 33. LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 61 FIGURA 34. RECUP. DE COBRE DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 62 FIGURA 35. RECUP. EN PESO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 62

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8 FIGURA 36. LEY DE MOLIBDENO EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ... 64 FIGURA 37. RECUP. DE MOLIBDENO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ... 64 FIGURA 38. RAZÓN DE CONCENTRACIÓN DE MOLIBDENO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO. ... 65 FIGURA 39. CIRCUITO 4 PLANTA PILOTO G-CELL. ... 68 FIGURA 40. LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 69 FIGURA 41. RECUP. DE COBRE DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 69 FIGURA 42. RECUP. EN PESO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ... 70 FIGURA 43. LEY DE MOLIBDENO EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ... 71 FIGURA 44. RECUP. DE MOLIBDENO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ... 71 FIGURA 45. RAZÓN DE CONCENTRACIÓN DE MOLIBDENO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO. ... 72

FIGURA 46. PORCENTAJE ACUMULADO PASANTE DE COBRE EN

CONCENTRADO G-CELL Y COLUMNAS DE LA DIVISIÓN ANDINA. ... 73 FIGURA 47.PORCENTAJE ACUMULADO PASANTE DE MOLIBDENO EN CONCENTRADO G-CELL Y COLUMNAS DELA DIVISIÓN ANDINA. ... 74 FIGURA 48. RECUPERACIÓN DE COBRE POR DIÁMETRO MEDIO DE PARTÍCULA DE CELDA G-CELL Y COLUMNAS DE LA DIVISIÓN ANDINA. ... 74 FIGURA 49. RECUPERACIÓN DE MOLIBDENO POR DIÁMETRO MEDIO DE PARTÍCULA DE CELDA G-CELL Y COLUMNAS DE LA DIVISIÓN ANDINA. ... 75 FIGURA 50. RECUPERACIÓN DE COBRE COMO FUNCIÓN DE LA RECUPERACIÓN EN PESO DE LA CELDA. ... 79

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9 FIGURA 51. RESULTADOS DEL MODELO DETERMINADO Y DATOS EMPÍRICOS.

... 81 FIGURA 52. LEY DE MOLIBDENO EN EL CONCENTRADO COMO FUNCIÓN DE LA LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO. ... 82 FIGURA 53. RESULTADOS DEL MODELO DETERMINADO Y DATOS EMPÍRICOS.

... 84 FIGURA 54. IDENTIFICACIÓN DE LOS FLUJOS PARA CASO BASE CONSIDERADO. ... 86 FIGURA 55. IDENTIFICACIÓN DE LOS FLUJOS PARA CASO 1 CELDA G-CELL. 87 FIGURA 56. IDENTIFICACIÓN DE LOS FLUJOS PARA CASO 2 CELDA G-CELL. 89

ÍNDICE DE TABLAS

TABLA 1.RESULTADOS DE PRUEBAS EN MINERA TAMAYA S.A. ... 35 TABLA 2. PROMEDIO DE ALTURA DE ESPUMA DE AMBAS CELDAS DURANTE LA OPERACIÓN. ... 49 TABLA 3.PROMEDIO DE ALTURA DE ESPUMA DE AMBAS CELDAS DURANTE LA OPERACIÓN. ... 55 TABLA 4.PROMEDIO DE ALTURA DE ESPUMA DE LA CELDA DURANTE LA OPERACIÓN ... 63 TABLA 5. PROMEDIO DE ALTURA DE ESPUMA DE LA CELDA DURANTE EL DÍA.

... 70 TABLA 6. RECUPERACIÓN DE COBRE Y RECUPERACIÓN EN PESO DE LA MASA TOTAL ALIMENTADA A LA CELDA. ... 78 TABLA 7. SPLIT FACTORS ESTIMADOS PARA CADA CIRCUITO DE LA DIVISIÓN ANDINA COMO CASO BASE. ... 85 TABLA 8. LEYES DE COBRE Y MOLIBDENO EN LOS RESPECTIVOS FLUJOS. .. 86

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10 TABLA 9.LEYES DE COBRE Y MOLIBDENO ESPERADAS AL INCLUIR 1 CELDA

G-CELL. ... 88

TABLA 10. SPLIT FACTOR ESPERADOS AL INCLUIR 1 CELDA G-CELL... 88

TABLA 11. PRODUCCIÓN ADICIONAL ESPERADA CON LA TECNOLOGÍA G-CELL. ... 88

TABLA 12.LEYES DE COBRE Y MOLIBDENO ESPERADAS AL INCLUIR 2 CELDAS G-CELL. ... 90

TABLA 13.SPLIT FACTORS ESPERADOS AL INCLUIR 2 CELDAS G-CELL. ... 90

TABLA 14.PRODUCCIÓN ADICIONAL ESPERADA CON LA TECNOLOGÍA G-CELL. ... 90

TABLA 15. LA SUMA DE LOS PUNTOS 1 AL 12 FORMA EL CAPITAL TOTAL DE INVERSIÓN. ... 92

TABLA 16. LA SUMA DE LOS PUNTOS 1 AL 7 FORMA EL COSTO TOTAL DEL PRODUCTO. ... 93

TABLA 17. CAPITAL TOTAL DE INVERSIÓN PARA 1 CELDA G-CELL. ... 94

TABLA 18. INDICADORES ECONÓMICOS CASO 1 CELDA G-CELL. ... 94

TABLA 19. CAPITAL TOTAL DE INVERSIÓN PARA 2 CELDAS G-CELL. ... 95

TABLA 20. INDICADORES ECONÓMICOS CASO 2 CELDAS G-CELL. ... 95

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11

CAPÍTULO 1: INTRODUCCIÓN Y OBJETIVOS

1.1.

INTRODUCCIÓN

Con el fin de mejorar la flotabilidad de partículas finas, varias tecnologías de flotación de partículas, incluso flotación por aire disuelto, electro flotación, floculación-flotación selectiva y flotación por arrastre, han sido desarrolladas y probadas en los últimos treinta años. Muchas de estas tecnologías están basadas preliminarmente en aumentar la eficiencia de colisión entre las burbujas de gas (aire) y las partículas minerales[1].

En Codelco División Andina, en el circuito de flotación colectivo (Cobre y Molibdeno), se detecta una oportunidad de aumentar la recuperación del circuito mediante la disminución de las pérdidas de finos de Cobre y Molibdeno en la cola scavenger.

Por lo anterior nace el contrato entre Codelco División Andina e Ingeniería de Minerales S.A. para realizar pruebas de escala piloto con celdas de flotación neumática G-Cell al interior de la planta concentradora.

1.2.

MOTIVO DEL ESTUDIO

Con el agotamiento de los recursos y la disminución de las leyes, los minerales que salen del circuito de molienda y remolienda son cada vez más finos debido a la necesidad de alcanzar la liberación. Por lo tanto, la flotación de partículas finas es un inmenso desafío a ser abordado por investigadores en todo el mundo, ya que es sabido que, generalmente las partículas de tamaño intermedio siempre presentan mayor flotabilidad, mientras que las finas y gruesas flotan con mayor dificultad[1].

En el caso de Codelco División Andina, estudios realizados por IM2 el año 2011 y 2012, y seguimientos realizados por el laboratorio metalúrgico de la concentradora,

(12)

12 muestran que en la etapa Scavenger, las pérdidas de Cobre y Molibdeno se concentran principalmente bajo 325#. En este escenario, se presenta la oportunidad de probar tecnología de flotación neumática caracterizada por la recuperación de partículas finas, aprovechando las condiciones de liberación alcanzadas por los sulfuros de Cobre y Molibdeno en la etapa de limpieza.

1.3.

OBJETIVOS

1.3.1.

OBJETIVO GENERAL

Evaluar técnica y económicamente la tecnología de celdas neumáticas G-cell en el circuito de flotación colectiva para la recuperación de finos y ultra finos de cobre y molibdeno como concentrado final (28 a 30% Cobre y 0,4 a 0,5% Molibdeno) de la planta, para flexibilizar el circuito industrial convencional, aumentar la recuperación global en la División Andina de Codelco y obtener antecedentes para ser considerados en el proyecto de expansión “Andina 244”.

1.3.2.

OBJETIVOS ESPECÍFICOS

 Determinar si el flujo de alimentación del circuito Scavenger es el más adecuado desde el punto de vista técnico y económico para recuperar finos y ultra-finos de Cobre y Molibdeno liberados con tecnología de celdas neumáticas G-Cell, como concentrado final de cobre.

 Evaluar si a partir del flujo de las colas del circuito Scavenger es factible técnica y económicamente recuperar finos y ultra-finos de Cobre y Molibdeno liberados con celdas de flotación neumática G-Cell, como concentrado final de cobre.

 Responder con fundamentos técnicos y económicos si el flujo de alimentación del circuito Columnar resulta ser un buen punto para recuperar finos y

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ultra-13 finos de Cobre y Molibdeno liberados con tecnología de celdas neumáticas G-Cell, como concentrado final de cobre.

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CAPÍTULO 2: CODELCO ANDINA

2.1.

ANTECEDENTES

[3]

División Andina, es una de las cinco divisiones mineras de Codelco Chile, se encuentra ubicada en la parte alta de la cordillera de la V región, a 38 km de la ciudad de Los Andes y a 50 km al noreste de Santiago. Sus operaciones mineras se desarrollan entre los 3500 y 4200 metros sobre el nivel del mar. Sus productos de exportación se embarcan regularmente, a través del Puerto Ventanas.

Los recursos de Andina provienen principalmente del yacimiento Río Blanco, que geológicamente corresponde a un yacimiento tipo pórfido cuprífero. Andina es propietaria de la parte oriental de este yacimiento.

Los recursos de Andina, con ley de corte 0,5% Cu, alcanzan a 4.450 millones de toneladas de mineral, con una ley de 0,83% de cobre y 0,022% de molibdeno, lo que es equivalente a 36,9 millones de toneladas de cobre fino. Con similar ley de corte, los recursos demostrados alcanzan 1.670 millones de toneladas con una ley media de 0,86% Cu y 0,023% Mo.

Andina beneficia sus minerales por procesos de concentración, utilizando las técnicas de molienda semi-autógena, técnicas de molienda unitaria y convencional, molienda húmeda en molinos de barras y bolas, flotación rougher convencional, flotación de limpieza mediante columnas de flotación, separación de cobre y molibdeno por flotación selectiva, filtración y almacenamiento del concentrado de cobre.

Actualmente la capacidad diaria de tratamiento es de 94000 toneladas métricas de material. Produciendo el año 2011, 233912 toneladas métricas de cobre fino y 3174 toneladas métricas de finos de molibdeno.

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15

2.2.

PRODUCTOS

[3]

El principal producto de división Andina, el concentrado de cobre, es una mezcla de sulfuros compuesta principalmente por calcopirita (CuFeS2) (80% en peso) y, en menor proporción, por calcosina (Cu2S), bornita (Cu5FeS4), covelina (CuS) y otros. La ley media del concentrado de cobre es de 29,73% Cu y su humedad media es de 8,8%. Posee, además, unas 70 y 0,5 ppm de plata y oro respectivamente. El contenido de arsénico oscila en torno al 0,2%.

El concentrado de Andina posee contenidos de sílice, alúmina, óxidos de calcio, magnesio y cromo en conjunto menores al 6%. Los contenidos de fierro y azufre promedian en torno al 18 y 34% para cada uno.

Dos son los productos finales de Andina:

 Concentrado de cobre, cuyas dos terceras partes se exportan directamente a través del puerto de Ventanas, mientras que el tercio restante se procesa en fundiciones y refinerías de otras divisiones de Codelco para ser convertido en cátodos.

 Concentrado de Molibdeno, que es enviado a Molymet para su maquilación y luego es exportado a Europa a través del puerto de San Antonio.

La producción de cobre fino ha crecido sostenidamente desde el inicio de las operaciones en 1970, comenzando con 10000 toneladas anuales de cobre fino durante los primeros años, y alcanzando en el 2000 las 250000 toneladas.

Característica relevante de Andina es que su área industrial se desenvuelve en un típico clima de alta cordillera, que limita las operaciones del sector explotado a cielo abierto a 320 días al año.

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2.3.1.

CHANCADO, CONCENTRACIÓN Y FILTRADO

[3]

Luego de la etapa de extracción en las minas a rajo abierto y subterránea de Andina, el mineral se envía a las plantas de chancado primario, donde es triturado y, posteriormente, conducido por correas hasta las instalaciones de molienda y flotación colectiva en la Planta Concentradora.

La etapa de molienda se realiza mediante tres sistemas paralelos: molienda convencional, molienda unitaria y molienda SAG.

La flotación genera la separación de las partículas sulfuradas de cobre y molibdeno desde la roca, proceso por el cual se obtiene un concentrado colectivo de cobre y molibdeno cuyas leyes aproximadamente alcanzan al 30 y 0,52% respectivamente.

2.3.2.

FLOTACIÓN ROUGHER Y REMOLIENDA

[4]

La flotación rougher está conformada por tres líneas (A, B y E), las cuales son alimentadas desde dos cajones distribuidores. En el caso de las líneas A y B, su alimentación proviene del cajón distribuidor que contiene pulpa proveniente de los circuitos de Molienda Unitaria 1, Molienda Unitaria 2, SAG y la línea A de la molienda convencional, en cambio la línea E es alimentada desde un cajón distribuidor que solo contiene pulpa proveniente de las líneas B y C de la molienda convencional. Las líneas A y B de flotación rougher están compuestas por líneas paralelas A1-A2 y B1-B2 respectivamente, de 8 celdas de 108 m3 en cada línea y la línea E posee dos líneas paralelas de 4 celdas cada una de 130 m3. Las líneas A y B corresponden a la expansión a 64 KTPD y la línea E a la expansión a 94 KTPD.

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17 Figura 1. Diagrama de flujos flotación rougher y remolienda.

2.3.3.

FLOTACIÓN LIMPIEZA Y SCAVENGER

[4]

El circuito de limpieza está conformado por 4 celdas columnares en paralelo (área 13 m2), las cuales son alimentadas por los flujos provenientes de los hidrociclones de la remolienda de concentrados (overflow). El concentrado producido por las columnas representa el concentrado final de la flotación colectiva (Cu-Mo), el cual es espesado y transportado hasta la planta de molibdeno (PPC). Por otro lado, el relave total de la flotación columnar es enviado a la flotación scavenger, la cual está constituida por dos líneas paralelas de 16 celdas cada una, y de 38 m3 de volumen, las cuales producen un concentrado que posteriormente es tratado en el molino de remolienda de bolas y un relave que es enviado a espesaje junto con el relave rougher.

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18 El relave producido por las líneas rougher es enviado a la etapa de espesaje junto con el relave producido en la flotación scavenger y el concentrado rougher es enviado a la etapa de remolienda.

LA DIVISIÓN ANDINA posee dos circuitos de remolienda, uno con dos molinos verticales, que trata el concentrado rougher y otro con un molino de bolas que procesa el concentrado scanvenger. Para el caso de la remolienda del concentrado rougher, éste descarga en un cajón distribuidor que alimenta a dos baterías de hidrociclones, el overflow de cada batería alimenta a las celdas de flotación de limpieza, y cada underflow alimenta a un molino vertical de 1.100 HP, cuya descarga es nuevamente clasificada en las baterías de hidrociclones. Con respecto a la remolienda del concentrado scavenger, este es clasificado en una batería de hidrociclones cuyo overflow es enviado a la flotación de limpieza y el underflow es alimentado a un molino de bolas y el producto de este es nuevamente clasificado.

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19 El concentrado colectivo se conduce por cañerías hasta una planta en superficie (Saladillo, 30 kilómetros al oeste de la mina subterránea) para las etapas de flotación selectiva y de filtrado.

El concentrado de cobre se somete a un proceso de secado que disminuye la humedad del producto hasta un 9% o menos, y finalmente es transportado por ferrocarril hacia el Puerto de Ventanas, desde donde se despacha a diversas fundiciones de Chile y el extranjero.

Al concentrado de molibdeno se les realiza los siguientes procesos en orden: lixiviación, filtrado y envasado de molibdenita, y cementación, cloración y desulfhidratación.

Por otra parte, los relaves del proceso de flotación se envían a dos espesadores, en donde se recupera hasta el 60% del agua contenida y se reenvía hacia la molienda y flotación. El resto del material se transporta, a través de una canaleta de 80 kilómetros de longitud, hacia el nuevo embalse de relaves Ovejería, ubicado en Huechún, Región Metropolitana, para su depositación segura y permanente.

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CAPÍTULO 3: MARCO TEÓRICO

Hasta mediados de los años setenta, las celdas de flotación con agitación mecánica y auto-aspirantesdominaron el mercado. A partir de los años noventa, se han incorporado masivamenteen la industria las celdas mecánicas de gran tamaño, tanto auto-aspirantes como de aire forzado,y también las celdas neumáticas. En alrededor de cienaños se han desarrolladouna gran cantidad de celdas de diversos diseños, sin embargo, las celdas de flotación mecánicade amplio uso en aplicaciones industriales no han cambiado mucho en términos de su diseño[5].

El objetivo de la celda de flotación es realizar una serie de funciones simultáneas como lasuspensión de partículas sólidas, aspiración de aire, dispersión del aire en forma de pequeñasburbujas, y finalmente el contacto y mezclado de las partículas con el aire. La celda deflotación debe proporcionar al fluido un ambiente en el cual existan zonas con alta intensidadde mezclado y otras donde exista una relativa tranquilidad. El agregado burbuja-partículapasa a una región de calma para la separación, entrando finalmente a la fase espuma[5].

Las celdas de flotación se clasifican en dos grandes familias: Celdas mecánicas y Celdas neumáticas. Se presenta a continuación las principales características y ejemplos de ambos tipos de celdas[6].

3.1.

FLOTACIÓN MECÁNICA

Las celdas mecánicas o convencionales son las más comunes y las más usadas en la industria. Se caracterizan por tener un impulsor o agitador mecánico (rotor o impeler). Alrededor del eje del rotor se tiene un tubo concéntrico hueco que sirve de conducto para el ingreso del gas al interior de la pulpa, lo que ocurre en el espacio entre el rotor y un estator o difusor, donde es dispersado en pequeñas burbujas de 1 a 3 milímetros[6]. Ver Figura 3.

(21)

21 Figura 3. Esquema clásico celda mecánica.

En la zona próxima al arreglo rotor – estator existe una gran agitación de la pulpa, para favorecer el contacto partícula – burbuja. A partir de un nivel medio de la celda se tiene una zona menos turbulenta, donde el agregado burbuja-mineral hidrófobo asciende con menor probabilidad de romperse. A medida que las burbujas se mueven al nivel del labio de la celda, son arrastradas fuera por el empuje de las burbujas que vienen atrás[6].ver Figura 4.

Según el tipo de aireación se tiene:

 Celdas auto aspirante, que utilizan el vacío creado por el movimiento del rotor para inducir o succionar el aire desde la atmósfera hacia abajo, por el tubo concéntrico alrededor del eje del rotor[6].

(22)

22 Figura 4. Tipos de zonas de una celda mecánica.

3.2.

FLOTACIÓN NEUMÁTICA

Las celdas neumáticas de flotación se diferencian de las celdas mecánicas convencionales en cuatro aspectos básicos:

 Ausencia de agitación mecánica.  Sistema de generación de burbujas.  Agua de lavado.

Las celdas neumáticas se clasifican según la forma de contactar la pulpa y el aire en: columnas contra-corriente y columnas co-corriente.

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23 En una columna contra-corriente se distinguen dos zonas, ver Figura 5:

 Zona de colección: desde la entrada del aire hasta la interface pulpa-espuma.  Zona de limpieza: desde la interface pulpa-espuma hasta el rebalse.

Figura 5. Tipos de zonas de una celda neumática.

La pulpa previamente acondicionada, se alimenta cerca del tope de la zona de colección, aproximadamente a 2/3 de la altura total de la columna. En la zona de colección, las partículas provenientes de la alimentación se contactan en contracorriente con las burbujas producidas por el dispersor de aire ubicado en la parte inferior de la columna. Las partículas hidrófobas chocan y se adhieren a las burbujas, cruzan la interface y son transportadas a través de la zona de limpieza, constituida por un lecho de espuma de aproximadamente 1 metro de altura. Por otro lado, las partículas hidrófilas son removidas desde el fondo de la columna.

(24)

24 Columnas co-corriente

Un interesante punto de discusión ha sido planteado respecto a la baja eficiencia del contacto entre partícula de mineral y burbujas en la zona de pulpa de las columnas de flotación. En este sentido, los diseños alternativos de celdas neumáticas están provistos con un tubo de contacto descendente, llamado “downcomer”, similar a un reactor flujo pistón co-corriente ideal. Este tubo permite el contacto intensivo entre la pulpa y las burbujas en muy corto tiempo y con alta concentración de gas. La Figura 6 muestra la celda Jamenson, que es la más popular celda de contacto co-corriente, principalmente en la industria del carbón. Otra celda de contacto co-corriente de uso comercial es la celda neumática tipo EKOFLOT, Figura 7.

Figura 6. Celda Jameson.

3.2.1.

SISTEMA IMHOFLOT, G-CELL

La energía requerida por las celdas convencionales para mantener las partículas en suspensión y generar burbujas, en las celdas neumáticas con sistema Imhoflot se

(25)

25 centra únicamente en la producción de burbujas muy finas, y la suspensión de partículas se consigue por el excedente de energía del sistema. La aireación generalmente se logra utilizando un simple sistema Venturi en una cañería (Downcomer) o usando una tecnología de generación de burbujas finas especializado. Esta tecnología de generación de burbujas finas es una característica básica del sistema Imhoflot. El aireador es auto-aspirante usa un sistema Venturi multi-chorro cerámico de alto corte que opera a alrededor de 2.5 bar (250 kilo pascales) de contrapresión[7].

Figura 7. Celda EKOFLOT.

El tamaño de las burbujas generadas parte desde ultra-finas hasta alrededor de 5 a 10 µm. Burbujas en el rango de los 2 a 3 milímetros también se pueden encontrar debido a la subsecuente coalescencia de burbujas. El aireador de alto corte está diseñado para maximizar la adhesión de las burbujas a todas las partículas hidrofóbicas. Por lo tanto el aireador puede ser visto para tender a la generación de burbujas así como para ayudar el contacto burbuja-partícula para una flotación

(26)

26 exitosa. En el diseño original de la celda Imhoflot, la V-Cell (Figura 8), la pulpa aireada era introducida desde el fondo hacia arriba de la celda por medio de un sistema de anillo distribuidor e inyectores[7].

Figura 8. Diseño clásico V-Cell.

 Pulpa acondicionada  Dispositivo auto-aspirante

 Colector de espuma cónico, permite control de la espuma  Concentrado

 Distribuidor de pulpa  Cola

Los objetivos de diseño de la flotación neumática Imhoflot son separar y optimizar las etapas de proceso independientes que constituyen la flotación; aireación, contacto partícula burbuja y separación[7].

El tiempo de residencia en la celda neumática convencional es generalmente de 3 a 4 minutos. En los últimos años Maelgwyn Mineral Services ha desarrollado el concepto de usar fuerzas centrifugas para acelerar la separación del concentrado y mejorar la remoción de la fase espuma[7].

La estructura del dispositivo de aireación (Venturi de diseño especial auto-aspirante) está compuesta por piezas de alta resistencia y de fácil reemplazo. En la Figura 9 se muestra un corte de sección al aireador usado en las celdas[8].

(27)

27 El dispositivo está compuesto por una sección superior cilíndrica que se encuentra ensamblada con una placa con orificios que se asemejan a inyectores. Estos inyectores están inclinados, formando un cierto ángulo, llamado alfa, con respecto al eje central del dispositivo de aireación, provocando que el flujo de salida de los inyectores converja en un punto centrado en las siguientes partes del dispositivo. A continuación de la placa de orificios se encuentra la cámara de aireación[8].

En este conjunto, placa-cámara, ocurre un fenómeno de succión de aire externo debido a la disminución de la presión provocada por el aumento en la velocidad de la pulpa a través de los inyectores. Se genera entonces la mezcla pulpa más aire que sale del dispositivo y se conduce a la zona de colección en el Downcomer. Así, la interacción partícula burbuja y la colección de las partículas de interés ocurre fuera del tanque de separación (Vessel)[2].

(28)

28 Desde la unidad de aireación, hasta el Downcomer, se mantiene la distribución de tamaño de burbujas generadas debido a que se encuentra presurizado. En el Downcomer, que es un tubo sin agitación mecánica, es donde se produce la colisión y adherencia de partículas. Luego se alimenta tangencialmente al Vessel permitiendo con esto una rotación del sistema pulpa-burbujas, para una mejor separación del concentrado. Debido a esta característica específica de esta celda neumática, se ha nombrado GyratoryCell (G-Cell)[2].

α

PULPA

AIRE AIRE

PULPA + AIRE

(29)

29 Figura 10. Diseño avanzado G-Cell.

Pulpa acondicionada Dispositivo auto-aspirante Downcomer

Distribuidor de pulpa tangencial Vessel

Concentrado Cola

Introduciendo la alimentación aireada tangencialmente dentro del tanque separador se logró reducir el tiempo de residencia ya que así se crean velocidades rotacionales en la celda. La celda no está diseñada como separador gravitacional, y las velocidades rotacionales no son suficientemente altas como para sacar las partículas gruesas de la espuma, como ocurre en un hidrociclón[9]. Sin embargo, la separación centrifuga de la espuma ha reducido ahora el tiempo de residencia a alrededor de 30 segundos, lo cual resulta en un incremento múltiple de la capacidad de la unidad de flotación[7].

La Figura 11 muestra el detalle de las fuerzas que actúan sobre una partícula en la pulpa dentro de la G-Cell, empujándola hacia abajo y cómo ascienden las burbujas de aire cargadas de mineral. La fuerza hacia abajo (G) es la fuerza ejercida por la gravedad y puede ser calculada usando la segunda ley de movimiento de Newton, la

(30)

30 fuerza hacia la izquierda (C) es la fuerza centrífuga producto de la alimentación tangencial y el uso de una forma cilíndrica en el estanque. La sumatoria de las fuerzas anteriores genera una tercera fuerza F [7].

Figura 11. Detalle esquemático que las fuerzas que actúan sobre las partículas en la celda.

La fuerza resultante (F) sobre la partícula en la pulpa es mayor que la fuerza de gravedad por sí sola. Esta fuerza incrementada en el sistema fomenta a las partículas hidrofílicas a separarse del sistema más rápido, y por lo tanto, les da un tiempo de residencia mucho más corto en el estanque de separación. La fuerza adicional sumada a las partículas ayuda en la reducción del arrastre de las de las partículas hidrofílicas en la espuma.Esto resulta en una mayor selectividad y por lo tanto genera mejor ley en la espuma. El resultado de la fuerza en la pulpa crea una interface pulpa/espuma angular, beneficiosa para el sistema, ya que permite a la espuma fluir sobre la interface hacia el canal interior y así ayuda a la remoción de la espuma. Este rápido retiro de espuma asegura que las partículas de mineral sean retiradas del sistema antes que se separen de las burbujas y caigan de vuelta en la

C

F

E

D

(31)

31 pulpa, y se pierdan en la cola. Esto, en combinación con la generación de finas burbujas en el aireador de alto corte, resulta en mejores recuperaciones de mineral presente en fracciones de tamaño fino, incrementando el rendimiento en el sistema de flotación permitiendo al dispositivo de separación ser más pequeño en tamaño y más rentable que las celdas de flotación convencionales[7]

Una baja velocidad de alimentación de pulpa provoca que el vector de la fuerza centrífuga que actúa sobre una partícula se desplace hacia la dirección del vector de la fuerza de gravedad. Como consecuencia de esto la interface pulpa/espuma se posiciona a mayor profundidad en la celda, provocando una mayor altura de espuma (o profundidad de la interface). Una mayor altura de espuma mejora el drenaje y así se logran leyes de concentrado más altas[10]. De acuerdo a estudios de flotación batch en celdas convencionales, a mayor altura de espuma se tienen menores recuperaciones y mayor ley de concentrado debido a que se disminuye la recuperación de partículas con tamaño mayor a 100 micrones, como se puede ver en la Figura 12[11].

(32)

32 Figura 12. Recuperación como función del tamaño de partícula para tres niveles de

altura de espuma.

3.2.2.

DISEÑO OPERACIONAL, CARACTERÍSTICAS Y

BENEFICIOS

El concepto de flotación neumática Imhoflot deriva en altas recuperaciones con un tiempo de residencia excepcionalmente bajo[12].

Imhoflot se caracteriza por una alta capacidad de rendimiento unitario y puede tolerar una amplia variación en la velocidad de alimentación y en la ley de alimentación, o sea, puede manejar condiciones de alimentación muy fluctuantes. Este proceso resulta adecuado para minerales de cinética de flotación lenta, y que requieren bajos costos de inversión y operación. Es excelente para recuperación de minerales gruesos y ultra-finos[12].

La pulpa se impulsa a través del sistema de aireación por medio de una bomba centrífuga, la cual proporciona la energía para la mezcla completa de la pulpa con el aire. Sin embargo, el consumo específico de energía es normalmente inferior al 60%

(33)

33 de las celdas convencionales que usan Impeller o impulsor. No tiene partes móviles y las partes críticas están hechas de cerámica con materiales resistentes[12].

El espacio requerido por las celdas es mucho más pequeño que el que requiere una celda convencional. El proceso ha simplificado los diagramas de flujos, debido a la gran selectividad entre el mineral y la ganga. El proceso es de diseño modular. El diseño de la unidad de distribución, aireación y el tanque de separación, permiten un fácil montaje y reemplazo de piezas[12].

Debido a la alta ley alcanzada con procesos que utilizan agua para lavar el concentrado, también se puede incluir agua de lavado en las celdas según especificaciones del cliente, aunque esto no es necesario[12].

3.3.

APLICACIONES INDUSTRIALES EN CHILE

3.3.1.

MINERA MICHILLA S.A.

La compañía Minera Michilla se localiza en las costas del desierto de Atacama. Su planta es alimentada con una amplia variedad de minerales de mina subterránea y rajo. Las leyes varían desde 2,6 a 3,4% de cobre total, 1,9 a 2,6% como sulfuro y 0,6 a 0,9% como óxido. Comúnmente la mineralogía presenta calcocita, bornita, covelita, calcopirita, atacamita y crisocola. Una característica importante de esta planta es que usa agua de mar en sus procesos[12].

Las mejores configuraciones alcanzadas introduciendo celdas neumáticas como rougher y cleaner en la línea de sulfuros de la planta, dieron como resultado recuperaciones sobre 90% para cobre insoluble, usando como condiciones generales 36 a 43% de sólido, 48 a 55% -200# Ty y 20 a 25% +65# Ty.

(34)

34 Figura 13. Comparación de recuperaciones circuito convencional y circuito

convencional más celdas neumáticas.

La aplicación de la tecnología de celdas neumáticas en minera Michilla S.A. otorgó flexibilidad en los circuitos a alta capacidad, permitiendo a la planta adaptarse a los cambios en la ley y composición del mineral. Para los dos tipos de productos de la planta, concentrado de sulfuro y óxido de cobre, la producción se incrementó de 2,4 toneladas por hora a 4,0 y 5,2 toneladas por hora. El tratamiento de la planta incrementó de 40 a 80 toneladas por hora y algunas veces superó las 100 toneladas por hora[12].

3.3.2.

COMPAÑÍA MINERA TAMAYA S.A.

Minera Tamaya está localizada a 450 kilómetros al norte de Santiago. Los minerales tratados son principalmente calcopirita y mineral de oro, provenientes de diferentes minas, por lo cual presentan varias características[12].

Se realizaron pruebas pilotos bajo las mismas condiciones de operación, con el fin de evaluar la tecnología de flotación neumática. Como consecuencia de los resultados,

(35)

35 Minera Tamaya decidió cambiar su circuito de flotación mecánica a flotación neumática. Se introdujeron dos celdas neumáticas de 2,5 metros de diámetro en serie como rougher y dos celdas de 2,0 metros de diámetro en serie como cleaner[12].

% Recuperación Razón de concentración

Au Cu(tot.) Au Cu(tot.)

Celda neumática

Promedio 72,17 80,69 32,78 28,28

Circuito mecánico

Promedio 90,23 91,54 6,70 7,16

Tabla 1.Resultados de pruebas en Minera Tamaya S.A.

Si bien por recuperación de Cobre y Oro la tecnología neumática no es la mejor opción frente al sistema convencional existente, ya que supera levemente 80%, hay que destacar que la razón de enriquecimiento está por sobre 20 puntos para cada mineral a contraste de lo que sucede con el circuito mecánico.

El nuevo concentrador comprende sólo celdas neumáticas, mejorando enormemente la economía de producción. Adicionalmente la planta es altamente flexible, con bajos requerimientos de mantención, está contenida en un área compacta y posee alto grado de automatización[12].

3.3.3.

COMPAÑÍA MINERA MAITENES

El concentrador Los Maitenes trata la escoria de Cobre producida por la Empresa Nacional de Minería. La planta está localizada a 150 kilómetros al noroeste de Santiago. Se desarrollaron pruebas con una escoria con ley de Cobre de 1,30%, granulometría 90% -200# Ty y un porcentaje de sólido de 30%[12].

(36)

36 Las pruebas de laboratorio demostraron que la flotación neumática tiene potencial frente a la flotación convencional, por lo cual fue propuesto un circuito neumático a la Compañía[12].

Los resultados iniciales de la planta fueron algo diferentes a las expectativas creadas en laboratorio, en términos de recuperación; sin embargo, la ley del concentrado fue considerada aceptable en torno a los 25 a 27% en Cobre total. Se le atribuyó este comportamiento a la ley de cabeza real alimentada, 1,10 a 0,91% y también a porcentaje -200# Ty, el cual sólo alcanzó a ser de 80%[12].

3.3.4.

CODELCO CHILE DIVISIÓN CHUQUICAMATA

Una celda de flotación neumática de 4,5 metros de diámetro está operando en la planta de molibdeno en Chuquicamata. Se llevaron a cabo intensas pruebas a distintos flujos de alimentación, de 250 a 400 metros cúbicos por hora de pulpa con variaciones usuales en la alimentación. Usando agua de lavado fue posible incrementar la ley del concentrado de Molibdeno a 36%, aun cuando el dispositivo de agua de lavado no fue optimizado[12].

El principal objetivo de la integración de la celda en el circuito de producción fue testear la celda como un pre-rougher, para determinar si el alto consumo de NaSH puede ser reducido. Los resultados fueron positivos, debido a la rápida cinética del proceso de flotación neumática[12].

(37)

37 Figura 14. Efecto de una celda neumática como pre-rougher.

(38)

38

3.4.

CONCEPTOS BASICOS

En la evaluación del proceso los parámetros más importantes son la recuperación y la ley del concentrado, en los cuales existe una relación de dependencia. Generalmente un aumento de la ley del concentrado significa una menor recuperación.

3.4.1.

RECUPERACION (%R)

[10]

Se define como el porcentaje de materia útil del mineral que es transferido, por las operaciones de concentración desde la alimentación del proceso al concentrado. Se expresa:

R c

f Ec. 1

Donde:

F = masa de mineral alimentado al proceso

f = ley de cabeza

C = masa de concentrado

c = ley de concentrado

La Recuperación puede expresarse en términos de leyes, de la siguiente manera:

R c f-t

f c-t Ec. 2

Con t = ley de cola

3.4.2.

RAZON DE ENRIQUECIMIENTO (RE)

[10]

Se define como:

R ey del componente deseado en el concentrado ey del mismo componente en la cabeza

(39)

39 R cf Ec. 3

3.4.3.

RECUPERACION EN PESO (%RP)

[10]

Se define como el porcentaje de la razón del peso del concentrado y el peso de la alimentación.

RP Ec. 4

3.4.4.

SPLIT FACTOR

[13]

Método de simulación matemática basado en factores de distribución. Consiste en asignar un valor numérico “Split actor” a cada componente del sistema y en cada etapa de separación considerada. Como componentes del sistema, podríamos citar en el caso típico de un mineral de Cobre porfídico: Cu, Mo, Fe e insolubles. En este contexto, el peso total de sólidos se acostumbra considerarlo como un componente adicional del sistema. Como etapas de separación, las más usuales a ser citadas son: Flotación Rougher, Scavenger, Cleaner, Recleaner, Cleaner-Scavenger, etc.

l concepto de “Split actor”, representa la fracción en peso de cada componente alimentado a una etapa, que aparece junto con el concentrado de la etapa en cuestión: es decir, corresponde a la recuperación parcial de dicho componente en el concentrado obtenido durante cada etapa de separación (expresada dicha recuperación como fracción en peso).

La magnitud de los factores de distribución depende principalmente del tiempo de flotación, de las condiciones físico-químicas existentes en la pulpa y de las propiedades de flotabilidad de las partículas (i.e. tamaño de las partículas, grado de liberación, etc.).

(40)

40 El proceso de separación en cada etapa puede ser caracterizado a través de un vector del tipo:

̅ Donde:

Sij = factor de distribución del i-ésimo componente en el j-ésimo separador Sn+1, j = factor de distribución del peso total de sólidos en el j-ésimo separador n = número de componentes (siendo el componente (n+1) = peso total de sólidos).

Existen varias técnicas alternativas para determinar los valores de los Sij. En algunos casos la estimación de los factores de distribución se puede realizar en los primeros dos o tres ciclos de una prueba de ciclos.

Paralelamente, se define el vector:

̅k , 2 , …, i , …, n , T Donde:

WiK = peso contenido de fino del componente i en el flujo i , 2, 3, …, n Wn+1, K = peso total de sólidos en el flujo K

Estas simples definiciones permiten simular los siguientes dos tipos de operaciones comúnmente encontradas en circuitos de flotación (ver Figura 15):

(41)

41 Unión ̅ 3 ̅ ̅ 2 Separador ̅ 3 S̅j ̅k ̅ 2 ̅ ̅ 3

Figura 15. Módulos típicos de operación en circuitos de flotación.

Uniones: dados los flujos K1 y K2: ̅ 3 ̅ ̅ 2 Ec. 5

Separadores: dado el flujo K1 y el vector S̅j de factores de distribución correspondiente:

̅ 3 S̅j ̅k Ec. 6

S j , S2j 2 , …, Sn , j n , T Adicionalmente:

̅ 2 ̅ - ̅ 3 Ec. 7

La aplicación de estas tres últimas ecuaciones (Ec. 5, Ec. 6 y Ec. 7) a un circuito de flotación en particular, resulta en un sistema de ecuaciones lineales que puede ser resuelto mediante técnicas convencionales. Para nuestro caso lo resolveremos por el Método de la Matriz Inversa.

K1 K3 K2 j K1 K3 K2 j

(42)

42 La determinación de los vectores ̅ para cada uno de los flujos, permite calcular a su vez los siguientes parámetros metalúrgicos de interés:

Leyes ̅ ( ̅ n , ) Ec. 8 Donde: ̅ g , g2 , …, gi , …, gn T giK = ley del componente i en el flujo K

(43)

43

CAPÍTULO 4: TRABAJO EXPERIMENTAL EN LA

PLANTA PILOTO

Para impulsar la pulpa mineral desde la planta de la División Andina hacia la planta piloto se utiliza una bomba Vertical para pulpa mineral, la cual es soportada y suspendida dentro del respectivo cajón mediante un Tecle y como sistema de seguridad (en caso de fallar la cadena del Tecle) se utiliza un estrobo.Se cuenta con un estanque agitado de aproximadamente 1,8 m3, para recibir la pulpa a procesar en la planta piloto, que homogeniza la pulpa y cumple la función de estanque pulmón para la operación continua de las celdas, está equipado con un canastillo para atrapar los elementos ajenos a la pulpa (gomas, cables, palos, etc.) que puedan obstruir los aireadores de las celdas.

La planta piloto está equipada con 2 celdas de flotación neumática H-12, es decir, de 1,2 metros de diámetro en su parte cilíndrica y con capacidad de proceso de 15 a 25 m3/h de pulpa.

4.1. PLAN DE MUESTREO

Un día de operación de la planta piloto (turno A) contempla 3 muestreos al día (1 cada 2 horas), destinados a análisis químico por Cu, Mo, Fe e insolubles. Además a lo largo del turno se genera un compósito que es enviado a análisis granulométrico y químico por mallas.

Las muestras son compositadas por cortes de 1 litro realizados cada media hora durante 2 horas, y recepcionadas en baldes de 10 litros previamente tarados para ser conducidos al laboratorio metalúrgico para su preparación y envío al laboratorio químico. Los tipos de análisis y los encargados de ejecutar las tareas se detallan en la siguiente tabla.

(44)

44 Tipos de análisis

Químico Cu, Fe, Mo e insolubles

Químico por mallas

Cu y Mo a (+150# ,-150# +200#,-200# +325#,-325#

+400#,-400# )

Granulométrico Set de mallas Ty estándar

(150#Ty, 200#Ty, 270#Ty, 325#Ty, 400#Ty)

Encargado de compositar muestras Ingeniería de Minerales S.A. (operadores)

Encargado de rotular y clasificar muestras

Juan Kalise Sepúlveda (memorista SIP)

Lugar de preparación y análisis granulométrico

Laboratorio Metalúrgico del Concentrador División Andina Lugar de análisis químico Laboratorio Químico del Concentrador

División Andina

En caso de operar con 1 o 2 celdas de flotación se presentan a continuación los puntos de muestreo.

(45)

45 PM1 4 PM4 PM2 Rel. Conc. Alim. Desde planta PM: Punto de Muestreo H12 C2 H12 C1

Figura 16. Diagrama de flujos y puntos de muestreo para 1 celda.

PM5 PM4 PM2 PM1 Rel. Conc. Alim. PM3 Desde planta PM: Punto de Muestreo H12 C2 H12 C1

(46)

46

CAPÍTULO 5: RESULTADOS Y DISCUSIÓN DEL

PILOTAJE

Se presentan a continuación los resultados de los análisis químicos del pilotaje para los casos de Cobre y Molibdeno. Las leyes de Fierro e Insoluble se pueden revisar en el ANEXO A.

5.1.

PUNTO 1: COLA COLUMNAS

El Punto 1 correspondiente a Cola Columnas, fue alimentado a la planta piloto de tecnología G-Cell desde el cajón de alimentación a la flotación de Barrido o Scavenger.

Durante el periodo comprendido entre los días viernes 7 de Septiembre y miércoles 31 de Octubre, se operó con dos estrategias distintas para lograr obtener un mismo producto, concentrado colectivo final de Cobre y Molibdeno:

1) Estrategia de Operación 1 2) Estrategia de Operación 2

5.1.1.

ESTRATEGIA DE OPERACIÓN 1

La primera celda G-Cell H12 se opera a una velocidad de alimentación menor que la segunda para maximizar la ley del concentrado de acuerdo a lo planteado en la sección 3.2.1. La profundidad de la interface se sitúa alrededor de 20 cm.

La segunda celda G-Cell H12 se opera de manera recuperadora, esto es con el objetivo de maximizar la recuperación del circuito a partir de la cola de la primera

(47)

47 celda, el arreglo de los flujos se puede apreciar en la Figura 18. La velocidad de alimentación de la segunda celda es mayor que el de la primera, para lograr eso se inyecta agua no cuantificada al circuito. Como consecuencia de la alta velocidad de alimentación de la segunda Celda, la altura de espuma se mantiene en alrededor de 12 centímetros.

Ambas celdas trabajan con inyección de pulpa 100% tangencial.

Figura 18. Circuito 1 planta piloto G-Cell.

5.1.1.1. RESULTADOS ANALISIS DE COBRE

La Figura 19 corresponde a la ley de cobre en el concentrado en función de la ley de alimentación de cada celda. Las altas leyes de cobre en la alimentación son consecuencia del punto de succión de la bomba vertical (ubicada en el cajón de alimentación a la flotación de barrido), el cual producto de las variaciones propias del nivel del cajón en algunas ocasiones se sitúa en la zona de más alta ley del cajón, zona de espumación.

(48)

48 Figura 19.Ley de Cobre en el concentrado en función de la ley de Cobre en la

alimentación.

Los siguientes gráficos muestran las recuperaciones químicas y en peso del periodo muestreado en función de las leyes de alimentación respectivas.

Figura 20. Recup. de Cobre de la celda en función de la ley de Cobre en la alimentación. 10 13 16 19 22 25 28 31 0 2 4 6 8 10 12 % C u e n e l C o n c. % Cu en la Alim. Celda 1 Celda 2 0 20 40 60 80 0 2 4 6 8 10 12 % R e c. Qu ím ic a % Cu en la Alim. Celda 1 Celda 2

(49)

49 Figura 21. Recup. en peso de la celda en función de la ley de Cobre en la

alimentación.

El promedio de las alturas de espuma medidas durante este periodo de pruebas, se muestra en la Tabla 2. Altura de espuma Celda 1 Celda 2 25-sep Promedio 17,7 13,6 Desv. Estándar 6,5 4,5 26-sep Promedio 20,0 10,0 Desv. Estándar 0.5 0,5

Tabla 2. Promedio de altura de espuma de ambas celdas durante la operación.

5.1.1.2. DISCUSIONES

La Celda 1 es capaz de cumplir con el objetivo de producir concentrado colectivo final, siempre que la ley de alimentación de Cobre a la celda sea mayor a 8%. Cuando la celda es alimentada con leyes de Cobre estándar para Colas Columnas (3% a 4% de cobre), no es capaz de superar el 25% de Cobre en el concentrado. Se puede apreciar también que la celda 2 al trabajar como celda recuperadora produce

0 5 10 15 20 25 30 0 2 4 6 8 10 12 % R e c. Peso % Cu en la Alim. Celda 1 Celda 2

(50)

50 leyes de concentrado considerablemente más bajas que las leyes reportadas en el concentrado de la primera Celda. Además, para leyes estándar de Cola Columnas en la alimentación a la Celda, se observa que la ley del concentrado solo alcanza tener a 15 a 16 % de cobre.

La celda 2 al trabajar como celda recuperadora alcanza recuperaciones metalúrgicas de hasta 70% cuando es alimentada con concentrados de ley 9% en Cobre. Si es alimentada con leyes de cobre entre 3% a 4% la recuperación química es cercana al 60%. Al trabajar la celda 1 con una altura de espuma cercana a 20 centímetros, con el objetivo de obtener concentrado final en una sola celda, la recuperación química resultante es considerablemente baja, no superando el 30% cuando se alimenta con leyes de Cobre entre 3 a 4%.

Respecto a la recuperación en peso de las Celdas, se puede observar que si la Celda 1 opera selectiva (para obtener concentrado final), este no alcanza a superar el 3% para leyes de cobre de 3% a 4% en la alimentación. La Celda 2 al trabajarse con una altura de espuma inferior a la primera, aumenta la recuperación y logra alcanzar recuperaciones en peso de 10% cuando es alimentada con leyes de cobre entre 3% a 4% y supera el 25% de recuperación en peso cuando es alimentada con leyes de cobre de 9%.

5.1.1.3. RESULTADOS ANALISIS DE MOLIBDENO

A continuación se presentan las leyes químicas de molibdeno reportadas en los compósitos analizados.

En los siguientes gráficos se pueden apreciar la ley y recuperación química de Molibdeno en las dos Celdas, en función de la ley de alimentación de Molibdeno.

(51)

51 Figura 22. Ley de Molibdeno en el concentrado en función de la ley de Molibdeno en

la alimentación.

Figura 23.Recup. de Molibdeno de la celda en función de la ley de Molibdeno en la alimentación.

5.1.1.4. DISCUSIONES

La celda 1 trabajando en régimen selectivo tiene una ley de alimentación crítica de 1% de Molibdeno sobre la cual la celda lo desconcentra. Para leyes de Molibdeno en la alimentación inferior a 1%, la ley de Molibdeno en el concentrado se proyecta superior a 1% en la primera Celda. La Celda 2 que opera en condiciones

0,0 0,5 1,0 1,5 2,0 2,5 3,0 0,6 0,7 0,8 0,9 1 1,1 1,2 % M o e n e l C o n c. % Mo en la Alim. Celda 1 Celda 2 0 10 20 30 40 50 0,6 0,7 0,8 0,9 1 1,1 1,2 % R e c. Qu ím ic a M o % Mo en la Alim. Celda 1 Celda 2

(52)

52 recuperadoras, no alcanza a presentar una ley de alimentación crítica en la cual se desconcentre el Molibdeno, por lo tanto para todo el rango de leyes de alimentación, la razón de concentración será superior a 1 en condiciones de operación similares a las de la celda 2.

En el caso de la recuperación metalúrgica de Molibdeno, resulta ser independiente de la ley en la alimentación, y prácticamente permanece constante alrededor de 4 y 40% para las celdas 1 y 2 respectivamente. En este punto, surge la relación de la razón de concentración de Molibdeno y la ley de Cobre en el concentrado Figura 24.

Figura 24. Razón de concentración de Molibdeno en función de la ley de Cobre en el concentrado.

A partir de la gráfica anterior podemos notar que existe selectividad hacia el mineral de Cobre (Calcopirita principalmente), ya sea por propiedades de Celda de flotación y/o por los reactivos utilizados en la División Andina, ya que este fenómeno se repite en las Columnas del circuito de flotación cleaner. A medida que el concentrado de Cobre aumenta su ley (más limpio), se elimina también Molibdeno como Molibdenita, identificando a este mineral como parte de la ganga que ensucia el concentrado. Para una ley de concentrado de Cobre de 28 a 29% la razón de concentración de Molibdeno es de alrededor de 1,1. Para estos resultados se debiese estimar de

0 1 2 3 4 5 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 32 R azó n d e e n ri q u e ci m ie n to d e Mo % Cu en el conc. Celda 1 Celda 2

(53)

53 acuerdo a los muestreos, una ley de Cobre y Molibdeno aproximada en la alimentación de 8,7 y 0,9% respectivamente.

5.1.2.

ESTRATEGIA DE OPERACIÓN 2

La segunda estrategia operacional probada para cumplir el objetivo de obtener concentrado colectivo de Cobre y Molibdeno, fue obtener un concentrado de máximo 10% de cobre en la primera Celda, el cual sería posteriormente limpiado por la segunda Celda G-Cell H12 para alcanzar el 28% de cobre. En este sentido fue modificado el circuito original y se cambió al presentado en laFigura 25.

(54)

54

5.1.2.1. RESULTADOS ANALISIS DE COBRE

En los siguientes gráficos se presentan las leyes del concentrado, recuperación química y en peso de las dos celdas.

Figura 26.Ley de Cobre en el concentrado en función de la ley de Cobre en la alimentación.

Figura 27. Recup. de Cobre de la celda en función de la ley de Cobre en la alimentación. 0 5 10 15 20 25 30 0 2 4 6 8 10 12 % C u e n e l C o n c. % Cu en la Alim. Celda 1 Celda 2 0 20 40 60 80 100 0 2 4 6 8 10 12 % R e c. Qu ím ic a % Cu en la Alim. Celda 1 Celda 2

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55 Figura 28. Recup. en peso de la celda en función de la ley de Cobre en la

alimentación.

La altura de espuma medida durante las pruebas se presenta en la Tabla 3.

Altura de espuma Celda 1 Celda 2 29-oct Promedio 2,0 5,0 Desv. Estándar 0,5 0,5 30-oct Promedio 2,5 7,0 Desv. Estándar 0,1 0,5 31-oct Promedio 2,5 11,3 Desv. Estándar 0.1 2,4

Tabla 3.Promedio de altura de espuma de ambas celdas durante la operación.

5.1.2.2. DISCUSIONES

La primera celda cumplió con el objetivo de producir un concentrado de 10% de cobre, esto fue posible dado que la altura de espuma en la celda se mantuvo entre 2 y 2,5 centímetros y el flujo tratado supera el de la estrategia anterior. Sin embargo, según los reportes de las leyes de cobre en el concentrado final, este no estaría

0 10 20 30 40 50 60 0 2 4 6 8 10 12 % R e c. Peso % Cu en la Alim. Celda 1 Celda 2

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56 llegando eventualmente a calidad de concentrado final, y la ley de cobre solo alcanzaría el 25% después de la Celda 2. Lo último es debido a que la Celda 2 trabajó en condiciones incluso más recuperadoras que en la estrategia anterior, esto es, con alturas de espumas entre 7 y 11 centímetros. Se operó a estas alturas de espuma con la válvula de cola de la Celda 2 abierta totalmente. Para haber operado en una altura de espuma de 20 centímetros era necesaria una bomba que succionara la cola de la Celda 2 a un flujo mayor que el determinado por la descarga gravitacional (principalmente). Esto para desplazar la interface pulpa espuma hacia abajo, dando espacio a la espuma para aumentar su altura y por ende su selectividad de acuerdo a lo planteado en la sección 3.2.1.

Respecto a las recuperaciones, la Celda 2 presenta recuperaciones inferiores a las de la Celda 1, como era de esperarse producto de las alturas de espuma a las que se trabajó. Para alimentaciones según estándar de colas columnas las recuperaciones química y en peso que se obtuvieron para la Celda 1 están en alrededor de 60 y 20% respectivamente. Para la Celda 2 se puede estimar según los puntos en la gráfica que para alimentaciones de 10% según lo que se proyectaba, las recuperaciones químicas y en peso se encuentran en 50 y 20% respectivamente, pero con estas recuperaciones no se alcanza la ley de concentrado final.

5.1.2.3. RESULTADOS ANALISIS DE MOLIBDENO

Se presentan a continuación los gráficos que muestran las leyes de Molibdeno de los compósitos tomados durante las pruebas.

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57 Figura 29. Ley de Molibdeno en el concentrado en función de la ley de Molibdeno en

la alimentación.

Figura 30. Recup. de Molibdeno de la celda en función de la ley de Molibdeno en la alimentación.

En la Figura 31 podemos ver la razón de concentración de Molibdeno como función de la ley de Cobre en los concentrados de las Celdas 1 y 2.

0 0,5 1 1,5 2 0 0,2 0,4 0,6 0,8 1 1,2 1,4 % M o e n e l C o n c. % Mo en la Alim. Celda 1 Celda 2 0 20 40 60 80 0,4 0,6 0,8 1 1,2 1,4 % R e c. Qu ím ic a M o % Mo en la Alim. Celda 1 Celda 2

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58 Figura 31. Razón de concentración de Molibdeno en función de la ley de Cobre en el

concentrado.

5.1.2.4. DISCUSIONES

La razón de concentración de la Celda 1 se encuentra entre 1,4 y 1,9, esto es consecuente con los resultados de la estrategia anterior que para el caso de la Celda recuperadora, presenta razón de concentración mayor a 1. Esta celda se transforma en la clave del circuito, ya que la Celda 2 presenta razones de concentración cercanas a 1 (y solo alcanzando ley de concentrado de Cobre de 25%), por lo tanto la ley del concentrado final está determinada por la ley del concentrado de avance producido por la Celda 1.

En estos 4 muestreos las recuperaciones de la Celda 1 y 2 se ven mejoradas a medida que la ley de alimentación aumenta, sin embargo faltarían muestreos para determinar una tendencia clara.

0 0,5 1 1,5 2 2,5 0 5 10 15 20 25 30 R azó n d e e n ri q u e ci m ie n to d e Mo % Cu en el conc. Celda 1 Celda 2

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59

5.1.3.

CONCLUSIONES DEL PUNTO 1

A partir de los resultados de la Estrategia 2 podemos determinar que para alimentaciones del orden 3% de cobre y trabajando la celda con una altura de espuma entre 2 a 2,5 centímetros se obtiene un concentrado de cobre con ley de 10% en la primera Celda, con recuperaciones químicas y en peso de 60% y 20% respectivamente (muestra 18 y 20).

En base a los resultados a lo largo de todo el pilotaje de este punto, podemos determinar que en la Estrategia 2 no se logró cumplir con el objetivo de producir concentrado final principalmente por temas de diseño que mantuvieron la altura de espuma por debajo de 17 centímetros. A esto se suma un pobre control de factores claves en la flotación, como son el aire, porcentaje de sólido, problemas de cavitación de bombas debido a la espumación producida en los cajones de traspaso de los concentrados y problemas de continuidad operacional a raíz del taponamiento de los aireadores de las celdas, con impurezas y restos de gomas que son normalmente arrastrados en la pulpa.

Respecto de las leyes de molibdeno de la Estrategia 2 se desprende el peor caso, este es alimentación de 0,46% de molibdeno llevándolo a 0,89% de ley de concentrado de avance con recuperación química de 67% y 2 a 2,5 centímetros de altura de espuma. Sin embargo, en los muestreos que se obtiene 28% de cobre en el concentrado final, el molibdeno se desconcentra considerablemente, en razones de desconcentración de 0,64 en el peor caso con recuperación química de 9%.

Referencias

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