74997160 Informe de Procesamiento de Minerales

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN

FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA

INFORME DE PRÁCTICAS

LUGAR: LABORATORIO DE PROCESAMIENTO DE MINERALES

PRESENTADO POR: CINTHYA JUDITH OBREGON QUISPE

DIRIGIDO A: ING. HOMAR TACO CERVANTES

AREQUIPA – PERÚ

2010

[Escribir texto] Página 1

ÍNDICE

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

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

II. CARÁCTERÍSTICAS DE LOS EQUIPOS E INSTRUMENTOS DE

LABORATORIO……………………………………………………………8

III. DETERMINACIÓN DEL WORK INDEX EN UN MOLINO DE BOLAS

UN MOLINO DE BARRAS……………………………………………….19

IV. CIANURACIÓN DE ORO, EN

BOTELLA……………………………….36

V. FLOTACIÓN DE MINERALES……………………………………………

52

VI. SEDIMENTACIÓN DE UNA PULPA

METÁLICA……………………….62

VII. DETERMINACIÓN DE COBRE EN SOLUCIÓN……………………….79


AGRADECIMENTO

Expresar mi sincero agradecimiento y reconocimiento al Ing. Omar Taco

Cervantes por contribuir con mi formación profesional y darme la oportunidad


de realizar mis prácticas pre-profesionales, en el Laboratorio de Procesamiento

de Minerales, por todo su apoyo, enseñanza y orientación.

I. CARACTERIZACIÓN DE UN MINERAL

I. OBJETIVO:

- Conocer las características propias de cada mineral y poder realizar un

determinado proceso para su recuperación.

II. FUNDAMENTO TEORICO:

El procesamiento de minerales fundamentalmente requiere de

conocimientos respecto a las características de cada mineral.

Encontramos las siguientes características:

1. Densidad Aparente

Este término relaciona el peso del mineral de diversos tamaños

respecto a un volumen que ocupa. Se entiende que el volumen total

comprende el volumen ocupado por el mineral y los espacios vacíos

existentes entre partículas; dependiendo del tamaño del mineral.

Puede utilizarse para su medición un cubo de fierro sin tapa o una

probeta de 1 Lt.

El procedimiento para su medición es la siguiente:

1° Pesar una probeta de 1000cc.

2° Agregar el mineral hasta enrasar un volumen determinado (ejm

600 cc).


3° Sacudir la muestra de mineral, hasta que se haya depositado

uniformemente dentro de la probeta.

4° Pesar la muestra y la probeta.

5° Calcular la Densidad Aparente.

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

2. Gravedad Específica (Ge)

La gravedad o peso específico de un mineral es el número que

expresa la relación entre su peso y el peso de un volumen igual de

agua a 4°C de temperatura. Entonces corresponde al peso

expresado en gramos de 1cc de dicha sustancia.

Ejemplo, si un mineral tiene como gravedad específica = 2, significa

que una muestra de dicho mineral pesa 2 veces lo que pesaría un

volumen igual de agua.

Su procedimiento es el siguiente: Por el método de la fiola

1° Pesar una fiola vacía y seca (250ml±0.15).

2° Agregar el mineral seco y fino (-m100).

3° Agregar agua hasta enrasar, agitar porque no deben existir

burbujas. Pesar.

4° Pesar la muestra y la fiola.

5° Calcular la gravedad específica.

Ge.= P1 (P3 - P2) – (P4 – P5)

Donde:P1: Peso del mineralP2: Peso de la fiola


P3: Peso de la fiola + Peso del aguaP4: Peso de la fiola + Peso del mineral + Peso del aguaP5: Peso de la fiola + Peso del mineral

III. EQUIPOS Y MATERIALES

- Balanza

- Fiola (250cc)

- Probeta (1000cc)

- Mineral 100gr : -m100 (probeta)

-m200 (fiola)

IV. PARTE EXPERIMENTAL

Cálculo de la Gravedad Específica

1. Método de la Probeta:

- Llenar 300ml de agua en una probeta de 1000ml y luego agregar el

mineral previamente pesado (100gr).

- La variación del volumen, es el volumen que ocupa el mineral. (ΔV =320-

300)

Ge.= Masa ΔVolumen

Ge.= 100 = 5g/ml 20

2. Método de la Fiola:

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

- Pesar la fiola vacía.

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

- Pesar fiola, mineral y agua.

Ge.= P1 (P3 - P2) – (P4 – P5)


Ge.= 100 (339 - 90) – (410 – 190)

Ge = 3.45gr/ml

3. Método del Picnómetro:

- Repetir los mismos pasos, donde el peso del mineral para este caso es de

1gr , (-m200).

Ge.= P1 (P3 - P2) – (P4 – P5)

Donde:P1: Peso del mineralP2: Peso del picnómetro P3: Peso del picnómetro + Peso del aguaP4: Peso del picnómetro + Peso del mineral + Peso del aguaP5: Peso del picnómetro + Peso del mineral

Ge.= 1 (18 – 7.5) – (18.7 – 8.5)

Ge = 3.33gr/ml

V. CONCLUSIÓN

- El procesamiento de minerales requiere del conocimiento previo de las

características de cada mineral, para poder realizar un determinado

proceso de concentración.

- Tener cuidado al realizar estas mediciones ya que de estas características

depende el tipo de proceso que se le aplicará a cada mineral para su

recuperación.


II. CARÁCTERÍSTICAS DE LOS EQUIPOS E INSTRUMENTOS DE

LABORATORIO

I. OBJETIVOS:

- Reconocer los equipos e instrumentos de laboratorio para dar un correcto

manejo y funcionamiento.

- Determinar la función y el mecanismo dentro de la preparación de

minerales.

II. FUNDAMENTO TEÓRICO:

Los equipos e instrumentos utilizados en laboratorio de preparación

mecánica de minerales, es de mucha importancia, ya que gracias a ellas

podemos conocer los principios básicos usados en la concentración de

minerales a partir de sus minas.

Dichos equipos e instrumentos de laboratorio tienen diferentes funciones,

según la etapa de procesamiento de acuerdo con el mineral a tratar. Estos

pueden ser: chancadoras, molinos, Celdas de flotación, y otros.

EQUIPOS:

1.1. CHANCADORA DE QUIJADA O MANDIBULA

Está constituida por dos placas, una móvil y otra fija, y al oscilar la placa

móvil esta aprisiona a las partículas contra la placa fija. Los esfuerzos

aplicados mediante este movimiento fracturan a las partículas. Los

productos descienden a través de la cámara donde son nuevamente

fracturados hasta caer por la abertura de descarga, estas maquinarias se


utilizan preferentemente en las etapas primarias de reducción de tamaño.

Poseen un ángulo de trituración de aproximada 27º entre las mandíbulas

fijas y móviles. Tritura rocas de una tamaño aproximado de 60º hasta un

producto de 8 - 6 pulgadas.

1.1.1. PARTES PRINCIPALES DE LA CHANCADORA DE LA QUIJADA

Entrada de alimentación “ GAPE”

Bastidor

Mandíbula fija y mandíbula móvil

Toggles

Descarga

Taco regulador

Block de ajuste

Árbol excéntrico

Salida de producto “SET”

1.1.2. DESCRIPCION DE LA PLACA DEL MOTOR

Marca : Delcrosa .S.A

Tipo : N.B 90 LG

Hp : 3.6

RPM :1680

Voltios : 220

Amperios : 6.6


Hz : 60

1.2. MOLINO DE BOLAS TIPO BOND

El Molino de Bolas sirve para reducir el tamaño de los minerales por el

impacto de las bolas con las paredes del molino generado por la rotación

del molino que crea una cascada de bolas y mineral en el interior del

molino; este molino rotatorio de bolas es un tambor cilíndrico horizontal

cargado en un 45-50% de su volumen de bolas de acero dentro del cual se

alimenta a moler en seco o en húmedo.

La característica principal del molino rotatorio es el uso de cuerpos

moledores sueltos, los cuales son grandes, duros y pesados en relación a

las partículas del mineral, pero es pequeña en relación al volumen del

molino, debido a la rotación del casco del molino, el medio volador es

levantado a lo largo del lado ascendente del molino, hasta alcanzar una

posición de equilibrio, dinámico cuando los cuerpos caen en cascada y en

catarata por la superficie libre de los otros cuerpos, cerca de la zona muerta

donde ocurre poco movimiento, hasta el pie de la carga del molino.

La velocidad a la cual un molino corre es muy importante, desde que

gobierna la naturaleza del producto de la cantidad de desgaste de los forros

de la cabeza.

1.2.1. PARTES PRINCIPALES DEL MOLINO DE BOLAS

Casco o cilindro

Chumacera

Trumnion de alimentación

Chumacera de alimento scoop.

Tapa de alimento


Catalina tapa de salida

Trumnion de descarga

Trommel

1.2.2. DIMENSIONES DEL MOLINO DE BOLAS

1.09 m de largo ,79.5 cm de altura

Ancho 78 .0 cm

Diámetro interno 34 cm

Diámetro externo 36 cm

Espesor de la tapa 1 cm

Chaquetas 30 cm c/u

1.2.3. DESCRIPCIÓN DE LA PLACA MOTOR

Marca : Delcrosa S.A

Tipo : NB 90 LG

Hp : 3,6

RPM : 70

Voltios : 220/440

Amperios : 6.6/6.8

HZ : 60

IP : 54

KW : 2.7

1.3. MOLINO DE BOLAS DE LABORATORIO (CONVENCIONAL)

Este molino posee dimensiones menores al anterior, estas son:

Diámetro externo 21.8 cm

Diámetro interno 19.3 cm

Altura 31.0 cm


1.3.1 DESCRIPCION DE LA PLACA DEL MOTOR

Marca : Delcrosa S.A.

Tipo : NV 90 LG

RPM : 1.1

Voltios :220-44

Hp : 1.8

HZ : 60

Amperios : 6.6-6.8

f.s : 1.0

1.4. MOLINO DE BARRAS

Se utiliza generalmente para molienda primaria, el molino de barras en

algunos casos pueden remplazar a la etapa de trituración. Acepta

alimentación de un tamaño de 1/2 pulgada y produce una descarga hasta

malla 4.

Estos molinos se utilizan para moler productos del circuito de trituración. La

molienda es producida por barras que originan frotamiento sobre el mineral,

esta acción origina que la molienda en molino de barras sea homogénea y


produzca una baja proporción de material fino. Para rangos gruesos de

tamaño de partícula el molino de barras desarrolla mayor eficacia que el de

bolas debido a que se produce mejor contacto entre el mineral y el metal lo

que a su vez origina un menor consumo de acero. Las dimensiones de lo

molinos de barras deben tener un relación longitud/diámetro entre 1.3 a 2.0

y nunca a 1.25 de este modo se evita que las barras puedan enredarse.

1.4.1. PARTES DEL MOLINO DE BARRAS

Casco o cilindro

Chumacera

Trumnion de alimentación

Chumacera de alimento scoop

Trumnion de descarga

Trommel

Motor

Barras de acero

1.4.2. DIMENSIONES DEL MOLINO DE BARRAS

Se debe tener en cuenta de la relación longitud - diámetro, para evitar que

las barras puedan enredarse.

Diámetro interno: 30.5 cm

Diámetro externo: 33 cm

Altura: 63cm

Largo 54cm

1.4.3. DESCRIPCIÓN DE LA PLACA DEL MOTOR

2.20 m de largo, 79.5 cm de altura

Ancho 80 .0 cm

Diámetro interno 40 cm

Diámetro externo 42 cm

Espesor de la tapa 1.1 cm

Chaquetas 30 cm c/u

1.5. CELDAS DE FLOTACIÓN – DENVER

Estos equipos son usados para la flotación de minerales.


Las celdas se utilizan en forma generalizada, se caracteriza por poseer un

agitador mecánico el cual es utiliza para mantener la pulpa en suspensión y

el aire dentro de ella.

1.5.1. PARTES PRINCIPALES DE LA CELDA DE FLOTACIÓN

Árbol – sistema de accionamiento

Labio de la celda

Canal de espumas

Caja

Rompe olas

Forros de fondo

Tubería de aire a baja presión

Eje central

El difusor

Forros laterales

Tubería de alimentación

Motor

1.5.2. DIMENSIONES LA CELDA DE FLOTACIÓN

Altura : 12.8cm

Modelo: tipo araña.

1.5.3. DESCRIPCIÓN DE LA PLACA DE MOTOR

Marca : Century

Tipo : CS

Forma: G 48

Hp : ¼

CY : 50/60

Rpm : 1425-1725

Voltios :115-230

Amperios :4.4-2.1


1.6. SEPARADORES JIGS

El separador JIGS es uno de los mejores métodos de la concentración por

gravedad, es usado para concentrar relativamente, el material grueso por

diferencia de gravedad, mediante pulsaciones de stroke, con chorros de

agua el cual sube a través de un lecho estratificado, las pulsaciones se dan

hacia arriba y abajo, a través de las grietas bajo la influencia de la gravedad

para ocasionar que mineral descienda, al fondo, y el mineral liviano, se

levante al tope el cual es separado en concentrado y colas.

1.6.1. PARTES PRINCIPALES DEL SEPARADOR JIGS

Desborde de residuos over flow colas

Reservorio

Malla de JIGS

Caño de descarga de concentrado

Entrada de agua

Pistón

Puerta de descarga

1.6.2. DESCRIPCION DE LA PLACA MOTOR

Marca : DELCROSA S.A

Tipo : NV 7184

Hp : 0.4

RPM : 1660

Hz : 60

Voltios : 220/440

Amperios : 6.6 -6.8


1.7. AGITADOR

Es un equipo que está diseñado con la finalidad de concentrar mineral de

manera que se pueda eliminar el material estéril, con ayuda de reactivos

para obtener el producto valioso o concentrado.

1.7.1. PARTES PRINCIPALES DE UN AGITADOR

Eje central

Forros de fondo

Forros laterales

Motores

Polea

Soporte de agitador

1.7.2. DESCRIPCION DE LA PLACA DE MOTOR

Forma : cilíndrica

RPM : 3000

Tipo de agitador : araña


Polea grande : 124 cm

4 chaquetas : 127 cm

Corriente : monofásica

1.8. MÁQUINA ROTAP Y SERIE DE TAMICES TYLER

El Rotap es un equipo que nos facilita separar a distintos tamaños el

mineral, para lo cual utilizamos diferentes números de tamices. El

movimiento de Rotap es circular y vibratorio, para esto se tiene en cuenta

2 controles: velocidad y tiempo.

Esta máquina tiene un timer o reloj, control, a fin de regular el tiempo de

tamizado, por lo general el timer es automático.

En nuestro laboratorio usamos la serie de tamices TYLER desde la malla 10

hasta la malla 200, y la secuencia de las mallas a utilizar será:

Equivalente de las mallas en abertura:


1.8.1. PARTES DEL ROTAP

Platillo

Tapa

Motor

Cronometro

Tuercas de ajuste

Barras de ajuste

1.8.2. DESCRIPCION DE LA PLACA MOTOR

Marca : RETSH S.A

Tipo : 30

Numero : 328684

Voltios : 220-440

Amperios : 6.6-6.8

1.9. ESTUFA DE LABORATORIO

Este equipo sirve para el secado de minerales o concentrados, e

incrementar la temperatura.

Marca : Sybron/thermolyne.

Thermolyne type : 2200 hot plate.

Modelo : HPA2230M


Malla Abertura (um)

610162025354865

100150200-200

33501700119084171042530021215010575-75

Serie : 23703472.

Volt : 220.

Amp : 6.7.

Watts : 1600.

Hz : 30760

III. DETERMINACIÓN DEL WORK INDEX EN UN MOLINO DE

BOLAS Y UN MOLINO DE BARRAS

I. OBJETIVOS:

- Determinar el Work Índex (WI), utilizando el método estándar propuesto

por F. Bond.

- Obtener mediante la determinación del Wi, la resistencia que ofrece un

mineral a ser reducido.

- Determinar y conocer como trabaja un molino con un determinado

mineral.


El Work Índex o índice de trabajo se define como la energía total, en Kw – hr

por tonelada, necesaria para reducir una alimentación muy gruesa a un

tamaño tal que el 80% del producto pase a través de un tamiz de 80 a 100

micrones. En términos más elementales, el Work Index mide la cinética de

conminución o la fragmentación de minerales en términos de gramos netos

de finos (polvo) a una malla específica por revolución (vuelta) del molino; el

Work Índex, representado generalmente como Wi, representa el trabajo o

energía gastada para moler un mineral hasta determinada malla.


Además, de expresar la resistencia del material para ser reducido, el Work

Índex, permite hacer estimaciones más reales de las necesidades de

energía de las trituradoras y los molinos industriales.

Ensayo de Bond para la determinación del Índice de Trabajo en un

Molino de Bolas

F. C. Bond, autor de la teoría y el concepto de Work Índex, desarrolló la

prueba estándar para determinar el Work Índex en loso laboratorios de

Metalurgia. Su método es el más conocido y utilizado para predecir los

consumos de energía en molienda de minerales. Esta predicción de

consumo de energía se hace extensiva en molinos de bolas y en molinos de

barras.

El texto de Fred Bond, consiste en una simulación de molienda continua

mediante un método que permite lograr la estabilidad a partir de sucesivos

ensayos “batch”.

La prueba da un valor para el índice de trabajo, Wi, expresado en Kw–hr/TC,

el cual introducido en la ecuación básica de la Tercera Ley de la

Conminución, permite predecir el consumo de energía de un molino de

planta.

En general, se acepta que el error de predicción del consumo energético

obtenido con este ensayo sea del orden de 20%

Fundamentos para realizar la Determinación del Work Índex

El ensayo consiste en una simulación de molienda continua en un circuito

cerrado con un clasificador perfecto, operando en estado estacionario con

una carga circulante de 250% en el caso del texto de molienda de bolas.

Se define una razón de carga circulante: Rcc = U/O

En este estado estacionario, que usualmente se alcanza en ***8ª 12 ciclos)

se debe tener entonces una cantidad de material constante de producto.

Esta cantidad en gramos dividida por el número de revoluciones del mismo,

se define como Gbp (gramos por revolución en estado estacionario). Este


valor es la medida del consumo de energía del material y fue correlacionado

con los “valores planta” obteniéndose las siguientes ecuaciones:

Donde:

Gbp gramos por revolución del molino de bolas en estado estacionario.

P1 malla de corte en micrones.

F80 tamaño en micrones bajo el cual está el 80% de la alimentación

fresca al molino de Bond.

P80 tamaño en micrones bajo el cual está el 80% del producto del

circuito.

Wi consumo unitario de energía que debería tener un material que se

muele en un molino de bolas.

Requisitos para la Realización de la Prueba de Work Index

El equipo necesario es un molino de bolas de 12” x 12”, tipo molienda

batch o molienda discontinua, con forros planos.

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

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

emplea una malla de separación en el que los finos son separados del

circuito y los gruesos retornan al molino.

La alimentación es 100% menos malla 6 Tyler.

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

malla 100 o hasta la malla 325.

III. EQUIPO Y MATERIALES:

- Molino de bolas 12” x 12” pulg - Molino de Barras

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

- Tamices

- Brochas.

- Balanza.

- Probeta.


- Cronometro.

- Mineral de Cobre.

IV. PARTE EXPERIMENTAL:

DETERMINACION DEL WORK INDEX EN UN MOLINO DE BOLAS

Se utiliza un molino de bolas 12” x 12”. Tipo de molienda Bach o molienda

discontinua. La distribución de la carga de bolas para el molino son:

Distribución de la carga de bolas para el molino según Bond

Nº de Bolas Diámetro en pulg Peso (gr) Superficie(pulg2)

43 1.45(1 ½) 8803 285

67 1.17(1 ¼) 7206 289

10 1.00 672 32

71 0.75(3/4) 2011 126

94 0.61(3/5) 1433 110

285 20125 842

Para nuestro caso utilizamos según lo disponible

N°

DIAMETRO DE

BOLAS(MM)

NUMERO DE

BOLAS

PESO POR

UNIDAD DE

BOLA(GR)

PESO TOTAL DE

BOLAS(GR)

PESO DE

BOLAS

CALCULADO

1 53 1 590 600 590

2 40 25 250 6300 6250

3 38 36 220 9000 7920

4 32 6 125 810 750

5 1 1/16 5 80 400 400

6 26.5 13 55 852 715

7 22 12 40 565 480

8 20 5 30 160 150


Velocidad de rotación: 70 revoluciones por minuto

Carga Circulante: 250%. Para este caso es una molienda discontinua que

tiende a molienda continua con 250 % c.c. para lo cual se emplea una malla de

separación en el que los finos son separados del circuito y los gruesos

retornan al molino.

Alimentación: 100% menos malla 6 Tyler

Producto: Depende de la malla de separación pudiendo emplearse la malla

100 o menos (hasta la malla 325).

IV.1 PROCEDIMIENTO:

(a) Se tiene 15 Kg. de mineral de cobre.

Se prepara este mineral chancando por etapas hasta que toda la muestra

pase por la malla 6 Tyler (100% -m 6).

Determinamos el peso de muestra mínima de mineral.

(b) Para hallar el peso de muestra, ya sea para hallar la ley ó hacer diferentes

pruebas se utiliza la siguiente formula:

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

Donde:

K: constante = 80

D: tamaño máximo de partícula en pulgadas

Lb: peso de muestra en libras

Como la prueba se va a iniciar con la malla # 6 » (0.1320 pulg.), entonces

se reemplaza este valor a la formula # (3) de la cual se obtiene lo siguiente:

» 644 gr.

(c) Se cuartea con rifles y se toma una muestra de 420.4 gr para realizar una

análisis granulométrico, el mineral no debe contener mineral fino mayor que

el 28 % en la malla de referencia malla de separación (100), de ser así se

debe separar el material fino y reponer por material fresco de peso


equivalente al separado. Se procede a tamizar obteniéndose la siguiente

tabla:

TABLA N°1: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DE ALIMENTACIÓN

N° de Malla Micras Peso Retenido % Peso %Retenido %Passing6 3350 0 0 0 10010 1700 147.5 35.1023322 35.1023322 64.897667816 1000 82.8 19.7049024 54.8072346 45.192765425 710 23.5 5.59257496 60.3998096 39.600190435 425 15 3.5697287 63.9695383 36.030461748 300 53.9 12.8272251 76.7967634 23.203236665 212 14.9 3.54593051 80.3426939 19.6573061

100 150 22.9 5.44978582 85.7924797 14.2075203200 75 25.9 6.16373156 91.9562113 8.04378869-200 75 33.8 8.04378867 100

∑ 420.2 100


De la ecuación:

Y = 0.026X+15.57, se halla la abertura para el 80% passing

80 = 0.026X+15.57

F80 = X = 2478.0769 μm

(d) Hallamos el % de finos que son mallas menores a 100

m200 = 25.9gr

-m200 = 33.8gr

59.7 gr

%finos: (59.7*100)/420.2gr = 14.207%

(e) Tenemos una muestra de 2 Kg. cargamos el mineral en la probeta graduada, cada

100 cm3 asentamos o comprimimos el mineral para disminuir la porosidad hasta

alcanzar el volumen de 700 cm3, de la cual tenemos 3 pesos:

- 1408 gr

- 1378 gr

- 1382 gr, tomamos el promedio 1389.3 gr.

(f) Calcular el Peso Ideal del Producto (PIP) considerando una carga

circulante de 250 %

(g) Se inicia el primer ciclo de molienda, previamente se carga el molino con

1389 gr de mineral junto con la carga de bolas Standard y se realiza la

molienda con 100 revoluciones o vueltas del molino. Luego se detiene la

marcha del molino.

(h) Se extraen todas las bolas y el mineral, se tamiza a través de la malla de

referencia 100, separando el mineral pasante (menor a m100) finalmente

se pesa el pasante o los finos. Las cuales son:

Malla (+ 100) = 1075 gr

Malla (-100) = 309 gr


(i) Calcular los gramos netos molidos en los finos, por revolución del molino

conocido como Gpb (grindabilidad por bola o moliendabilidad).

(j) Reponer a los gruesos (m100), un peso de mineral fresco igual al pasante

de manera que se mantenga constante el peso.

(k) Hallar el peso de mineral a menos malla 100 en el mineral fresco repuesto

que para nuestro caso es 309 gr.

(l) Calcular el numero de revoluciones para el segundo ciclo según la formula

siguiente:

(m) Se repite los pasos e, f, g, h, i hasta obtener los gramos netos molidos por

revolución (Gpb).

Los pesos para los cálculos en adelante son:

1° Malla (+ 100) = 1075 gr

Malla (-100) = 309 gr

2° Malla (+ 100) = 997 gr

Malla (-100) = 383 gr

3° Malla (+ 100) = 975 gr

Malla (-100) = 414 gr

4° Malla (+ 100) = 968 gr

Malla (-100) = 412 gr

5° Malla (+ 100) = 979 gr

Malla (-100) = 402 gr


TABLA N°2: PRUEBA ESTÁNDAR DE BOND PARA LA DETERMINACIÓN DE

WORK ÍNDEX DE UN MINERAL EN UN MOLINO DE BOLAS (BWi)

TRITURACIÓN: 100%-m6

VOLUMEN DE MUESTRA: 700cc

PESO DE LA MUESTRA: 1389g

%-m100: 14.22%

PIP: 396.8571g

CARGA CIRCULANTE: 250%

Alimentación Fresca Producto Molienda Neta

CicloN° de Revoluciones

Peso Total

Peso +m100

Peso -m100

Peso +m100

Peso -m100

Total -m100

Gpb (g/rev)

1 100 1389 1191.4845 197.5158 1080 309 111.4842 1.1148422 317 309 265.0602 43.9398 1006 383 339.0602 1.0695053 320 383 328.5374 54.4626 975 414 359.5374 1.1235544 301 414 355.1292 58.8708 977 412 353.1292 1.1731875 289 412 353.4136 58.5864 987 402 343.4136 1.1882826 286 402 344.8356 57.1644 998 391 333.8356 1.167257

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

TABLA N°3: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DEL PRODUCTO

N° de Malla Micras Peso Retenido % Peso %Retenido %Passing

100 150 0 0 0 100140 106 26.8 26.9617706 26.9617706 73.0382294200 75 20.0 20.1207243 47.0824949 52.9175051270 53 7.7 7.74647887 54.8289738 45.1710262-270 53 44.9 45.1710262 100

∑ 99.4 100


De la ecuación:


80 = 0.579X+12.11

P80 = X = 117.2538 μm

(o) Finalmente calcular el Wi:

Gráficamente se obtiene el P80 y F80.

Hallando El Gpb

Calculando Wi:


Wi = 17.287 KW -Hr / TC

DETERMINACION DEL WORK INDEX EN UN MOLINO DE BARRAS

Se utiliza un molino de barras. Tipo de molienda Bach o molienda discontinua.

La distribución de la carga de barras para el molino son: 4 Barras delgadas y 4

Barras de mayor diámetro.

Velocidad de rotación: 46 revoluciones por minuto

Carga Circulante: 100%. Para este caso es una molienda discontinua que

tiende a molienda continua con 100 % c.c. para lo cual se emplea una malla de

separación en el que los finos son separados del circuito y los gruesos

retornan al molino.

Alimentación: 100% menos malla 1/4 ó 3/8.

PROCEDIMIENTO:

(a) Se tiene 6-8 Kg. de mineral de cobre.

Se prepara este mineral chancando por etapas hasta que toda la muestra

pase por la malla 3/8r (100% -m 3/8).

Determinamos el peso de muestra mínima de mineral.

(b) Por cono y cuarteo se toma una muestra de 500 gr para realizar una

análisis granulométrico, el mineral no debe contener mineral fino mayor que

el 28 % en la malla de referencia malla de separación (48), de ser así se

debe separar el material fino y reponer por material fresco de peso

equivalente al separado.


Se procede a tamizar obteniéndose la siguiente tabla:

TABLA N°4: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DE ALIMENTACIÓN

N° de Malla MicrasPeso Retenido % Peso %Retenido %Passing

0.38 9500 0 0 0 1006 3350 420.1 84.3066426 84.066426 15.93357412 1400 38 7.62592816 91.9325707 8.0674292616 1000 18.3 3.67248645 95.6050572 4.3949428125 710 5.4 1.08368453 96.6887417 3.3112582835 425 4.0 0.80272928 97.491471 2.50852948 300 9.3 1.86634557 99.3578166 0.6421834265 212 0.9 0.18061409 99.5384307 0.46156934

100 150 1.0 0.20068232 99.739113 0.26088702-100 150 1.3 0.26088702 100

∑ 498.3 100

De la ecuación:

Y = 0.010X – 4.814, se halla la abertura para el 80% passing

80 = 0.010X – 4.814

F80 = X = 8481.4μm

(d) Hallamos el % de finos que son mallas menores a 100


m65 = 0.9gr

m100 = 1.0gr

-m100 = 1.3gr

3.2gr

%finos: (3.2*100)/498.3gr =0.64218 %

(e) Tenemos una muestra de 2 Kg. cargamos el mineral en la probeta graduada, cada

100 cm3 asentamos o comprimimos el mineral para disminuir la porosidad hasta

alcanzar el volumen de 1250 cm3, de la cual tenemos 2 pesos:

- 2403 gr

- 2330 gr, tomamos el promedio 2366.5 ≈ 2367gr.

(f) Calcular el Peso Ideal del Producto (PIP) considerando una carga

circulante de 100 %

(g) Se inicia el primer ciclo de molienda, previamente se carga el molino con

2367gr de mineral junto con la carga de bolas Standard y se realiza la

molienda con 30 revoluciones o vueltas del molino. Luego se detiene la

marcha del molino.

(h) Se extraen todas las barras y el mineral, se tamiza a través de la malla de

referencia 48, separando el mineral pasante (menor a m48) finalmente se

pesa el pasante o los finos. Las cuales son:

Malla (+ 48) = 2214 gr

Malla (-48) = 138 gr

(i) Calcular los gramos netos molidos en los finos, por revolución del molino

conocido como Gpb (grindabilidad por bola o moliendabilidad).

(j) Reponer a los gruesos (m48), un peso de mineral fresco igual al pasante de

manera que se mantenga constante el peso.


(k) Hallar el peso de mineral a menos malla 48 en el mineral fresco repuesto

que para nuestro caso es 138 gr.

(l) Calcular el número de revoluciones para el segundo ciclo según la formula

siguiente:

(m) Se repite los pasos e, f, g, h, i hasta obtener los gramos netos molidos por

revolución ( Gpb).

Los pesos para los cálculos en adelante son:

1° Malla (+ 48) = 2214 gr

Malla (-48) = 138 gr

2° Malla (+ 48) = 1730 gr

Malla (-48) = 626 gr

3° Malla (+ 48) = 1142 gr

Malla (-48) = 1213 gr

4° Malla (+ 48) = 1062 gr

Malla (-48) = 1296 gr

5° Malla (+ 48) = 1081 gr

Malla (-48) = 1278 gr.

TABLA N°5: PRUEBA ESTÁNDAR DE BOND PARA LA DETERMINACIÓN DE

WORK ÍNDEX DE UN MINERAL EN UN MOLINO DE BARRAS (RWi)

TRITURACIÓN: 100%-1/2” VOLUMEN DE MUESTRA: 1250cc


PESO DE LA MUESTRA: 2367g

Malla de corte: m48

%-m48: 0.6423%

PIP: 1183.5g

CARGA CIRCULANTE: 100%

Alimentación Fresca Producto Molienda Neta

CicloN° de Revoluciones

Peso Total Peso +m48 Peso -m48

Peso +m48

Peso -m48 Total -m48 Gpb (g/rev)

1 30 2367 2351.79676 15.203241 2229 138 122.796759 4.09322532 289 138 137.113626 0.886374 1741 626 625.113626 2.163022933 545 626 621.979202 4.020798 1154 1213 1208.9792 2.218310464 530 1213 1205.2089 7.791099 1071 1296 1288.2089 2.430582835 484 1296 1287.67579 8.324208 1089 1278 1269.67579 2.62329709

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

TABLA N°6: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DEL PRODUCTO

N° de Malla Micras Peso Retenido % Peso %Retenido %Passing

48 300 0 0 0 100

65 212 16.4 20.5513784 20.5513784 79.4486216

100 150 22.2 27.8195489 48.3709273 51.6290727

140 106 8.7 10.9022556 59.2731829 40.7268171

200 75 8.0 10.0250627 69.2982456 30.7017544

-200 75 24.5 30.7017544 100

∑ 79.8 100


De la ecuación:


80 = 0.317X+7.028

P80 = X = 230.19558μm

(o) Finalmente calcular el Wi:

Gráficamente se obtiene el P80 y F80.

Hallando El Gpb

Calculando Wi:

BWi = 16.7997 KW -Hr / TC

V. CONCLUSIONES:


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

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

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

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

V. FLOTACIÓN DE MINERALES


I. OBJETIVOS:

- Conocer el proceso de flotación e identificar las variables que afectan

dicho proceso.

- Determinar las formas de optimizar el proceso en base a los reactivos o

sus variables.

- Conocer y determinar la razón de concentración y como éste influye en

la recuperación del mineral valioso.


Este es un proceso selectivo y puede ser usado para llevar a cabo

separaciones específicas de minerales complejos tales como: Plomo, Zinc,

Cobre – Zinc, Cobre – Molibdeno.

A fin de apreciar la flotación por espuma como un sistema de reacciones

químicas y como una técnica metalúrgica, es esencial comprender

primeramente porque se practica el proceso.

Los minerales de valor existen como parte de una mezcla coherente de

cristales de mineral entrecrecido y cada uno tiene una composición química

definida. Entonces, para liberar las partículas minerales individuales es

necesario moler el mineral hasta transformarlo en pulpa muy fina.

La flotación por espuma es un medio de tratar la pulpa de minerales

conminados finamente de modo que se obtiene el mineral de valor o

deseado en concentrado que será fácil de manejar en procesos posteriores.

El proceso envuelve la transmisión de un carácter repelente al agua

(hidrofóbico) a las partículas de los minerales deseados pór medio de

productos químicos que se llaman colectores o promotores. En condiciones

favorables, estas partículas revestidas químicamente se unen al aire que

burbujea a través de la pulpa y de esta manera flotan en la superficie de la

celda.

La flotación espumante ó flotación convencional funciona bien a tamaño de

partícula entre los 0,3 - 0,002 mm , dependiendo del peso específico

(densidad) de los minerales valiosos y de su grado de liberación.la flotación

en columna se aplica a partículas de granulometría fina (menores que 0,002


mm), las cuales por su tamaño tienen problemas para ser recuperadas en la

flotación convencional.

PROCESO DE FLOTACIÓN:

La FLOTACIÓN de minerales requiere de la utilización de reactivos

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

espumantes. Estos reactivos químicos tienen una cabeza polar activa que

es capaz de reaccionar con la superficie del mineral y, una cadena no polar

(apolar) que sólo interactúa a través de fuerzas muy débiles, lo que le da

como característica principal el ser hidrofóbica.

La necesidad de utilizar estos reactivos en la flotación, surge porque el

proceso se basa en las propiedades superficiales de las partículas

minerales. Estas propiedades superficiales de las partículas minerales son

importantes porque el sistema de flotación es un sistema heterogéneo, que

está formado por:

Fase Sólida : Minerales útiles y Minerales no útiles (Ganga)

Fase Líquida : Agua con reactivos de flotación disueltos)

Fase Gaseosa : Burbujas de Aire

Luego la posibilidad de que algunas partículas floten selectivamente dependerá

de cómo se comporten en las distintas interfases:

Interfase Sólido-Líquido

Interfase Sólido-Aire

Interfase Líquido-Aire

Uno de los fenómenos más significativos en la flotación es la mojabilidad

superficial de los sólidos, lo cual permite clasificarlos en dos tipos:

Sólidos Hidrofóbicos (aerofílicos) : Que no se mojan

Sólidos Hidrofílicos (aerofóbicos) : Que se moja.

REACTIVOS DE FLOTACIÓN


Cuando es de interés la concentración de minerales metálicos sulfurados

naturalmente hidrofílicos, es necesario usar reactivos de flotación como: los

colectores ó promotores; los espumantes; y, los modificadores.

Colectores ó Promotores

Los Colectores ó Promotores se adsorben selectivamente en la superficie

de los minerales sulfurados, la hidrofobizan, lo que le permite alcanzar

mayor estabilidad en la interfase sólido-aire, dándose las condiciones para

que las partículas de mineral se unan a las burbujas de aire.

Xantatos (SF-114) Ditiofosfatos (SF-554)

Xantoformiatos (SF-203) Tiocarbonatos (SF-323)

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

orientación. El grupo no-polar se orienta hacia la solución e imparte

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

Espumantes

Los Espumantes dentro de su acción, son capaces de orientarse en la

interfase líquido-aire, disminuyendo la tensión superficial del agua. Con ello

se logra una espuma estable cuyas burbujas no se rompen (no coalescen),

lo cual permite la recolección y posterior evacuación de las burbujas

cargadas con los minerales valiosos.

Aceite de Pino (AP)

Metil-Isobutil-Carbinol (MIBC)

Glicoles (Dow-Froth)

Modificadores

También es necesario en muchos casos la utilización de reactivos

activantes ó depresores, los cuales modifican selectivamente la superficie

de los minerales para facilitar o inhibir la adsorción de los COLECTORES; y,

la utilización de reactivos reguladores del pH (Cal ó Acido Sulfúrico) de la

pulpa.

Cal

Ácido Sulfúrico

Sulfhidrato de Sodio.


CIRCUITOS DE FLOTACIÓN

Los objetivos metalúrgicos más significativos son: Obtener una alta

recuperación conjuntamente con una alta ley en el concentrado.

La recuperación es el porcentaje en peso de mineral útil (cobre) contenido

en el concentrado en relación al mineral útil contenido en la alimentación del

mineral.

La Ley del Concentrado es el porcentaje en peso de mineral útil contenido

en el concentrado en relación al peso de concentrado.

Ambos parámetros se relacionan en forma inversa. Una operación de

flotación primaria ("rougher") permite obtener una alta recuperación con una

baja ley de concentrado. En cambio de una operación de flotación de

limpieza ("cleaner") permite obtener una baja recuperación con una alta ley

de concentrado, generando una cola de alta ley que debe ser re-circulada

como alimentación a las etapas de flotación previas o intermedias.

La combinación de diferentes etapas de flotación permite configurar los

circuitos de flotación, en los cuales se pueden considerar bancos de celdas

en flotación de limpieza de concentrados ("cleaner"), flotación de re-limpieza

("re-cleaner") y flotación de barrido de colas ("scavenger").

a) Circuito Primario ("ROUGHER"): En este circuito se procesa la

alimentación a la planta de flotación. Como circuito recuperador se

logran altas recuperaciones y las leyes del concentrado son bajas

debido a partículas mixtas que flotan. El concentrado primario, puede

enviarse a un circuito de re-molienda para lograr mayor liberación.

b) Circuito de Limpieza ("CLEANER"): En este circuito concentrador se

persigue aumentar la ley del concentrado primario a fin de alcanzar los

requerimientos de calidad que exigen las fundiciones. En este circuito,

muchas plantas están empleando celdas de columnas en reemplazo de

las celdas con agitación mecánica. Estos circuitos operan a menor

densidad de pulpa que los circuitos "rougher - scavenger" con el objeto

de aumentar la selectividad. Para asegurar la recuperación de partículas


de flotación lenta, el tiempo de retención de la pulpa en cada etapa

"cleaner" debiera ser a lo menos tan largo como el circuito "rougher".

c) Circuito de Barrido ("SCAVENGER"): En este circuito recuperador se

alimenta la cola del circuito de limpieza para flotar las partículas no

flotadas en la etapa de limpieza. Su concentrado es de baja ley y se

puede retornar al circuito de re-molienda, mientras que la cola se junta

con la del circuito primario para conformar las colas finales de la planta.

Variables Operacionales en una Planta de flotación

Variables controlables:

Granulometría del mineral.

Tonelaje de alimentación.

Nivel de pulpa en la celda.

Porcentaje de sólidos de alimentación.

Tamaño de burbuja.

Flujo de agua de lavado.

Consumo de cal.

Dosificación de colectores y espumantes.

Flujo de aire.

etc.

CONCLUSIONES

Existen diferentes promotores, espumantes, depredadores, activadores de acuerdo al

mineral o que vamos a flotar, debemos de seleccionarlos según su uso.

FLOTACIÓN DE MINERAL DE COBRE

La flotación de Cobre tiene como objetivo, obtener un concentrado a partir de

una pulpa de mineral sulfurado de cobre.

FUNDAMENTEO TEÓRICO

En los procesos de flotación de mineral de Cobre, con o sin pirita, se emplea el

aceite de pino como espumante y los xantatos o los aerofloats o ambos

reactivos como promotores. Para mantener la alcalinidad del circuito y deprimir

la pirita, si lo hubiera en pequeñas cantidades, se emplea casi siempre cal.


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

CAL 1 ½ A 3Kg. Por tonelada

ACEITE DE PINO 25 a 100 gr. Por tonelada

PROMOTORES 25 a 75 gr. Por tonelada

Aunque el xantato de etilo mejora la flotación de los minerales cuya superficie

se encuentra algo oxidada en exceso pueden flotar gangas.

Cuando se emplea aerofloat solo como promotor, la mezcla de los reactivos difiere algo de la que se ha dado mas arriba. Podría

ser como sigue:

ACEITE DE PINO 8 a 25 gr. Por tonelada

ACIDO CRECILICO 25 a 100 gr. Por tonelada

AEROFLOAT 208 25 a 100gr. Por tonelada

A esto agregamos la cal para mantener el pH entre 7 y 8, mayor cantidad para

deprimir la pirita, cuando no hay pirita la Cal reduce las sales disueltas, lo cual

normalmente se agrega en el molino de bolas primario.

III. PARTE EXPERIMENTAL:

- 1 Kg. De mineral sulfurado de cobre

- agua

- cal

- xantato Z-11 al 5%

- aerofloat 208

- maquina concentradora

- celda de flotación 3,2 lt.


I. DIAGRAMA DE BLOQUE DE FLOTACION


ACONDICIONAMIENTO

PESAR

FLOTACION CLEANER

SECAR

Mineral 1Kg.

H2O: 0.5kg t

ACONDICIONAMEINTO

PH : 9-10t : 10min

FLOTACION ROUGHERRZ-1 al 5%

Aire

RELAVE ROUGHER

60 gr concentrado

CONCENTRADO CLEANER

t : 5min

CONCENTRADO ROUGHER

t : 7min

Cal : 0.5

II. CALCULOS

Precipitación del Z-11 al 5%

40 g/TM 1000Kg

X 1 Kg

X = 0.040 gr Z-11

Para 10 ml de solución

10ml 1 gr Z-11

X 0.040 gr Z-11

X = 0.40cc

CONCLUSIONES:

Empleamos cal para mantener la alcalinidad y en mayor cantidad deprime la

pirita y cuando no hay esta, la cal reduce a precipitar las sales disueltas.

El uso del aerofloat tiene algunas ventajas: el control de flotacion no es tan

delicado, hay menor posibilidad dee que flote la pirita.

RECOMENDACIONES

Se recomienda alimentar la cal en los molinos primarios para que se mezcle

homogéneamente con el mineral para una mejor acción.

FLOTACIÓN DE COBRE PÓRFIDO

Su objetivo principal es, obtener un concentrado de cobre pórfido

FUNDAMENTO TEÓRICO:

Se entiende por cobre pórfido a menos que contienen minerales de cobre al

estado de sulfuros, con leyes que varían desde 0.7% a 2% de cobre además

molibdenita hasta 0.10 % y pirita entre 1 y 5%.

En la flotación de cobre pórfido se emplea ácido crecílico como espumante,

óxido de calcio como modificador de pH hasta alcanzar un pH 10; como


colectores se usan:

xantato isopropílico de sodio

Aerofloat 208

Ditiocarbonato Z-200

PARTE EXPERIMENTAL:

- 1 Kg. de cobre pórfido

- 0.5 Lt de agua

- 4ml de xantato isopropilo de sodio al 10% Z-11

- 3 gotas de ácido crecílico

- 1 gr de oxido de calcio

CÁLCULOS:

a) preparación de Z-11 al 10%

Se debe agregar 25g/TM

0.55Kg 1000Kg.

X 0.55 Kg

X = 0.01375g.

Para 100 ml de solución

100ml 10g Z-11

X 0.01375g

X= 0.1375 ml de solución

b) Radio de concentración Kg mineral/Kg. concentrado

Radio de concentración 1000g/92g= 10.87

PROCEDIMIENTO:

1 Kg. Mineral


CONCLUSIONES:

En el mineral de cobre pórfido se encuentra diseminado cuya ley varia de 0.7 a

2% de cobre

RECOMENDACIONES

Trabajar a un pH = 10

VI. SEDIMENTACIÓN DE UNA PULPA METÁLICA


MOLIENDA

SECADO

CONCENTRADO

FLOTACION ROUGHER

ACONDICIONAMIENTO

PESADO

RELAVE

2.5 lt. Agua4 ml Z-113 gotas de ácido crecí lico1.5 gr. De oxido de calcio

8 minutos

aire

I. OBJETIVO:

- Determinar la variación de la velocidad de de sedimentación y la

influencia con los floculantes.

- Conocer los parámetros de un espesador.


SEDIMENTACIÓN

• Es una operación de separación de fases fluido-sólido en la que las partículas

sólidas se separan del fluido debido a que por su mayor densidad, tienden a

sedimentar debido a la gravedad.

• El fluido puede ser un líquido o gas, aunque en este último caso pasa a ser

fluidización.

USOS:

- Clarificación: Obtener una fase liquida clara, sin sólidos en suspensión.

(Ejemplo: tratamiento de aguas).

- Espesamiento: Obtener una pulpa de densidad adecuada para alguna

operación subsiguiente (ejemplo: pulpa para filtrado).

VARIABLES:


– Tamaño de partícula

– Densidad de la partícula

– Forma de las partículas

– Propiedades superficiales

ESTABILIDAD DE LAS DISPERSIONES

• Se define como la capacidad de un sistema de mantener en el tiempo una

concentración uniforme a través de todo el volumen sin necesidad de agitación

mecánica externa.

• Cuando el sistema no es estable, se separan ambas fases por sedimentación

de la fase sólida debido a la fuerza de gravedad.

• Una suspensión es un sistema naturalmente inestable.

• La velocidad de separación de ambas fases esta determinada por las

propiedades físicas de ambas fases y la concentración de la fase sólida.

A medida que la partícula es más pequeña, menor es el efecto de la fuerza de

gravedad.

• A este nivel, son significativos factores tales como las fuerzas de atracción y

repulsión entre las partículas.

• Si predominan las fuerzas de repulsión, el sistema se mantiene estable.

• En caso contrario, las partículas sedimentan solas o forman agregados.

A través de tuberías, el agua pasa a un tanque o cámara de mezcla donde se

agita y se combina con un producto que neutralice y desestabilice los coloides

(partículas pequeñas que pueden afectar la salud).


VELOCIDAD DE SEDIMENTACIÓN

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

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

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

• Propiedades de la mezcla– Concentración de sólidos– Viscosidad de la mezcla

Para determinar las características de operación de un espesador continuo se

construye una gráfica de sedimentación. A partir de esta gráfica (Profundidad


vs. Tiempo) se puede obtener la velocidad de sedimentación. Con la grafica, se

pueden identificar las zonas de sedimentación que se presentan en el proceso.

Estas zonas son:

- Zona de agua clarificada

- Zona de subsidencia o sedimentación libre

- Zona de sedimentación retardada

- Zona de compresión

Estas zonas se observan en la siguiente gráfica:

Gráfica de Sedimentación con las Zonas de Sedimentación.

ANÁLISIS DE LA SEDIMENTACIÓN FLOCULANTE

En soluciones relativamente diluidas, las partículas no se comportan como

partículas discretas sino que tienden a agregarse unas a otras durante el

proceso de sedimentación. Conforme se produce la coalescencia o floculación,

la masa de partículas va aumentando, y se deposita a mayor velocidad.

La medida en que se desarrolle el fenómeno de floculación depende de la

posibilidad de contacto entre las diferentes partículas, que a su vez es función

de la carga de superficie, de la profundidad del tanque, del gradiente de


http://www.monografias.com/trabajos14/soluciones/soluciones.shtml

velocidad del sistema, de la concentración de partículas y de los tamaños de

las mismas. El efecto de estas variables sobre el proceso sólo se puede

determinar mediante ensayos de sedimentación.

Para determinar las características de sedimentación de una suspensión de

partículas flocúlentas se puede emplear una columna de sedimentación. El

diámetro de la misma puede ser cualquiera, pero su altura deberá ser la misma

que la del tanque de sedimentación de que se trate. Se han obtenido buenos

resultados empleando un tubo de plástico de 15 cm. de diámetro por unos 3 m

de altura. Los orificios de muestreo deben colocarse cada 0,5 m. La solución

con materia en suspensión se introduce en la columna de modo que se

produzca una distribución uniforme de tamaños de las partículas en toda la

profundidad del tubo.

III. PARTE EXPERIMENTAL:

a. Competencias:

- En el experimento se reconoce la velocidad de sedimentación, mediante

el uso de probetas.

- Se tiene que evaluar el experimento realizando mediciones de las

profundidades e intervalos de tiempo.

- Realizar los cálculos necesarios y gráficas para poder interpretar el

experimento.

IV. EQUIPO Y MATERIALES:

- 2 Probetas (1000 ml)

- Bagueta

- Mineral (361gr)

- Pizetas

- Balanza

- Cronómetro

- Regla o Vernier

- Agua necesaria

- Floculante (Magnafloc al

0.1%)

V. PROCEDIMIENTO:


http://www.monografias.com/trabajos11/travent/travent.shtml

http://www.monografias.com/trabajos11/tebas/tebas.shtml

http://www.monografias.com/trabajos5/plasti/plasti.shtml

http://www.monografias.com/trabajos13/libapren/libapren2.shtml#TRECE

http://www.monografias.com/trabajos12/guiainf/guiainf.shtml#HIPOTES

PROBETA Nº 1: Sedimentación Natural de un mineral de oro piritoso

¿CÓMO INFLUYE EL ÁREA DE DEPÓSITO (PROBETA) EN LA VELOCIDAD

DE SEDIMENTACIÓN?

- Primero preparamos una pulpa con mineral, enrazando agua hasta 1000

ml, de volumen de pulpa.

- Mezclar u homogenizar, agitando con la bagueta.

- Con el cronómetro, esperar a que sedimente y medir las profundidades

cada 5 minutos para efectos de control de la sedimentación.

CÁLCULOS:

1. Hallando la gravedad específica del mineral :

“Método de la Probeta”

- Colocar los aproximadamente 300 ml. de agua en la probeta y luego los

100 gr. de mineral.

- Observamos la variación de volumen.

Así:

Peso del mineral = 100gr.

Volumen de agua = 300ml.

Volumen final = 344.3 ml.

ΔV = 44.3ml

“Método de la Fiola”

- Realizar los mismos procedimientos del método anterior.


; Donde:

P1= Peso de agua + Peso de fiola

P2 =Peso de la fiola

P3 =Peso de fiola + Peso de agua +Peso del mineral

P4 =Peso de fiola + Peso del mineral

2. Hallando la densidad de pulpa:

Donde: K = constante de sólidos

S = gravedad específica

Luego: Si

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

(en la probeta)

4. Peso del mineral para formar 2Lt. de pulpa:

(en el paralelepípedo)

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

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

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

sucesivamente cada 5 min. (en ambos casos) hasta que la diferencia de

alturas sea mínima luego graficar.


Tiempo (min)

Profundidad (mm) PROBETA

0 356,005 345,60

10 337,5815 330,9020 323,2625 318,0630 312,4035 307,4640 301,1045 296,2650 291,5855 286,6860 281,6665 276,6070 271,9075 267,6680 262,6085 258,1490 252,8895 248,20

100 243,34105 238,26110 232,86115 227,70120 222,20125 217,40130 212,36135 208,54140 206,70145 204,56150 202,76155 201,76


160 200,90165 200,00170 199,26175 198,06180 197,22185 196,52190 195,82195 195,12200 194,42205 193,72

Velocidad de sedimentación para la probeta

y = -0,8029x + 332,68

R2 = 0,9487

0,0050,00

100,00150,00200,00250,00300,00350,00400,00

0 50 100 150 200 250

Tiempo (min)

Pro

fun

did

ad (

mm

)

Tiempo (min)

Profundidad(mm) RECIPIENTE PARALELEPÍPEDO

0 232,35 224,54

10 217,0615 210,0720 203,0825 196,5830 190,1835 183,940 176,8545 171,0550 164,6555 158,4560 152,2565 145,6770 139,2975 133,0180 126,59


85 121,1190 116,9995 115,54

100 114,54105 113,54110 112,94115 112,36120 111,78

Velocidad de Sedimentación para el paralelepípedo

(mm)

y = -1,0765x + 222,37

R2 = 0,9646

0

50

100

150

200

250

0 20 40 60 80 100 120 140

Tiempo(min)

Pro

fun

did

ad(m

m)

Velocidad de sedimentación de ambas probetas

y = -1,0765x + 222,37

y = -0,8029x + 332,68

0

100

200

300

400

0 50 100 150 200 250

Tiempo (min)

Pro

fun

did

ad (

mm

)

PROBETA Nº 2: Sedimentación con Floculante

DETERMINANDO LA VELOCIDAD DE SEDIMENTACIÓN


- Repetir los mismos procedimientos y cálculos

- Trabajar con el mismo mineral.

1. Preparación del floculante (Polímero compuesto = Magnafloc

grueso):

Pesar 0.2gr de floculante

En vaso colocar 200ml. de agua, agitar con una paleta hasta formar

un vórtice y añadir los 0.2gr. de floculante por el borde del vaso.

Continuar agitando hasta su completa disolución

(aproximadamente 45 a 60 min).

Luego sacar 2 ml de esta solución (2ppm aproximadamente),

colocar en la pulpa ya preparada.

** Los 0.2gr del floculante van a depender de la mineralogía.

- Con la pulpa ya preparada y con el peso calculado (361 gr.), agregar el

floculante y de la misma manera agitar, luego tomar el tiempo y medir las

alturas cada 5 minutos hasta que sedimente.

Tabla Nº1: Alturas y tiempos de sedimentación con 30% de sólidos, prueba

en probeta de 1 Lt. con Ho = 356mm.

n Tiempo (min)Profundidad(mm)

1 0 3562 5 349,33 10 340,544 15 332,025 20 324,046 25 315,547 30 307,428 35 299,69 40 291,14

10 45 283,6811 50 275,8212 55 267,7213 60 259,62


Velocidad de Sedimentacón con floculante

050

100150200250300350400

0 10 20 30 40 50 60 70

Tiempo (mini)

Pro

fun

did

ad(m

m)

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

1050 minutos.

PROBETA Nº 3: Sedimentación con Floculante

DETERMINANDO LOS PARÁMETROS DEL ESPESADOR

- Preparar la pulpa y hacer los cálculos tan igual como antes.

- Agregar los 2 ml de floculante a la pulpa y agitarlo bien.

- Medir la variación de altura a los 5 minutos; ΔH1=4.1 mm, esperar un tiempo t

hasta que la pulpa de 1Lt llegue a 900ml, el tiempo t medido fue t = 27’49” y

sacar 100 ml de agua clara.

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

minutos; ΔH2 =4.4 mm, esperar un tiempo t hasta que la pulpa de 1Lt llegue a

800ml, el tiempo t medido fue t = 54’57” y sacar 100 ml mas de agua clara.


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

minutos; ΔH3 =5.6mm, esperar un tiempo t hasta que la pulpa de 1Lt llegue a

700ml, el tiempo t medido fue t =1,23’07” y sacar 100 ml mas de agua clara.

CÁLCULOS:

- Altura de sólidos compactados; H = 142.1 mm después de un tiempo (t =

1050 min)

- Volumen de sólido compactado; V = 410 ml.

1. ΔH1=4.1 mm luego

2. ΔH2 =4.4 mm luego

3. ΔH3=5.6 mm luego

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

- Determinar el área del espesador:

Donde:

V: Velocidad de sedimentación (ft/hr)


Di: Dilución inicial

Df: Dilución final

A: Área del espesador (ft2/TS)

Dilución Final = Gramos de agua en la pulpa Gramos de mineral

X: gramos de agua en la pulpa sedimentada

Dilución Inicial = Gramos de agua en 1Lt. de pulpa Gramos de mineral

W (densidad de pulpa)= Peso de mineral + Peso de agua

PH2O = W – P mineral

PH2O = 841gr.

; reemplazando en la fórmula:

VI. CONCLUSIÓN:

1. Cada concentración C o dilución D, necesitará de un área unitaria

Au; sin embargo si se considera la mayor de todas estas áreas o

lo que es lo mismo el flujo mínimo de sólidos; entonces se toma

ese valor para el diseño de espesadores.


2. La velocidad de sedimentación es mayor con el uso de

floculantes y las partículas en suspensión son mínimas en

comparación a la prueba sin floculante.

3. En un espesador se considera que los sólidos presentes en la

alimentación deben tener la capacidad de sedimentar a través de

todas sus zonas a una velocidad igual a la que se introducen.

4. La presencia de arcillas dentro de los minerales a menudo

contribuyen a la ineficiencia del proceso o fallas en los sistemas;

el buen entendimiento es fundamental para optimizar y

dimensionar los sistemas de espesamiento.

5.

VII. BIBLIOGRAFÍA:

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

LABORATORIO DE PROCESAMIENTO DE MINERALESINGENIERIA METALURGICA - UNSA

MUESTRA: SERVICIOS GENERALES CAYLLOMA S.R.L.FECHA: 21/12/09OBJETIVO: PRUEBA DE CONCENTRACION GRAVIMETRICA DE

MINERAL DE OROA. OBJETIVO

Recuperación de partículas de oro libre, respecto a equipos tradicionales como el FALCON, manejando parámetros de operación como: campo centrífugo, espesor de flujo (porcentaje de sólidos).

B. EQUIPOS Y MATERIALES

Mineral proveniente de diferentes zonas de la mina. Mantas plásticas, para el homogenización y cuarteo del mineral,

sacando una muestra representativa a partir de 13 kilogramos de mineral de oro.

Maquina de concentración gravimétrica (concentrador Falcón). Recipientes para la salida y recepción de la pulpa. Agua de potable.

C. PREPARACION MECANICA


http://ingenierias.uanl.mx/35/35_evaluacion.pdf

http://web.me.com/fjguerra/Personal/8o_Semestre_files/LIAPreP4.pdf

http://docencia.izt.uam.mx/sgpe/files/users/sho/Sedimentacion.pdf

Se hizo las pruebas del mineral de CAYLLOMA, previas etapas de: chancado, molienda (100% -m25). Hasta llevarlo a un tamaño de partícula de 60 % -200 mallas.

Se dio una molienda al mineral, con un tiempo de 12 minutos. Se separo una muestra de 3 kilogramos a partir de 13 kilogramos

de mineral de cabeza, mediante el método de cono y cuarteo.

D. CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA – CONCENTRADOR FALCÓN

Los parámetros de operación, son los siguientes

Flujo de la pulpa (l/min) 9Presión de agua (PSI) 1Porcentaje de sólidos (%) 30Peso de mineral (g) 3000Volumen de H2O (litros) 6.9

E. BALANCE METALURGICO CONCENTRACION GRAVIMETRICA FALCON

Peso (gr)

Ley ( gr/TM)

CABEZA 3000 6.21CONCENTRADO 335.7 26.04

Contenido Metálico:

Cabeza =

Concentrado =

% de Recuperación:

% R =

F. BALANCE METALURGICO CONCENTRACION GRAVIMETRICA KNELSON

Peso (gr) Ley ( gr/TM)CABEZA 10000 6.21CONCENTRADO 999 17.08

Contenido Metálico:


3000 x 6.21 = 0.01863 gr Au 1000000

335.7 x 26.04= 0.00874 gr Au 1000000

0.00874 x 100 = 46.92 % 0.01863

10000 x 6.21 = 0.0621 gr Au 1000000

Cabeza =

Concentrado = % de Recuperación:

% R =

CONCLUSIONES

El mineral aurífero se puede procesar mediante la concentración gravimétrica centrifuga que viene a ser una tecnología limpia. De acuerdo a los resultados el concentrador FALCON dio mejores resultados en comparación con el concentrador KNELSON.

Recuperación FALCON es 46.92% Recuperación KNELSON es 27.47%

Los requerimientos de agua fresca para el concentrador FALCON es de 2.3 litros de agua por kilogramo de mineral aurífero.

VIII. DETERMINACIÓN DE COBRE EN SOLUCIÓN

I. OBJETIVO:

- Determinar el contenido de cobre en una solución de lixiviación.


En la determinación de cobre, el KI es reductor del cobre produciendo

Cu2I2 y Yodo, mediante la siguiente reacción.

2Cu (CH3COO)2 + 4KI ------------ Cu2I2 (s) + 4CH3COOK + 2I

El yodo ante la presencia del almidón, presenta un color azulado. Luego

el yodo que se desprende es titulado con el tiosulfato de sodio, según la

siguiente reacción:

2I + 2Na2S2O3 ---------- 2NaI + Na2S4O6


999 x 17.08 = 0.01706 gr Au 10000000.01706 x 100 = 27.47 % 0.0621

El yodo se reduce a yoduro y el tiosulfato se oxida a tetrationato de

sodio:

I = Cu = Na2S2O3 = H

Entonces el peso equivalente del cobre, es su propio peso atómico

(63.54 gr)/10.

El equivalente será 6.354 y en 1 ml de solución 0.1N habrá 0.006354gr

de Cobre.

III. EQUIPOS Y MATERIALES - REACTIVOS:

- Balanza - Soporte Universal- Bureta- Vaso de Precipitados- Bagueta- …Solución de Na2S2O3

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

IV. PARTE EXPERIMENTAL:

PROCEDIMIENTO:

- Se utiliza una solución rica, producto de la lixiviación.

- Tomar 2 ml.de muestra (solución rica).

- Enrasar con agua destilada, hasta 20ml aproximadamente.

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

brillante.

- Luego agregar 4ml de ácido acético, hasta una coloración verde claro,

añadir agua destilada para capturar los vapores que se desprenden. El

ácido acético regulará el pH que será básico por adición de hidróxido de

amonio.

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

un precipitado blanco.

- Añadir 1gr de KI, tomando un color mostaza, dándose una reducción de

Cobre, produciendo yoduro cuproso y Yodo.

- Titular con tiosulfato de sodio al 0.1N, hasta tomar una colración amarillo

claro, anotar el gasto (variación de volumen).

- Agregar aproximadamente 4ml de almidón (indicador) que capta el yodo

restante, virando la solución de color violeta oscuro.


- Se continúa titulando hasta tomar un color blanco lechoso, esta titulación

debe ser lenta, anotar este gasto, para su determinación de cobre en

solución.

CÁLCULOS Y RESULTADOS:

La cantidad de Cobre en solución (gr/Lt)de solución se calcula aplicando la

siguiente fórmula:

Gasto total de Na2S2O3 = 15.6 ml

Vo = 14.4ml

Vf = 15.6ml

ΔV = 1.2ml

Factor = 3.175

Cu = 1.2*3.175 = 3.81gr/Lt de solución

V. CONCLUSIÓN:

- Es importante la determinación del contenido de cobre en la solución de

lixiviación porque nos permite conocer los resultados del proceso de

lixiviación.

- La cantidad de Cobre después de la lixiviación es alta respecto a la del

mineral de cabeza por lo que se puede concluir que en esta lixiviación se

dio una buena recuperación de Cobre.


74997160 Informe de Procesamiento de Minerales

Documents

Transcript of 74997160 Informe de Procesamiento de Minerales