PRUEBA METALURGICAS EN LABORATORIOINDICE 

INTRODUCCION ______________________________________________ 2 

TRITURACION DEL MINERAL __________________________________3 

OBJETIVO MATERIALES PROCEDIMIENTO 

CUARTEO DEL MINERAL ________________________________________5 OBJETIVO MATERIALES PROCEDIMIENTO 

MOLIENDA DEL MINERAL ____________________________________7 OBJETIVO MATERIALES PROCEDIMIENTO 

PREPARACION DE REACTIVOS __________________________________10 OBJETIVO MATERIALES PROCEDIMIENTO 

FLOTACIÓN DEL MINERAL ______________________________________19 OBJETIVO MATERIALES PROCEDIMIENTO 

SECADO DEL MINERAL _________________________________________24 OBJETIVO MATERIALES PROCEDIMIENTO 

ANEXOS ¬¬¬¬¬¬¬¬¬¬¬¬¬¬¬¬_______________________________________________________25 

CALCULOS METALURGICOS ____________________________________26 

CUADROS METALURGICOS _____________________________________27 CUADRO DE CONSUMO DE BOLAS Y REACTIVOS CUADRO DE PLANEAMIENTO OPERACIONAL CUADRO PRUEBAS METALURGICAS CUADRO BALANCE METALURGICO 

FICHA TECNICA DE REACTIVOS _________________________________ 

MSDS DE REACTIVOS _________________________________________ INTRODUCCION 

CHANCADO DEL MINERAL 

OBJETIVO Reducir el tamaño de los trozos del mineral hasta llegar a una malla #10 (100%). 

MATERIALES: (1) Plumón indeleble (1) Balanza 8 Kg. (3) Sacos de polietileno (1) Chancadora de quijada 21/4x31/2 (2) Baldes plásticos de 20 lts. (1) Malla # 10 0.50x0.50m (1) Tapón de oídos (1) Mascara de silicona c/ filtros contra polvos. 

PROCEDIMIENTO: Se hace el pesaje respectivo de cada muestra de mineral recepcionado y se apunta los pesos en la cartilla pesos, se traslada el mineral a los sacos de polietileno y se los rotula. 

Se procede a hacer el chancado, se debe tener cuidado que la chancadora este limpia ya que podría contaminar a la muestra, se usa la brocha para limpiar todos los finos de mineral que se haya tratado anteriormente. 

La chancadora de quijadas de 21/4x31/2, esta acepta minerales de 3”-2” y da un producto de aproximadamente 1/8”(3.175mm) este tamaño de malla no es el adecuado se tiene que llegar a malla #10 (1.65mm), aproximadamente a 1/16”, para esto se tiene que pasar por malla 10 y separar las partículas que pasan las malla 10, el resto se vuelve a pasar por la chancadora y así sucesivamente hasta llegar a 100% malla 10 haciendo el tamizado cada vez que se obtenga unnuevo producto de la chancadora. Para la recepción del mineral de la chancadora se usaran los baldes de 20 lts de plástico ya que son los mas adecuados para evitar cualquier tipo de contaminación del mineral. 

En esta etapa es muy importante usar la mascara de silicona y los tapones de oido ya que los finos de plomo son muy dañinos. 

Para hacer el tamizado previo a cada etapa de chancado se debe poner la malla #10 en la boca del balde y hacer pasar el mineral. El producto de cada etapa de chancado se junta y pasa a la zona de cuarteo. 

Nota: para evitar que la chancadora se malogre (evitar rotura del eje) el mineral mayor a 3” se debe chancar antes de alimentarlo a la chancadora. Esto se puede hacer golpeándolo manualmente u otro método pero siempre teniendo cuidado de no contaminar al mineral. Por ejemplo se puede poner un saco de polietileno encima antes de golpearlo. 

CUARTEO DEL MINERAL 

OBJETIVO: obtener una porción de muestra pequeña, representativa del total de la muestra inicial. MATERIALES: Regla de cuarteo Manta de cuarteo 

Cuchara para cuarteo Bolsas de plástico de 2kg Balanza de 8 Kg. 

PROCEDIMIENTO: El mineral chancado a malla #10 se debe poner encima de la manta de cuarteo la cual debe ser de cuerina de 0.50x0.50m o mas grande dependiendo del volumen del mineral para evitar perdidas de la muestra. Luego esta se debe homogenizar haciendo un roleo hasta que todo el material este debidamente homogenizado. Si el mineral es mayor a 3 Kg. este se debe hacer entre 2 personas que sujetan la manta y mover el mineral de una esquina a la otra durante varios minutos. Se apila de forma cónica a través de una pala, haciendo caer cada palada exactamente en la punta del cono, esta operación se repite 2 o 3 veces con el propósito de dar a las partículas una distribución homogénea. Es un requisito muy importante que el mineral este bien homogenizado antes de realizar el cuarteo. Para el cuarteo de mineral de menos de 3 kilos el mineral se debe extender sobre una superficie plana en este caso la mesa ya que es fácil de limpiar. Luego se hace un nuevo roleo y se forma primero un cono para luego formar una torta circular plana(cono truncado) que finalmente se dividirá en 4 partes iguales (es muy importante que se respete la simetría) esto con la regla de cuarteo a lo largo de 2 diagonales perpendiculares entre si. Dos cuartos opuestos se separan como muestra y los otros dos cuartos se rechazan. Este proceso se repite hasta obtener el peso deseado el cual se calculara de acuerdo al tamaño de celda a usar. En caso que el peso del mineral sea difícil de obtener por este método entonces se procederá de la misma forma que el cuarteo común solo que para obtener la muestra representativa se deberá usar un cucharón apropiado para sacar pequeñas porciones de cada una de las cuatro partes iguales que se formo esto hasta obtener el peso deseado. Por ultimo en esta zona se debe guardar la muestra en las bolsas plásticas y rotularlas debidamente, el resto del mineral se devuelve al composito. Es necesario que se obtenga como mínimo 3 muestras del peso requerido para poder hacer las pruebas de flotación. En esta etapa también es muy importante usar los respectivos equipos de protección personal debido a los polvos que se genera al homogenizar el mineral. 

MOLIENDA DEL MINERAL 

OBJETIVOS: moler el mineral a malla #200 (60%), liberación de la partícula valiosa, formar la pulpa. Hallar la curva de moliendabilidad. Acondicionar reactivos de flotación. 

MATERIALES: (1) Molino de bolas (1) Mesa de rodillos (1) Balde de 5 litros (1)Cronometro (1)Probeta de 1lt (1)Pizeta (1)Cocina eléctrica (1)Rodillo de plástico (1)Periódico (1)Brocha (1)Balanza de 250 gr. 

PROCEDIMIENTO: 

En primer lugar se debe de limpiar el molino ya que las impurezas dejadas por las pruebas anteriores pueden dar resultados erróneos, esto se hace echando 200g de arena, 5g de cal y 1/2l de agua y cargando al molino con las bolas se lo hace funcionar por 1 minuto y se lava tanto las bolas como el molino con la pizeta. 

En esta primera parte moleremos el mineral para hallar su curva de moliendabilidad y el tiempo estimado para que el mineral este a 60% malla 200 es por eso que no se hará aun la adición de los reactivos. se procede a moler el mineral, se carga las bolas al molino luego el mineral, el peso del mineral calculado para la celda de flotación es el que se usara también para la molienda (mas adelante se vera los cálculos) se hecha la muestra de mineral al molino y luego el agua (el calculo del agua se hará líneas abajo) para esto se usara la probeta de 1lt, se tapa el molino y se pone a moler. 

Probaremos diversos tiempos de molienda como mínimo 3, como ya sabemos que la granulometría deseada para nuestro mineral esta en aprox. 11-14 minutos nos guiaremos por estos tiempos. 

Recepcionamos el mineral en el balde de 5 litros enjuagando el molino con la pizeta y lavando las bolas para luego cargarlas otra vez al molino. Una vez que ya tenemos nuestra pulpa en el balde le echamos floculante para eliminar la máxima cantidad de agua que se pueda, seguidamente de echa a una bandeja de secado y se hace secar en la cocina eléctrica. 

El tiempo de secado es aproximadamente 30 minutos, una vez seco a este mineral se le deberá pasar rodillo para soltar a las partículas se procede a hacer el cuarteo hasta llegar a 100gr. Estos 100 g se pasan por tamiz #200 se pesa y se calcula el % sólidos en peso que han pasado la malla 200. se hace los apuntes necesarios. 

Una vez hecho esto y hallado el tiempo optimo de molienda se procede a moler el mineral esta vez ya para flotarlo. 

Echamos el mineral al molino asimismo el agua en esta parte a diferencia de la anterior en la que solamente se quería hallar el tiempo de molienda agregaremos ciertos reactivos, primero se agregaran los modificadores, en este caso el modificador del pH es la cal, luego los colectores estos se agregan parcialmente en esta etapa en el acondicionamiento se agregan al 100%, para nuestro caso el complejo sulfato de zn/cianuro que es nuestro depresor también se deberá agregar en esta etapa. 

Se da el tiempo optimo de molienda hallado aprox. 12min el control del es muy importante para esto usaremos el cronometro, demasiado tiempo puede ocasionar una sobremolienda y esto podría ser perjudicial por la formación de lamas. Se recibe el mineral en el balde de 5 litros y se echa a la celda de flotación. 

En esta etapa es importante protegerse bien los oídos debido al ruido alto que origina el molino. 

PREPARACION DE REACTIVOS 

OBJETIVO: preparar los reactivos en las dosis correctas y exactas de tal forma que en el momento de la flotación se agreguen las cantidades calculadas. 

MATERIALES: 

(3)Probetas plástico de 10ml (3) jeringas de 1ml (2) jeringas de 3ml (1) jeringas de 5ml (2) jeringas de 10ml (1) fiola 100ml (3) pomos de plástico (1) balanza de 250gr (3) cucharitas de plásticos (3) embudos pequeños 10g de CUSO4 

7.5g de ZNSO4 2.5g de NA(CN) 30g de cal 10g de Z-6 10ml MIBC 10ml A-242 10ml A-404 10ml A-208 

PROCEDIMIENTO: Lo primero que se debe hacer es rotular las jeringas esto para evitar que por error se mezclen los reactivos y se malogre la prueba. En el caso de los reactivos sólidos (CUSO4, ZNSO4, NACN) se pesan en sobres de papel en la balanza de 250g estos se rotulan para que no haya confusión a la hora de la preparación. Debemos tener especial cuidado con el NaCN ya que este es muy peligroso. Para la preparación de estos reactivos debemos usar los pomos de plásticos para mezclar echamos los reactivos en un pomo diferente cada uno excepto el complejo. En el caso de los reactivos líquidos lo primero que se debe hacer es hallar el peso de una gota de c/u de ellos calibrándolo con la jeringa a usar. Para los aerofloats se debe usar las jeringas de 1 ml ya que estas son las que nos dan gotas más pequeñas, para el MIBC se usara la jeringa de 5ml. 

A continuación se procede a detallar la preparación de cada uno de los reactivos: 

a) ESPUMANTE 

MIBC 

Propiedades Este es el espumante ideal para este tipo de flotación diferencial ya que tiene propiedades de selectividad esto nos permite tener concentrados de alta ley con escaso contenido de pirita e insolubles. 

Preparación Se debe hacer bien el pesaje de c/gota ya que si agregamos demasiado espumante la prueba saldra mal ya que las espumas arrastrarian tanto ganga como material valioso. Este reactivo liquido se agrega puro es por eso que para echar a la celda de flotación lo usaremos en gotas, luego de hacer los cálculos respectivos de la cantidad requerida. Usando la jeringa de 5ml y haciendo los cálculos aprox. se usara de 2-3 gotas. 

b) COLECTORES 

Z-6 (xantato amilico de potasio) 

Propiedades 

Es un reactivo sólido fácilmente soluble en agua tiene un color amarillento y su

presentación es en pellets. 

Este es el colector primario que se usara para la flotación del plomo. Este es un reactivo fuerte pero es el menos selectivo de los xantatos por lo que se le tiene que ayudar con un colector auxiliar. Tiene tendencia a flotar sulfuros de hierro (pirita) es por eso que debemos usar depresores de pirita 

Escogemos este tipo de xantato debido a su fuerte poder colector y debido a que nuestra flotación necesita una acción rápida. 

Este reactivo se debe agregar en la etapa de acondicionamiento cuando el pH de la pulpa ya este regulado en 8-8.5 aprox. ya que tienen tendencia a descomponerse en medios ácidos. Aunque se usa también en circuitos de flotación de acidez moderada no menor a pH 6. Debido a que su acción es rápida no es necesario agregarlo en la etapa de molienda. 

Se debe tener cuidado con el exceso de este reactivo debido a que flota todo tipo de sulfuros, flotaría pirita e insolubles y lo contrario cuando se hecha muy poco se corre el riesgo de obtener poca recuperación y que los sulfuros valiosos pasen al relave. 

Preparación Luego de pesar 10g lo depositaremos en un pomo de plástico le agregaremos 100ml de agua y agitaremos hasta que se disuelva bien, una vez que este bien disuelto y homogenizado echamos a la probeta de plástico de 10ml según sea la cantidad requerida para la flotación. Este colector lo usaremos tanto para la flotación del concentrado bulk plomo plata oro como para el concentrado de Zn. 

A-242 

Propiedades 

Este reactivo lo usaremos como el colector secundario debido a su gran selectividad en contra de los minerales de zinc y también porque permite recuperar la mayor cantidad de plata. Este ditiofosfato tiene características débiles de espumacion y puede ser agregado por etapas en la flotación para promover una mejor selectividad empezando en el acondicionamiento.

Preparación 

Este reactivo se puede usar tanto en forma pura como en solución al 10%. Si la cantidad requerida es demasiado baja entonces se usara en solución y se agregara a la celda con la jeringa de 1 ml es por eso muy importante que se haga los cálculos sabiendo el peso de c/gota de A-242. Normalmente agregamos a la celda una gota de este reactivo en su forma pura. 

A-404 

Propiedades 

Este reactivo lo usaremos como promotor o colector auxiliar solo cuando la galena se encuentre empañada es decir sea difícil de flotar y lo haremos en dosis muy bajas y con mucho cuidado ya que es un gran promotor de minerales zinc. 

Preparación 

Lo usaremos en su forma pura y usando la jeringa de 1 ml para agregarlo a la celda de flotación. Es importante saber el peso de una gota para poder hacer nuestros calcullos de dosis y no cometer el error de echar en exceso. 

A-208 

Propiedades Este reactivo es un excelente colector de oro y plata. Sua ccion es rapida asi que no necesita mucho tiempo de acondicionamiento. Se usa debido a su selectividad contra la pirita y otros sulfuros. 

Preparación Lo podemos usar tanto en su forma pura como en solución al 10%. Usaremos la jeringa de 1ml para agregar a la celda flotación. Es importante que sepamos el peso de una gota para hacer nuestros cálculos. 

c) DEPRESORES 

ZNSO4: 

Propiedades 

Son cristales incoloros solidos muy parecidos físicamente a la sal, este reactivo se prepara en 2 formas. 

La primera es en solución pura de sulfato de Zinc y la segunda es combinada con cianuro formando un complejo. 

Este reactivo se usa como depresor de las partículas de Zn en la flotación del plomo, cuando se usa solo se agrega en una concentración del 5%. Se debe tener cuidado de usarlo en exceso ya que podría actuar deprimiendo los sulfuros de plomo y activando la pirita. 

Preparación 

Se pesa 5g luego se deposita en un pomo de plástico se agrega 100ml de agua se agita hasta que todo el sulfato se disuelva una vez hecho esto se vacía a la probeta de 10ml. 

Na (CN): 

Son cristales de color blanco solidos en forma de pellets este reactivo no se usa en solución pura se debe mezclar con el sulfato de zinc para formar un complejo. 

El motivo por el cual se debe hacer el complejo es que el mineral tiene oro y plata y al agregar el cianuro en solución pura se corre el riesgo de disolución de ambos metales preciosos. 

El cianuro de sodio es fuerte depresor de pirita, arsenopirita y esfalerita pero se debe tener cuidado ya que en exceso puede deprimir los sulfuros de plomo y plata por lo contrario si se agrega muy poco se corre el riesgo de flotar demasiada pirita y ensuciar el concentrado. 

COMPLEJO ZNSO4/NA (CN) 

Propiedades 

El ZnSO4 se agregara para deprimir al Zn y la pirita en la flotación de plomo. El cianuro de sodio se agregara para activar a la galena y deprimir el zinc Se deberá de preparar un complejo de sulfato de Zn con el cianuro de sodio. Preparación 

El complejo deberá ser preparado al 10%, el sulfato de zinc – cianuro de sodio será en una proporción de 3 de sulfato por 1 de cianuro es decir pesaremos 7.5g de sulfato de zinc por 2.5 g de cianuro de sodio esto lo depositaremos en uno de los pomos de plástico agregaremos 100ml de agua y agitaremos hasta que toda la mezcla este disuelta. Luego pasamos a vaciarlo a la probeta de 10ml según la cantidad que hayamos calculado. 

BISULFITO DE SODIO 

Propiedades Este reactivo se usa como depresor de minerales de zinc y hierro, es recomendado en minerales con alto contenido de plata. 

Preparación Se pesara 10g de bisulfito de sodio este se vaciara a al pomo de plástico y se agregara 100ml de agua se debe agitar bien para lograr la disolución total del bisulfito. 

d) ACTIVADOR 

CUSO4 (SULFATO DE COBRE) 

Propiedades 

Este reactivo es de color azul, viene en estado sólido y es soluble en agua, se usa para reactivar los sulfuros de Zn que han sido deprimidos por el sulfato de Zn en el

circuito de flotación de Zn. 

Se debe tener cuidado de no agregar en exceso ya que espesan las espumas y ensucian el concentrado de zinc con pirita. Cuando se echa muy poco no se reactivan completamente los sulfuros de zinc. 

Preparación 

El CUSO4 se deberá preparar al 10%, para esto se depositara en los pomos de plástico y se agregara 100ml de agua. En caso que los reactivos sean limitados se prepara al 1% y se aumenta el volumen de solución a echar en la celda de flotación. 

Debemos agitar bien os pomos para que todo el CUSO4 se disuelva y sea una solución homogénea. Luego debemos pesar la cantidad calculada de solución de CUSO4 (ml) a la probeta de 10ml para de esta echar a la celda. 

e) MODIFICADOR DE pH 

CAL 

Propiedades La cal la usaremos como el modificador de pH. El pH al que trabajaremos será entre 7.5-8.5 es muy importante mantener este pH ya que si sube tendremos un concentrado sucio con mucha pirita. Debido a la gran cantidad de plata que tenemos en nuestro mineral no es recomendable usar la cal como modificador de pH ya que esta puede tener efector depresores sobre la recuperación del oro libre, otro de los riesgos que se corre es la activación de los minerales de zinc. 

Preparación Pesaremos en total 5g en paquetitos de 0.1, 0.2, 0.4, 0.5g. 

CARBONATO DE SODIO (NA2CO3) 

Propiedades 

Empezaremos a usar este modificador de pH para optimizar la recuperación de la plata y oro. 

Preparación 

Pesaremos en total 5g en paquetitos de 0.1, 0.2, 0.4, 0.5g. 

FLOTACION DE MINERALES 

OBJETIVO: recuperación de los metales de interés económico en nuestro caso Pb, Au, Ag, Zn. Obtener dos tipos de concentrados un concentrado bulk de plomo, plata, oro y el concentrado de Zn. Obtener en ambos concentrados la máxima recuperación posible de minerales de interés con la menor cantidad de impurezas (Sb, Bi, As). 

MATERIALES: 

(1)Maquina de flotación tipo denver laboratorio. (1)Celda de flotación de 2lts y 1 lt (1)Pizeta (1)Luna reloj (1)Paleta de plástico para sacar concentrado. (6)Bandejas metálicas (1)Medidor de pH 

PROCEDIMIENTO: 

Volteamos la pulpa que se encuentra en el balde de 5 lts a la celda de flotación agregamos el agua que falta hasta 2 cm. antes del borde de la celda aquí entramos en la etapa de acondicionamiento. 

a) Flotación Pb 

Acondicionamiento: 

En esta etapa adicionaremos todos los reactivos faltantes recordemos que en la etapa de molienda agregamos cierta cantidad de complejo y la cal. El acondicionamiento se hará en la misma de celda de flotación, el tiempo estará entre 4-10 minutos dependiendo del tipo de mineral. 

Encendemos el motor de la celda hacemos que funcione el agitador y que la pulpa se mezcle, en esta etapa no usaremos aire así que tenemos que cerciorarnos que nuestra entrada de aire este cerrada. A partir de aquí empezamos a adicionar los reactivos. 

La adición de reactivo se hará en el siguiente orden: Regulador de pH Activador o depresor Colector Espumante 

Para nuestro caso seria: 1.-cal: luego de agitar la pulpa tomamos el pH, recordemos que ya echamos cal en el circuito de molienda así que aquí se usara un mínimo solo para que nuestra pulpa se mantenga a un pH de 8-8.5. 2.-complejo: en el circuito de molienda también agregamos una parte del complejo ara que se acondicione, el resto lo vaciaremos en esta etapa. 3.- sulfato de zinc: agregaremos el sulfato de zinc según la dosis calculada. 4.- z-6: echamos el xantato en solución. 5.-a-242 6.-a-208 7.-a-404 8.- espumante 

Dejamos que la pulpa termine de acondicionar, debemos tomar nuestro pH hasta el final del acondicionamiento ya que ciertos reactivos podrían bajar nuestro pH. 

Flotación rougher Pb: 

En esta etapa nuestro objetivo principal es la recuperación de concentrado bulk Pb, Ag, Au con una recuperación óptima y un mínimo de impurezas. Abrimos la entrada de aire y veremos que se empiezan a formar la burbujas y espuma esperamos a que se levanten hasta el ras y con nuestra paleta empezamos a retirar las espumas a la bandeja (esta ya debe estar rotulada como “CC rougher Pb”), esto se hace hasta que nuestras espumas estén levantando un concentrado rico en Pb el tiempo aproximado de flotación rougher para nuestro mineral es entre 5 y 8 minutos. Debemos tomar bien el tiempo de flotación con el cronometro ya que estos parámetros son muy importante. Una vez que terminamos cerramos la entrada de aire y empieza el acondicionamiento para la flotación scavenger. 

Flotación scavenger Pb 

Esta es la continuación de nuestra flotación en donde flotamos el resto de plomo que nos queda. Vamos a acondicionar de 2-4 minutos según sea conveniente, agregamos una cantidad de colector y según sea conveniente 1 gota de mibc. Abrimos la entrada de aire y recolectamos las espumas en nuestra bandeja (esta la debemos rotular como “CC SCV Pb”) por un tiempo aproximado de 4-5 minutos. Una vez que veamos que nuestras espumas están pobres o sea blancas cerramos nuestra entrada de aire y empezamos con la flotación del Zn. 

Flotación cleaner pb 

Normalmente en la flotación rougher de pb el concentrado sale sucio ya que una gran cantidad de pirita flota e insolubles flota junto al plomo, para que nuestro concentrado sea limpiado procedemos a hacer una flotación de limpieza, es decir un concentrado del concentrado. En esta etapa nuestro objetivo es deprimir la pirita por tanto en esta etapa acondicionaremos con complejo de sulfato zinc/cianuro de sodio y agregaremos espumante según sea la necesidad. El tiempo que le daremos será entre 4-7 minutos. 

b) Flotación Zn 

Acondicionamiento: 

En esta etapa nuestro objetivo es recuperar el zinc para esto lo primero que debemos hacer es subir nuestro pH a 11-11.5 con la cal. Seguidamente agregamos el sulfato de cobre este será nuestro activado. El colector que se uso para la flotación del plomo no se a consumido en su totalidad así que para esta etapa se usa menos, vaciamos la dosis calculada. Según sea conveniente se puede usar o no el mibc, esto según se cuanto se haya consumido en la flotación del pb. El tiempo de acondicionamiento del zn es relativamente alto debemos dejar actuar a nuestro activador ya que en la primera parte del proceso hemos deprimido al zinc le damos un tiempo de 7-12 minutos. 

Flotación rougher Zn 

Abrimos la llave del aire y esperamos a que se forme la espuma con las burbujas y empezamos a a recolectar las espumas en la bandeja (esta debe estar rotula con “cc rouguer Zn). Flotamos hasta que nuestro concentrado este bien cargado con las partículas valiosas esto según la experiencia es aproximadamente 5-8minutos. Una vez que termina este tiempo procedemos a cerrar la válvula de aire y termina nuestra flotación rouguer zinc. 

Flotación scavenger zn 

Antes de llevar a cabo la flotación acondicionaremos por m3-5 minutos agregando cal ya que es muy probable que se haya consumido en la flotación rouguer , también debemos agregarle sulfato de cobre para volver a activar al zinc así como el colector z-6 para obtener la mayor recuperación posible. El espumante puede o no agregarse dependiendo de la necesidad. Se procede a abrir la válvula de aire y le damos un tiempo de 4-6 minutos hasta que el zn se haya agotado y las espumas estén de color blanco. 

Flotación cleaner zn Para hacer la limpieza del concentrado de zinc lo único que se deberá controlar es el pH recordar que el pH para la flotación de zinc es entre 11-11.35. Le agregamos cal en la medida que se requiera y espumante si es que se a

consumido en la flotación rougher-scv. El tiempo que le daremos será de 3-5minutos. 

SECADO DEL MINERAL OBJETIVO: como en todo proceso de flotación de minerales es necesario que nosotros sepamos cuales son nuestras recuperaciones y nuestras leyes, para esto debemos de hacer analisis quimico a cada concentrado que hayamos obtenido en la prueba d elfotacion, para esto se debe de secar nuestro mineral, es decir eliminar el agua del concentrado. 

Materiales: (1)Cocina eléctrica (1) rodillo de amasar. (1) periódicos (1)Floculante (20)Bolsas de 500g (1)Regla para cuarteo (10)Cucharita de plástico. 

Procedimiento: 

Una vez que terminemos nuestra prueba de flotación y tengamos las bandejas rotuladas según a la etapa que corresponda procedemos a eliminar el agua que se puede vaciar fácilmente, recordemos que para evitar que las lamas o los finos se nos vayan debemos poner detergente en la parte de la bandeja de donde estemos vaciando. 

Una vez que hemos eliminado el agua superficial procedemos a echar el floculante

esto para que nos ayude en la sedimentación. Luego de pone en la cocina eléctrica por mas o menos 30 minutos. 

Una vez que este seco nuestro concentrado lo vaciamos al periódico y le pasamos rodillo hasta que las partículas se suelten luego se cuartea y se separa 20 gramos los cuales pasaremos al laboratorio para su respectivo análisis. 

CALCULOS METALURGICOS Es muy importante en todo momento tener nuestros cálculos metalúrgicos e ir apuntado las variaciones que se puedan dar para poder cambiar los parámetros en nuestros programas. 

A continuación se detallan las formulas usadas para los diferentes cálculos que se deben hacer. 

CALCULO DE PESO DE MINERAL ALIMENTADO AL MOLINO 

GR DE MINERAL = %SOLIDOS X D PULPA X V CELDA 

Según nuestra teoría y experiencia debemos trabajar según los sgtes parámetros: 

%SOLIDOS = 35% D PULPA = 1300 g/lt V CELDA= EN NUESTRAS PRUEBA DE FLOTACIÓN ESTE VOLUMEN VARIARA DE 1LT A 4LTS 

G.E.: 2.9-3.3 CALCULO DEL PESO TOTAL Y CARGA DEL MOLINO CALCULO DEL PESO TOTAL DE BOLAS W= 80 X D2 x L W=PESO TOTAL DE BOLAS (LB) D=DIAMETRO INTERIOR DEL MOLINO EN PIES L=LONGITUD DEL MOLINO EN PIES 

PARA LA CARGA INICIAL DE BOLAS Nº DE BOLAS =PESO TOTAL DE BOLAS (BOLAS DE DIAMETRO X /PESO DE 1 BOLAS X) 

CALCULOS METALURGICOS CUADRO CONSUMO DE REACTIVOS Y BOLAS 

REACTIVOS $/Kg Kg Kg/TM $/TM MIBC SULFATO DE COBRE SULFATO DE ZINC CIANURO D ESODIO XANTATO Z-6 A-208 A-4037 A-404 A-242 CAL

TOTAL MEDIOS DE MOLIENDA BOLAS 2" BOLAS 3" BOLAS 4"

CUADRO DE PLANEAMIENTO OPERACIONAL 

PRODUCCION 1ER DIA 2DO DIA 3ER DIA PROYECTADO EFECTIVO PROYECTADO EFECTIVO PROYECTADO EFECTIVO MINERAL MINA TCS MINERAL MINA TMS LEYES DE MINA PLOMO % ZINC% AG ONZ/TC ONZ/TC AU ONX/TC ONZ/TC AU RELAVE DE MINA ONZ/TC LEYES DE CONCENTRADO PB EN CC PLOMO % AG EN CC PLOMO ONZ/TC AU EN CC PLOMO ONZ/TC ZN EN CC ZINC % AG EN CC ZINC ONZ/TC AU EN CC ZINC ONZ/TC CONCENTRADOS PRODUCIDOS CONC.PLOMO TCS CONC.ZINC TCS FINOS RECUPERADOS FINOS DE CC PLOMO TCF FINOS DE CC ZINC TCF ONZAS DE PLATA FLOT PB OZ ONZAS DE ORO FLOT PB ONZAS DE PLATA FLOT ZN ONZAS DE ORO FLOT ZN OZ RECUPERACIONES RECUPERACION DE PLOMO % RECUPERACION DE ZINC % RECUP PLATA EN FLOT PB % RECUP PLATA EN FLOT ZN % RECUP PLATA EN FLOT PB-ZN % RECUP ORO EN FLOT PB % RECUP EN FLOT ZN % RECUP EN FLOT PB-ZN % VALOR TOTAL DE LA T.M. DE CABEZA VALOR DE PLOMO VALOR DE ZINC VALOR TOTAL PRUEBAS METALURGICAS A)CONDICIONES

MOLIENDA FLOTACION t PB: DOSIS ROUGHER: DOSIS SCV: DOSIS CLEANER MOLIENDABILIDAD Z-6: %SOLIDOS MIBC G.E. ZnSO4 Na(CN) A-208 CAL

TIEMPO

Zn DOSIS ROUGHER: DOSIS SCV: DOSIS CLEANER Z-6: MIBC CuSO4 CAL

TIEMPO

B)BALANCE METALURGICO PRODUCTO LEY CONTENIDOS METALICOS DISTRIBUCION PESO(TMS) Pb Zn Ag(OZ/TM) Au(OZ/TM) PESO Pb Zn Ag(OZ/TM) Au(OZ/TM) %PESO %Pb %Zn %Ag %Au CABEZA CONC Pb MEDIOS Pb CONC Zn MEDIOS Zn RELAVE FINAL CABEZA CALCULADA

OBSERVACIONES:

FORMATOS DE LABORATORIO PAMPAMALI 

BALANCE METALURGICO 

PRODUCTO LEY CONTENIDOS METALICOS DISTRIBUCION PESO(TMS) Pb Zn Ag(OZ/TM) Au(OZ/TM) PESO Pb Zn Ag(OZ/TM) Au(OZ/TM) %PESO %Pb %Zn %Ag %Au CABEZA CONC Pb CONC Zn RELAVE FINAL

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CURSOS Y PROGRAMAS - LIMA   >>  QUÍMICA Y METALURGIAPROCEDIMIENTOS DE LABORATORIO METALÚRGICOEn un laboratorio metalúrgico se ejecutan continuamente prácticas de muestreo, caracterizaciones, determinaciones usuales o procedimientos reconocidos a fin de ser llevados a cabo con certeza y confiabilidad.El curso proporciona las técnicas que permitirán al participante obtener dichas herramientas y destrezas con el objetivo de ejecutar adecuadamente procedimientos en laboratorio metalúrgico .

 Objetivos Analizar las metodologías más importantes de la experimentación en Laboratorio Metalúrgico de Plantas

Concentradoras. Aplicar las técnicas metalúrgicas usuales del muestreo, preparación y flotación de minerales a nivel de

laboratorio. Proporcionar las herramientas básicas en el tratamiento de datos y evaluación de los resultados obtenidos

en las fases de experimentación.

 Temario1. Generalidades. 

Importancia del Laboratorio Metalúrgico. Pruebas metalúrgicas de laboratorio.2. Procedimientos de muestreo. 

Definiciones usuales. El muestreo. Tamaño y técnicas de reducción de la muestra.3. Caracterización y determinaciones usuales. 

Humedad en los minerales.La Gravedad específica. El pH. La densidad de pulpa.El análisis granulométrico. El Work Index. Ejemplos prácticos.

4. Flotación experimental. Procedimiento de pruebas de flotación a nivel de laboratorio. Dosificación y consumo de reactivos. Cinetica de flotación. Balance Metalúrgico.

5. Pruebas de lixiviación : La cianuración. Pruebas de cianuración por agitación y en columna. Procedimientos. Control de cianuro. Consumo de reactivos. Curva extracción vs. tiempo

SEPARACIÓN MAGNÉTICA

Proceso utilizado para concentrar minerales que poseen diferencias en su

susceptibilidad magnética, es decir, que responden en forma diferente ante

la aplicación de un campo magnético.

De acuerdo con su susceptibilidad magnética los minerales pueden ser

clasificados como:

? Paramagnéticos: Son materiales que experimentan magnetización ante la

aplicación de un campo magnético, algunos de ellos son:

iImenita (FeTiO3), Hematita (Fe2O3), Pirrotita (Fe11S12).

? Ferromagnéticos: Son materiales que experimentan alto paramagnetismo

ante la aplicación de un campo magnético, algunos de ellos son el Fe y la

magnetita (Fe3O4).

? Diamagnéticos: son materiales que repelen el campo magnético, algunos

de ellos son el cuarzo (SiO2), Feldespatos (K2O.Al2O3.6SiO2) y dolomitas

(Mg,Ca(CO3)).PRINCIPIO DE LA SEPARACIÓN MAGNÉTICA

La selectividad de la separación magnética está determinada por el

balance de las fuerzas que interactúan sobre cada una de las

partículas a separar, estas son:

? Fuerza magnética

? Fuerza de gravedad

? Fuerza centrífuga

? Fuerzas hidrodinámicas

? Fuerzas interparticulares (de atracción o repulsión)FUERZA MAGNÉTICA

La fuerza magnética que actúa sobre una partícula depende de su

susceptibilidad (K)

De donde,

µ, es la intensidad de magnetización

H, es el campo magnético aplicado

Los minerales paramagnéticos poseen un K alto, mientras que los minerales

diamagnéticos K es bajo o cero.

La fuerza de magnetización que actúa sobre cada partícula puede ser

determinada mediante la siguiente expresión:

H

K

?

?

R

H

Fm

*

32* *

2

?

?

? ?

De donde:

?, es el ángulo entre los dipolos magnéticos

R, es el radio del tamborFUERZA DE GRAVEDAD

Fg

? m * a ? m * g

V

m

? ?

6

*

3

d

V

?

?

? ? g

d

Fg * s f *

6

*

3

? ?

?

? ?FUERZA HIDRODINÁMICA

De acuerdo con la ley de Stokes, la fuerza hidrodinámica puede ser

determinada a partir de la siguiente expresión:

De donde,

V, es la velocidad relativa a la cual se desplaza la partícula en el fluido.

De acuerdo con la interacción de la partícula con cada una de las fuerzas

que experimenta durante el proceso de concentración magnética, se puede

establecer su relación de atrapamiento.

F 3*? * d * v * ?

d

?FUERZA CENTRÍFUGA

En los procesos de separación magnética en seco, llevada a cabo en

tambores rotatorios, una de las fuerzas de desprendimiento más importantes

es la fuerza centrífuga, la cual puede ser determinada mediante la siguiente

expresión:

De donde,

W

2

, es la velocidad angular de una partícula que se desplaza sobre la

superficie de un tambor de radio R

R, es el radio del tambor

Dado que el tamaño de partícula no es un factor determinante de este tipo

de fuerza, que es la más importante para procesos en seco, la selectividad

de estos procesos será independiente del tamaño de partícula a separar

Fc s * v * w * R

2

? ?RELACIÓN DE ATRAPAMIENTO

Si las fuerzas de atrapamiento (Fm,) que experimenta una partícula son

mayores a las fuerzas de desprendimiento (Fg, Fd), el factor de atrapamiento

es mayor a 1 y por lo tanto la partícula será atraída hacia la zona de los

magnéticos o concentrados, mientras que si el factor de atrapamiento es

menor a 1, la partícula será arrastrada hacia la zona de los no magnéticos o

estériles.

Ra>1 la partícula será arrastrada hacia los magnéticos

Ra< 1 la partícula será arrastrada hacia los no magnéticos

Fuerzasde despren iento

Fuaerzasde atrapamiento

Ra

dim

?PROCESOS DE SEPARACIÓN MAGNÉTICA

Dada la influencia de la susceptibilidad magnética en la magnitud de

las fuerzas que interactúan sobre cada una de las partículas a

separar, se han desarrollado dos procesos de separación magnética:

? Separación de baja intensidad

? Separación de alta intensidad

Los cuales a su vez pueden ser llevados a cabo bajo diferentes

condiciones (seco o en húmedo) a alta o baja velocidad, con el fin de

promover la acción de algunos de los tipos de fuerzas, sobre cada

una de las partículas.SEPARACIÓN DE BAJA INTENSIDAD

Este tipo de proceso se utiliza para separar especies ferromagnéticas

o paramagnéticas, de las especies diamagnéticas.

Dado que la fuerza de magnetización que se produce sobre cada una

de las especies magnéticas (ferromagnéticas o paramagnéticas) es

tan alta, se requiere que sobre las partículas actúen fuerzas como las

hidrodinámicas y la fuerza centrífuga, adicional a la fuerza de

gravedad, con el fin de obtener un proceso suficientemente selectivo.

Por tal razón este proceso generalmente se realiza en medio húmedo

y en equipos de tambor rotatorio.

La intensidad de campo magnético (a 5 cm de la superficie del

tambor) generalmente es de 0,05 T. SEPARACIÓN DE BAJA INTENSIDAD

?

Fm

Fg

Fd

Fd

Fc

Fg

Fd

Fd

FcSEPARACIÓN DE ALTA INTENSIDAD

Este proceso generalmente se utiliza para separar especies

paramagnéticas de especies diamagnéticas.

Dado que la fuerza magnética que experimentan las partículas

paramagnéticas generalmente es débil, este proceso suele realizarse

en seco y en equipos no rotativos, con el fin de evitar las fuerzas

hidrodinámicas y la fuerza centrífuga, sin embargo, cuando la especie

magnética experimenta un paramagnetismo alto, el proceso puede

llevarse a cabo en medio húmedo.

La intensidad de campo (a 5 cm de la superficie del tambor)

generalmente es de 2 T.

CONCENTRACIÓN

MAGNÉTICAINTRODUCCIÓN

• La separación magnética de menas de hierro ha sido utilizada por

casi 200 años, empleando para ello, una amplia variedad de

equipos.

• Los separadores magnéticos aprovechan la diferencia en las

propiedades magnéticas de los minerales componentes de las

menas. Todos los materiales se alteran en alguna forma al

colocarlos en un campo magnético, aunque en la mayor parte de

las sustancias, el efecto es demasiado ligero para detectarlo.

• Los materiales se clasifican en dos amplios grupos, según los

atraiga o los repela un magneto : paramagnéticos y diamagnéticos.

• Los diamagnéticos se repelen a lo largo de las líneas de fuerza

magnética, hasta el punto donde la intensidad de campo ya es muy

leve. Las sustancias diamagnéticas no se pueden concentrar

magnéticamente.

• Los paramagnéticos son atraídos a lo largo de las líneas de fuerza

magnética hasta los puntos de mayor intensidad del campo. Los

materiales paramagnéticos se pueden concentrar en los

separadores magnéticos de alta intensidad.MATERIALES PARAMAGNÉTICOS Y

FERROMAGNÉTICOS

• Ejemplo de minerales paramagnéticos que se separan en los

separadores magnéticos comerciales : ilmenita, rutilo, wolframita,

monacita, siderita, pirrotita, cromita, hematita y los minerales de

manganeso.

• Algunos elementos son paramagnéticos en sí mismo, tales como,

Ni, Co, Mn, Cr, Ce, Ti y los minerales del grupo del platino, pero

en la mayoría de los casos las propiedades paramagnéticas de los

minerales se deben a la presencia de hierro en alguna forma

ferromagnética.

• El ferromagnetismo se considera como un caso especial de

paramagnetismo. Los minerales ferromagnéticos tienen muy alta

susceptibilidad magnética para las fuerzas magnéticas y retienen

algún magnetismo cuando se alejan del campo (remanencia). Estos

materiales se pueden concentrar en los separadores magnéticos de

baja intensidad.

• La unidad más comúnmente usada es el Gauss (G).INTENSIDAD MAGNÉTICA REQUERIDA EN LA SEPARACIÓN

MAGNÉTICA DE DIFERENTES MINERALES

Intensidad magnética requerida para la

separación (Gauss)

Mineral

500 – 5.000 Fuertemente magnéticos

Magnetita, franklinita, leucita, sílice,

pirrotita

5.000 – 10.000 Moderadamente magnéticos

Ilmenita, biotita, granate, wolframita

10.000 – 18.000 Débilmente magnéticos

Hematita, columbita, limonita, pirolusita,

rodocrosita, siderita, manganita

18.000 – 23.000 Pobremente magnéticos

Rutilo, rodonita, dolomita, tantalita,

cerusita, epídota, monacita, fergusonita,

zircón, ceragirita, argentita, pirita,

esfalerita, molibdenita, bornita, wilimita,

tetraedrita, scheelitaMAGNETOS DE MANOINTENSIDAD DEL CAMPO MAGNÉTICO

• La fuerza magnetizadora que induce las líneas de fuerza a través de un

material se llama intensidad de campo. La intensidad del campo

magnético se refiere al número de líneas de flujo que pasan a través de

una unidad de área. La capacidad de un magneto para elevar un mineral

particular depende no solamente del valor de la intensidad de campo,

sino también del gradiente de campo, es decir, la velocidad a la cual

aumenta la intensidad de campo hacia la superficie magnética. El

gradiente del campo magnético se asocia a la convergencia del campo

magnético. Donde las líneas de fuerza convergen se induce un alto

gradiente.

• En todos los separadores magnéticos, ya sean de alta o de baja intensidad,

o para trabajar en seco o en húmedo, se deben incorporar ciertos

elementos de diseño. Una partícula magnética que entra al campo no solo

será atraída a las líneas de fuerzas, sino que también migrará a la región

de mayor densidad de flujo, lo cual ocurre al final del punto. Esta es la

base de la separación magnética.CAMPOS DE ALTA INTENSIDAD MAGNETICA

• La introducción de nuevas aleaciones magnéticas, normalmente

incorporando uno o más elementos tierras raras, ha permitido a

los separadores de tambor operar con campos magnéticos mucho

mayores que los normales, posibilitando la aplicación a menas que

contienen minerales levemente magnéticos.

• Configuraciones de magnetos especiales pueden ser utilizados para

dar campos magnéticos de alta intensidad. Los campos de alta

intensidad permiten la remoción de minerales contaminantes

débilmente magnéticos desde concentrados no magnéticos, tales

como, arena vidriosa, talco y caolín.

• En el comercio tenemos avances, por ejemplo : los Magnadrum

(magnetos de tierras raras basados en un elemento magnético muy

fuerte : neodimio-hierro-boro); el separador de tambor con

tierras raras Magforce de la Carpco también construido con

tierras raras son utilizados exitosamente para separar una amplia

variedad de minerales, de 12,5 mm a 0,074 mm.PRINCIPALES USOS DE LA SEPARACIÓN

MAGNÉTICA

• Los principales usos de la separación magnética son: a) eliminación o

separación de fragmentos metálicos y; b) procesos de concentración y

purificación magnética.

• Los separadores magnéticos que eliminan fragmentos metálicos se

utilizan generalmente para proteger equipos, tales como trituradoras,

pulverizadores, etc. Son normalmente aplicados sobre materiales secos o

sobre materiales que contengan solamente humedad superficial. Los

separadores más comúnmente utilizados son: tambores o poleas

magnéticas, electroimanes suspendidos, placas magnéticas, parrillas

magnéticas y detectores de metales.

• En relación a los separadores magnéticos empleados en procesos de

concentración y purificación magnética, generalmente, la concentración

magnética involucra la separación de una gran cantidad de producto

magnético desde la alimentación de características magnéticas, mientras

que la purificación considera la eliminación de pequeñas cantidades de

partículas magnéticas desde una gran cantidad de material de

alimentación no magnético. Los separadores magnéticos y purificadores

se dividen en: a) separadores del tipo húmedo o por vía húmedo y; b)

separadores del tipo seco o por vía seca.TIPOS DE SEPARADORES MAGNÉTICOS

• Los separadores magnéticos pueden ser del tipo electroimanes o

imanes permanentes. Los electroimanes utilizan vueltas de

alambre de cobre o de aluminio alrededor de un núcleo de hierro

dotado de energía con corriente directa. Los imanes permanentes

no requieren de energía exterior, las aleaciones especiales de estos

imanes continúan produciendo un campo magnético a un nivel

constante en forma indefinida después de su carga inicial, a menos

que sean expuestos a influencias desmagnetizadoras.

• En el separador magnético se deben incorporar las medidas

necesarias para regular la intensidad del campo magnético y así

permitir el tratamiento de varios tipos de materiales. Esto se logra

fácilmente en los separadores electromagnéticos variando la

corriente, mientras que en los separadores que utilizan magnetos

permanentes, se puede variar la distancia interpolar.IMANES PERMANENTES

• Configuraciones de magnetos permanentes especiales

pueden ser utilizados para dar campos magnéticos de

alta intensidad.

• Los campos de alta intensidad permiten la remoción de

minerales contaminantes débilmente magnéticos desde

concentrados no magnéticos de arena vidriosa, talco,

caolín, etc.

• Hay una vasta gama de imanes permanentes: ferritas,

tierras raras, Alnicos, entre otros.IMANES PERMANENTES

• Ferritas: Son también conocidos como cerámicos, esta familia fue

anunciada el año 1952. Actualmente los imánes cerámicos son los

que poseen costos menores. Son resistentes a la corrosión, ácidos,

sales lubricantes y gases. La máxima temperatura de trabajo es de

250 ºC.

• Alnicos: Los imanes AlNICo (aleación de aluminio, niquel, cobalto

y hierro) son fabricados a través de un proceso de fundición. Los

primeros imánes fueron desarrollados en 1930. Los imánes

AlNiCo tienen buena resistencia a la corrosión e pueden ser

utilizadso en ambientes con temperatura de hasta 500-550 ºC,

manteniendo a estas temperaturas buena estabilidad.IMANES PERMANENTES

• Sámario-Cobalto (SmCo): Los imánes de Samário-Cobalto

(SmCo) fueron desarrollados en 1960, como resultado de

investigaciones de nuevos materiales magnéticos basados en

aleaciones de Fe, Co, Ni, Tierras Raras. A pesar de las excelentes

propiedades magnéticas y resistencia a la temperatura (hasta 250

ºC), el alto costo puede limitar su s aplicaciones.Poseen razonable

resistencia a la corrosión y no necesitan de revestimientos

particulares. Debido a asu elevada fragilidad deben ser manejados

con cuidado.IMANES PERMANENTES

• Neodímio-Hierro-Boro (NdFeB): Los imánes de Neodímio-HierroBoro, también conocidos como tierras Raras o “Super-Imanes”,

entraron en el mercado en 1980. Es el material magnético más

moderno actualmente. Poseen las mejores propiedades de todos los

imánes existentes y una increible relación inducción/peso. A pesar

de tener una resistencia a la temperatura menor que la del SmCo,

el costo es muy competitivo. Son altamente susceptibles a la

corrosión e deben casi siempre poseer revestimiento. Son

normalmente niquelados, zincados o revestidos con resina epoxi.

La máxima temperatura de trabajo es 180 ªC.SEPARADORES MAGNÉTICOS PARA LA

SEPARACIÓN DE FRAGMENTOS METÁLICOS

• Placas magnéticas: Los fragmentos o piezas metálicas que van por

conductos y canaletas inclinadas (chutes), son eliminados

adhiriéndose en una placa magnética a medida que el materia se

desliza por el canal o conducto. Este equipo debe ser limpiado

periódicamente. Estas placas funcionan en forma electromagnética

o mediante imanes permanentes.

• Poleas: Las poleas son utilizadas en la separación automática de

impurezas ferrosas que contaminan productos transportados por

correas transportadoras u otros sistemas. Debido a la gran

capacidad de atracción, protegen trituradoras, molinos, y otras

máquinas en el tratamiento de minerales, así como a las propias

correas transportadoras. Las poleas son montadas en un cilindro

de acero inoxidable de gran resistencia mecánica, en cuyo interior

se encaja la bobina, en el caso de las poleas electromagnéticas, o el

conjunto de imanes permanentes, en el caso de las poleas

magnéticas. El campo magnético es generado a lo largo de toda la

superficie de la polea. PLACAS MAGNÉTICASPOLEAS MAGNÉTICASSEPARADORES MAGNÉTICOS PARA LA

SEPARACIÓN DE FRAGMENTOS METÁLICOS

• Tambores: A diferencia de las poleas, los tambores son instalados

exteriormente a la correa transportadora. Se aplican para la limpieza

automática de productos transportados por cintas o en caída libre. Igual

que en el caso de las poleas, el campo magnético se puede originar de dos

formas: mediante una bobina electromagnética o a través de un conjunto

de imanes permanentes. Los tambores pueden captar pedazos de hierro

de peso y tamaños considerables. Son los separadores ideales para

materiales finos.

• Separadores suspendidos: Estos equipos separan las impurezas o piezas

ferrosas del material no magnético transportado por correas,

alimentadores vibratorios, etc., sin ninguna necesidad de intervención

manual y sin la interrupción del flujo. Estos separadores son instalados

externamente al transportador (evitando modificaciones al sistema pre

existente) y captan el material ferroso que pasa sobre o bajo el separador.

La limpieza puede ser hecha de dos maneras: manualmente o

automáticamente. Los separadores de limpieza manual requieren, de

tiempo en tiempo, que un operador retire manualmente el material

ferroso a él adherido, mientras que los separadores de limpieza

automática poseen un sistema automático de limpieza. En estos equipos el

campo magnético puede ser generado de dos formas distintas: a través de

una bobina energizada (separadores electromagnéticos) o, a través de

imanes permanentes (separadores magnéticos). TAMBORES MAGNÉTICOSTAMBOR MAGNÉTICOSEPARADORES MAGNÉTICOS SUSPENDIDOSSEPARADORES MAGNÉTICOS PARA LA

SEPARACIÓN DE FRAGMENTOS METÁLICOS

• Parrillas magnéticas: Consiste en una serie de barras magnetizadoras y se

utiliza para eliminar tanto partículas finas de hierro como fragmentos

metálicos. Este equipo debe ser periódicamente limpiado. Las parrillas

magnéticas están disponibles en el mercado con imanes convencionales o

con imanes de tierras raras, estos últimos son de alta intensidad y pueden

extraer del producto, contaminaciones ferrosas finas y débilmente

magnéticas.

• Detectores de metales: En aquellos casos en que los fragmentos metálicos

no responden positivamente a los efectos magnéticos, se utiliza un detector

electrónico de metales para indicar su presencia. Los detectores

magnéticos son a veces utilizados para detectar fragmentos o piezas

metálicas allí donde no puede emplearse o instalarse un adecuado

separador convencional. Se encuentran disponibles en el mercado

detectores con alto nivel de sensibilidad para ser instalados en torno de la

correa transportadora, y detectores con bajo nivel de sensibilidad.SEPARADORES MAGNÉTICOS QUE OPERAN

COMO CONCENTRADORES PURIFICADORES

• Los separadores magnéticos que trabajan como

concentradores y purificadores se dividen en:

• Separadores del tipo húmedo o por vía húmeda.

• Separadores del tipo seco o por vía seca.SEPARADORES MAGNÉTICOS POR VÍA HUMEDA

• Tres tipos de separadores magnéticos por vía húmeda son los más

frecuentemente usados:

• Separadores de tambor con magnetos permanentes y

electromagnéticos.

• Filtros magnéticos.

• Separadores magnéticos de alta intensidad por vía húmeda.SEPARADORES MAGNÉTICOS POR VÍA

HUMEDA

• Los separadores de tambor por vía húmeda son equipos utilizados como

unidades de recuperación en plantas de medios densos, en la

concentración de minerales de hierro ferromagnéticos y, los separadores

de alta intensidad se aplican en la separación de minerales débilmente

magnéticos. Los filtros magnéticos son utilizados para eliminar o separar

partículas ferromagnéticas finas de los líquidos o suspensiones de

líquidos. Los separadores de alta intensidad por vía húmeda son aplicados

para la separación de materiales débilmente magnéticos de los sólidos

contenidos en suspensión líquida.

• Los tambores magnéticos por vía húmeda y los separadores magnéticos

de alta intensidad por vía húmeda están diseñados para la descarga

magnética continua. Los filtros magnéticos acumulan las partes

magnéticas y el elemento filtrante tiene por lo tanto que ser

periódicamente desmontado y limpiado.SEPARADORES DE TAMBOR POR VÍA

HÚMEDA

• En estos separadores se pueden utilizar magnetos permanentes o electromagnetos,

sin embargo la tendencia actual es la substitución de estos últimos por magnetos

permanentes debido a los avances y desarrollos que se han alcanzado con nuevos

materiales (magnetos de tierras raras, por ejemplo).

• En el mercado están disponibles los separadores de baja intensidad y los de alta

intensidad. Las unidades de baja intensidad son fabricados con imanes

permanentes y son recomendados para la separación magnética de minerales

fuertemente magnéticos, como magnetita y martita. Los equipos de alto gradiente

(con tierras raras), son recomendados para la separación magnética de minerales

débilmente magnéticos, contaminantes de menas de casiterita, cobre u otros o;

para la concentración magnética de minerales magnéticos como hematina e

ilmenita.

• Los separadores de tambor están disponibles en el mercado en tamaños con

diámetros de 24” a 48” y con anchos de hasta 120”.

•

• Para atender las diferentes aplicaciones, los separadores de tambor en húmedo se

dividen en tres tipos: concurrentes, contra-rotación y contracorriente.

Básicamente, la mayor diferenciación entre estos tipos de separadores está en el

diseño del estanque y en la dirección del flujo de alimentación en relación a la

rotación del tambor. SEPARADORES DE TAMBOR POR VÍA

HÚMEDA

• Los separadores de tambor son los equipos más comunmente usados.

Consisten, fundamentalmente, de un tambor rotatorio no magnético que

contiene tres a seis magnetos estacionarios de polaridad alternada.

• El campo magnético se puede originar de dos formas: a través de una

bobina electromagnética o a través de un conjunto de imánes

permanentes. Inicialmente estos magnetos eran electromagnetos, pero

ahora frecuentemente son magnetos permanentes, que emplean modernas

aleaciones, que retienen su intensidad por tiempo indefinido.

• La separación se realiza mediante el principio de “levantamiento”. Los

magnetos levantan las partículas magnéticas y las fijan al tambor, las

transportan fuera del campo, dejando la ganga en el compartimiento de

colas. En este tipo de separador se obtienen intensidades de campo de

hasta 7000 G en la superficie de los polos.

• Algunas intensidades magnéticas, en kG, necesarias para extraer algunos

minerales son las siguientes : apatita (14-18); cromita (10-16); ilmenita (8-

16); limonita (16-20); magnetita (mayor a 1); pirrotita (1-4); tantalita (12-

16); magnetita titanifera (0,5-3); turmalina (16-20); wolframita (12-16).CONFIGURACIONES DE LOS MAGNETOSSEPARADOR DE TAMBOR TIPO

CONCURRENTE

• El separador de tambor del tipo concurrente

se caracteriza porque el concentrado se lleva

hacia adelante por el tambor y pasa a través de

una abertura donde se comprime y desagua

antes de dejar el separador.

• Este diseño es más efectivo para producir un

concentrado magnético extremadamente limpio

a partir de materiales relativamente gruesos. Se

usa ampliamente en los sistemas de

recuperación de medios densos.SEPARADOR MAGNÉTICO TIPO CONTRAROTACIÓN

• El separador magnético del tipo contrarotación se caracteriza porque la alimentación

fluye en dirección opuesta a la rotación.

• Este tipo de separador se usa en operaciones

primarias, donde ocasionalmente se deben

manejar variaciones en la alimentación.SEPARADOR DE TAMBOR DEL TIPO

CONTRA CORRIENTE

• El separador de tambor del tipo contra

corriente se caracteriza porque las colas son

forzadas a viajar en dirección opuesta a la

rotación del tambor, y se descargan en el

interior del canal de colas.

• Este tipo de separador esta diseñado para

operaciones terminales sobre material

relativamente fino, de un tamaño menor a 250

micrones.SEPARADORES MAGNÉTICOS DE TAMBOR VÍA HÚMEDA TIPO

CONCURRENTE , CONTRA-ROTACIÓN Y CONTRACORRIENTEFILTROS MAGNÉTICOS

• Los filtros magnéticos incorporan un elemento filtrante

inductivamente magnetizado por un electroimán externo o fuente

permanente. El material a limpiar se hace pasar a través de este

elemento, en el que son recogidas las partes magnéticas.

Periódicamente, el elemento filtrante tiene que ser desmontado y

limpiado, para sacar las partículas magnéticas acumuladas.

• Los filtros magnéticos son equipos que se aplican en el tratamiento

de productos finos, a través de la separación en vía húmeda de

pequeños porcentajes de contaminantes ferrosos débilmente

magnéticos, contenidos en el producto. Operan con matrices de

separación y generan campos magnéticos de alta intensidad (hasta

10.000 Gauss), siendo recomendados para el tratamiento de caolín,

talco, feldespatos, y otros.SEPARADORES MAGNÉTICO DE ALTA

INTENSIDAD EN HÚMEDO: INTRODUCCIÓN

• El desarrollo de los separadores magnéticos de

alta intensidad en húmedo fue uno de los

hechos más importantes del punto de vista

económico, en la historia de la tecnología de la

separación de minerales. La posibilidad de

beneficiar grandes masas de menas débilmente

magnéticas, principalmente menas de hierro,

con alta recuperación, inclusive en las

fracciones ultra-finas (menores que 200

mallas), solo fue alcanzada con el desarrollo de

estos separadores magnéticos continuos en

húmedo.SEPARADORES MAGNÉTICO DE ALTA INTENSIDAD EN

HÚMEDO: ELEMENTOS BÁSICOS DEL SISTEMA

• Los elementos básicos que constituyen un sistema de separación en

húmedo de alta intensidad, son los siguientes:

• Una bobina electromagnética que actúa como fuente de campo

magnético.

• Un anillo circular o disco, que gira en un plano horizontal entre

los polos creados por las bobinas y que contiene elementos que

evitan la dispersión del flujo magnético (matriz magnética),

generando al mismo tiempo condiciones de no homogeneidad de

las líneas de flujo.

• Dispositivo para la alimentación de la pulpa y agua de lavado

(tanto la alimentación como el lavado con agua se pueden hacer en

varios puntos en el mismo rotor).

• “Chutes” o dispositivos colectores para productos magnéticos, no

magnéticos y productos medios, cuando éstos existen. SEPARADOR MAGNÉTICO JONES DE ALTA INTENSIDAD EN

HÚMEDO TIPO CARRUSELSEPARADORES MAGNÉTICO DE ALTA

INTENSIDAD EN HÚMEDO: CARACTERÍSTICAS

• Las partículas magnéticas son retiradas por la matriz,

mientras que las no magnéticas son arrastradas a

través del volumen magnetizado dirigiéndose a los

chutes de colección y descarga. Las partículas

magnéticas, por el giro del rotor, dejan la zona

magnetizada promoviéndose un lavado con agua para

la colección en el chute apropiado.

• Los diferentes separadores existentes en el mercado

utilizan básicamente los mismos elementos

constructivos y el mismo principio de operación.

Difieren, unos de otros, por el número de polos y por el

tipo de matriz ferromagnética que utilizan. SEPARADORES MAGNÉTICO DE ALTA INTENSIDAD EN

HÚMEDO: APLICACIONES PRINCIPALES

• Producción de un concentrado magnético cuando el mineral magnético es el

producto requerido (por ejemplo: hematita, pirrotita, siderita, ilmenita, menas de

cromo, manganeso, tungsteno, cinc, niquel, tantalio/niobio, molibdeno y otros

minerales con características magnéticas).

• Mejoramiento de las leyes por la remoción de impurezas cuando el mineral no

magnético es el producto requerido (por ejemplo: arenas vidriosas, apatita, arcilla,

talco, caolín, feldespato, carbón, barita, grafito, bauxita, casiterita, etc.).

• Preconcentración para un tratamiento adicional por un proceso diferente (por

ejemplo: minerales de uranio, oro, platino, cromo, manganeso, hierro, escorias,

residuos, etc.).

• Recuperación de ilmenita, granate, cromita y monacita dentro de los magnéticos, y

rutilo, leucoxeno, y zircón dentro de las fracciones no magnéticas de los minerales

presentes en arenas.

• Recuperación de finos de menas de hierro incluyendo hematita especular, itabirito,

taconita y limonita.

• Remoción de gangas magnéticas desde casiterita, menas de tungsteno, arenas de

vidrio y una variedad de productos de la industria de minerales.SEPARADORES MAGNÉTICOS POR VÍA SECA: SEPARADORES

MAGNÉTICOS DE BANDA TRANSVERSAL DE ALTA INTENSIDAD

• El separador magnético de banda transversal coge los materiales

magnéticos y los quita de la cinta de alimentación descargándolos en un

lado. La concentración es por elevación directa, y el producto magnético

es limpio y libre de materiales no magnéticos atrapados. La banda

transversal ha sido utilizada para concentrar wolframita, monacita, y

otros productos minerales de valor. Son equipos de baja capacidad.

• Las principales aplicaciones son las siguientes:

• Recuperación de minerales finos no magnéticos (rutilo) desde relaves

magnéticos molidos.

• Concentración de minerales no magnéticos (casiterita) desde minerales

magnéticos.

• Producción de wolframita, tantalita y otros minerales magnéticos de alto

valor unitario.SEPARADOR MAGNÉTICO DE BANDA TRANSVERSAL DE

ALTA INTENSIDADSEPARADORES MAGNÉTICOS POR VÍA SECA: SEPARADORES

MAGNÉTICOS DE RODILLO DE ALTA INTENSIDAD

• El separador de rodillo inducido es usado tanto en operaciones de

purificación como de concentración. Pueden ser aplicados en la

concentración de minerales pesados tales como ilmenita, monacita

y granada a partir de arenas de playa; reducción de óxidos de

hierro en sienitos nefelínicos, dolomita y borax; remoción de

cromita y pirrotita en concentrados diamantíferos o en

concentración misma de cromita, wolframita, titanio, rutilo y

manganeso.

• Los separadores de rodillo inducido son fabricados con varias

combinaciones de rodillos de tal forma que los no magnéticos van

siendo retratados en etapas sucesivas. En estos separadores el

material tratado debe estar seco para tener un flujo uniforme y

debe encontrarse en el rango de granulométrico de 8 a 150 mallas

para alcanzar buenos resultados. Los mejores resultados son

obtenidos utilizando rangos granulométricos estrechos.SEPARADORES MAGNÉTICOS POR VÍA SECA: SEPARADORES

MAGNÉTICOS DE RODILLO DE ALTA INTENSIDAD

• Algunas aplicaciones de los separadores de rodillo inducido serían las

siguientes:

• Remoción de ilmenita desde concentrados de rutilo.

• Limpieza magnética final del zircón.

• Remoción de contaminaciones de hierro desde arenas vidriosas y

minerales de hierro desde productos industriales.

• El separador magnético de rodillos de tierras raras (RE-Roll) de la

INBRÄS-ERIEZ, construido con imanes de tierras raras, de alta

intensidad y de elevado gradiente, se fabrica con rodillos de 5” hasta 60”

de ancho y en diámetros de 3” o 4”, lanzándose más recientemente la

versión con rodillo de 12” de diámetro. Estos separadores se encuentran

disponibles con 1, 2 o 3 rodillos, posicionados en cascada en el mismo

equipamiento y son recomendados para la separación o concentración

magnética en vía seca, de minerales débilmente magnéticos.

• También está disponible en el mercado el separador magnético de rodillos

de alta intensidad, Magnaroll 2000, que ofrece la Australian Magnetic

Solutions en cooperación con la Magnapower Ltd., y que es fabricado con

magnetos permanentes de tierras.ESQUEMA DE UN SEPARADOR MAGNÉTICO DE RODILLO INDUCIDO EN SECO DE TRES ETAPASSEPARADOR MAGNÉTICO DE RODILLO DE ALTA INTENSIDAD EN SECO, MAGNAROLLSEPARADORES MAGNÉTICOS POR VÍA SECA: SEPARADORES

MAGNÉTICOS DE TAMBOR DE BAJA INTENSIDAD

• Para la concentración de menas de hierro magnetíticos,

purificación de escorias finamente molidas, arenas de

fundición y materiales en la industria del cemento,

están disponibles los separadores de tambor de alta

velocidad y baja intensidad para beneficiamiento en

seco.

• Estos separadores utilizan además de la fuerza

magnética y de la fuerza de gravedad, el efecto de

centrifugación en la obtención de una mejor

separación. Emplean una velocidad periférica de 90 a

450 m/min y tienen una capacidad de 15 a 50 ton/h por

metro de ancho del tambor.SEPARADORES MAGNÉTICOS POR VÍA SECA: SEPARADORES

MAGNÉTICOS DE TAMBOR DE MEDIANA Y ALTA INTENSIDAD

• Recientemente, separadores de tambor de alta intensidad con

magnetos permanentes de tierras raras para operaciones en vía

seca están disponibles en el mercado. La INBRÁS-ERIZ ofrece

unidades de potencia media de diámetro 12” y en unidades de alta

potencia de 15” a 20”. Este separador se aplica en la separación o

en la concentración de minerales medianamente magnéticos

(unidades de diámetro 12”) o de minerales débilmente magnéticos

(unidades de 15” y 24” de diámetro).

• Separadores magnéticos de tambor de mediana y alta intensidad

para operar en seco son fabricados por Eriez Magnetics,

International Process Systems Inc., KHD Humbold Wedag AG,

Elektromag, entre otras empresas. APLICACIONES GENERALES DE LOS SEPARADORES

MAGNÉTICOS QUE UTILIZAN MAGNETOS PERMANENTES

DE TIERRAS RARAS

• Los separadores magnéticos con magnetos permanentes de tierras raras

incorporan recientes avances en la tecnología de magnetos, usando

magnetos permanentes de aleaciones de tierras raras de alta calidad.

• Las aplicaciones más importantes de los separadores magnéticos de

rodillo con magnetos de tierras raras y separadores magnéticos de tambor

con magnetos de tierras raras serían las siguientes:

• Producción de concentrado de ilmenita basada en las razones

TiO2/Fe2O3.

• Mejoramiento de las leyes de estaurolita y granate dentro de los

magnéticos y producción de zircón dentro de los no magnéticos.

• Producción de arenas vidriosas.

• Eliminación de impurezas magnéticas desde concentrados de gemas

preciosas.

• Reducción de contaminante de hierro desde acopios de alimentación

granular.

• Aplicaciones en procesos de reciclaje, procesamiento de alimentos,

industria farmaceutica e industria de abrasivos.PLANTA DE PELLETS DE CMP

•SEPARADORES MAGNÉTICOS

DE LABORATORIOSEPARADOR MAGNÉTICO TIPO FRANTZSEPARADOR MAGNÉTICO DE LABORATORIOSEPARADOR MAGNÉTICO CARPCO DE LABORATO

CONCENTRACIÓN POR FLOTACIÓNEl proceso de flotación se puede definir como: “Método de concentración,consiste en la separación selectiva de especies minerales de acuerdo consus propiedades superficiales de adhesión a burbujas de aire”. Es el procesomás empleado para el tratamiento de minerales que contienen sulfurosmetálicos.La flotación es un proceso basado en las propiedades físico-químicosuperficial de afinidad o rechazo por el agua que tienen los materiales quese desean separar. 

Fig.11En el proceso de flotación participan e interactúan tres fases, tal como sepresenta en la figura:23

 Fig. 122.1.1. PRINCIPIOS DE LA FLOTACIÓNEl proceso de f lo tac ión se basa en las prop iedades h idro f í l i cas ehidrofóbicas de los minerales. Se trata fundamentalmente de un fenómenode comportamiento de sólidos frente al agua.Los meta les nat ivos , su l furos o espec ies como e l gra f i to , carbónb i t u m i n o s o ,   t a l c o   y   o t r o s   s o n   p o c o   m o j a b l e s   p o r  e l   a g u a   y   s e   l l a m a n minerales hoidrofóbicos. Por otra parte, los sulfatos, carbonatos, fosfatos,etc. Son hidrofílicos o sea mojables por el agua.Fig.13 Propiedad hidrofílica e hidrofóbica de los minerales2.1.2. TIPOS DE FLOTACIÓNLos tipos de flotación en orden cronológico son:24

 a) FLOTACIÓN NO SELECTIVA DE ACEITE (BULK OIL FLOTATION)Esta técnica desarrollada en 1860, consistía en mezclar la mena molida conace i te y poster io rmente con agua, de ta l manera que las par t ícu las de lmineral sulfuroso, por sus propiedades superficiales hidrófobas, quedabanretenidas en la fase aceitosa y aquellas partículas que se mojaban en elagua se quedaban en la fase acuosa, de modo que al final del proceso,flotaba una capa de aceite sobre la pulpa, la cual contenía las partículas demineral sulfuroso que eran separados por decantación y se separaba delaceite por filtración.b) FLOTACIÓN DE PELÍCULA (FILM OR SKIN FLOTATION)En esta técnica, el mineral finamente molido era esparcido cuidadosamentesobre la superficie libre del agua, de modo que las partículas de sulfuro, quese  caracter i zan  por   tener  prop iedades  h idró fobas ,  sobrenadaban  en   lasuperficie del agua, formando una delgada película que era removida por medio de algún mecanismo; en cambio la ganga se mojaba y sedimentabaen el fondo del recipiente de agua. Las dos técnicas anotadas anteriormenteno tuvieron éxito en su aplicación en la industria por lo que en la actualidadya no se las usa.c) FLOTACIÓN DE ESPUMACon la flotación de espuma la separación se la realiza gracias a laadhesión selectiva de partículas hidrófobas a pequeñas burbujas de gas(aire) que son inyectadas al interior de la pulpa. El conjunto partícula-burbujaasciende a la superficie formando una espuma mineralizada, la cual esremovida por medio de paletas giratorias o simplemente por rebalse. Laspropiedades superficiales de las partículas y las características del mediopueden ser reguladas con ayuda de reactivos.d) FLOTACIÓN DE IONESCon ayuda de reactivos de flotación se precipitan los iones y luegoéstos son flotados como en el caso de la flotación de espuma.REACTIVOS USADOS EN LA FLOTACIÓNLos reactivos o agentes de flotación se clasifican en:a)Espumantes; tiene como propósito la creación de una espuma capazde mantener las burbujas cargadas de mineral hasta su extracción dela máquina de flotación (celdas).25b) FLOTACIÓN DE PELÍCULA (FILM OR SKIN FLOTATION)En esta técnica, el mineral finamente molido era esparcido cuidadosamentesobre la superficie libre del agua, de modo que las partículas de sulfuro, quese  caracter i zan  por   tener  prop iedades  h idró fobas ,  sobrenadaban  en   lasuperficie del agua, formando una delgada película que era removida por medio de algún mecanismo; en cambio la ganga se mojaba y sedimentabaen el fondo del recipiente de agua. Las dos técnicas anotadas anteriormenteno tuvieron éxito en su aplicación en la industria por lo que en la actualidadya no se las usa.c) FLOTACIÓN DE ESPUMACon la flotación de espuma la separación se la realiza gracias a laadhesión selectiva de partículas hidrófobas a pequeñas burbujas de gas(aire) que son inyectadas al interior de la pulpa. El conjunto partícula-burbujaasciende a la superficie formando una espuma mineralizada, la cual esremovida por medio de paletas giratorias o

simplemente por rebalse. Laspropiedades superficiales de las partículas y las características del mediopueden ser reguladas con ayuda de reactivos.d) FLOTACIÓN DE IONESCon ayuda de reactivos de flotación se precipitan los iones y luegoéstos son flotados como en el caso de la flotación de espuma.REACTIVOS USADOS EN LA FLOTACIÓNLos reactivos o agentes de flotación se clasifican en:a)Espumantes; tiene como propósito la creación de una espuma capazde mantener las burbujas cargadas de mineral hasta su extracción dela máquina de flotación (celdas).Colectores;es  e l   react ivo   fundamenta l  de l  proceso  de   f lo tac iónpuesto  que  produce   la  pe l í cu la  h idro fób ica  sobre   la  par t ícu la  de lmineral.Fig.14c)Modificadores; actúan como depresores, activadores, reguladores depH, dispersores, etc. Facilitando la acción del colector para flotar elmineral de valor, evitando su acción a todos los otros minerales comoes la ganga2.2.- CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICALos métodos de separación gravimétrica se usan para tratar una granvar iedad de minera les , que var ían desde los su l furos pesados como laga lena   (peso  espec í f i co  7 ,5)  hasta  e l   carbón   (p .e .  1 ,3) ,  y  tamaños  departículas en algunos casos por debajo de 50 m. Este método declinó enimportancia en la primera mitad del siglo pasado debido al desarrollo de losprocesos de flotación, los cuales posibilitaron la concentración selectiva decomplejos de baja ley, tal el caso de minerales como los de Bolívar, Porco,etc.S i n   e m b a r g o ,   é s t e   s e   m a n t u v o   c o m o   e l  p r i n c i p a l   m é t o d o   d e concentración de minerales de hierro, tungsteno y estaño. Aunque se handesarrollado técnicas de flotación para la casiterita en las últimas décadas.Con la cual alrededor del 85 % del estaño en el mundo se lo produce por medios gravimétricos. Los métodos gravimétricos son preferidos, pues loscostos de operación son menores.Los minerales que pueden ser liberados en tamaños sobre el rangonormal requerido para la flotación pueden ser concentrados en forma máseconómica por métodos gravimétricos.Los métodos gravimétricosse pueden dividir en los siguientes tipos:2.2.1 MÉTODOS DE CONCENTRACIÓN EN MEDIO DENSO:en estosmétodos el medio en el cual se produce la separación tiene una densidadintermedia con respecto a las densidades de las especies que se quierenseparar . Ex is ten dos t ipos de separadores en medio densos : es tát ico y dinámico.•Los medios densos usados son : líquidos orgánicos, solución de sales enagua, suspensiones de sólidos de granulometría fina en agua.•La separación en medio denso se divide en dos métodos básicos deseparación:Estáticos yDinámicos.272.2.2.  MÉTODOS DE CONCENTRACIÓN EN CORRIENTES:enestos métodos la densidad del medio es inferior a las densidades de lasespecies que se quieren separar. Existen diferentes tipos de separación

encorrientes : corrientes verticales; corrientes longitudinales (escurrimientolaminar y escurrimiento en canaletas); corrientes oscilatorias; y corrientescentrífugas.Fig.1628.3.- CONCENTRACION MAGNETICAE s   u n   t i p o   p r o c e s o   u t i l i z a d o   p a r a   c o n c e n t r a r   m i n e r a l e s  q u e   p o s e e n diferencias en su susceptibilidad magnética, es decir, que responden enforma diferente ante la aplicación de un campo magnético.De acuerdo con su susceptibilidad magnética los minerales pueden ser clasificados como:1.-Paramagnéticos: Son materiales que experimentan magnetización ante laaplicación de un campo magnético, algunos de ellos son: iImenita (FeTiO3),H e m a t i t a   ( F e 2 O 3 ) ,   P i r r o t i t a (Fe11S12).2.-Ferromagnéticos: Son materialesq u e  e x p e r i m e n t a n   a l t o paramagnetismo ante la aplicaciónde un  campo magnét ico ,  a lgunosd e e l l o s s o n e l F e y l a m a g n e t i t a (Fe3O4).3.-Diamagnéticos: son materialesque   repe len  e l   campo magnét ico ,a l g u n o s   d e   e l l o s   s o n   e l   c u a r z o (SiO2), Feldespatos (K2O.Al2O3.6SiO2) y dolomitas (Mg,Ca(CO3)).2.3.1. PRINCIPIO DE LA SEPARACIÓN MAGNÉTICALa selectividad de la separación magnética está determinada por elbalance de las fuerzas que interactúan sobre cada una de laspartículas a separar, estas son:1.-Fuerza magnética2.-Fuerza de gravedad3.-Fuerza centrífuga4.-Fuerzas hidrodinámicas5.-Fuerzas interparticulares (de atracción o repulsión)El Principio de proceso de la concentración magnética es retenert o d o s   l o s   o b j e t o s   q u e   n o   s e   p u e d e n  c o n c e n t r a r   p o r q u e   s o n problemas para el conjunto de operaciones unitaria en una plantac o n c e n t r a d o r a   l a   c u a l   i n f l u y e   q u e   e l  m i n e r a l   d e   m i n a   e s t e compuesto de minerales y objetos como barreno de hierro clavospartícula metálicas que tengan estructuras solidas la cual no sondables para la concentración de cuyas composiciones por lo que sepresentan en forma solida y compacta.2.3.2. PROCESOS DE SEPARACIÓN MAGNÉTICADada la influencia de la susceptibilidad magnética en la magnitudde las fuerzas que interactúan sobre cada una de las partículas aseparar, se han desarrollado dos procesos de separaciónmagnética:1.-Separación de baja intensidad2.-Separación de alta intensidadLos cuales a su vez pueden ser llevados a cabo bajo diferentescondiciones(Seco o en húmedo) a alta o baja velocidad, con el fin de promoverla acción de algunos de los tipos de fuerzas, sobre cada una de laspartículas.a) SEPARACIÓN DE BAJA INTENSIDADE s t e   t i p o   d e   p r o c e s o   s e   u t i l i z a   p a r a  s e p a r a r   e s p e c i e s ferromagnéticas o paramagnéticas,de las especies diamagnéticas. Dadoque la fuerza de magnetización ques e p r o d u c e s o b r e c a d a u n a d e l a s e s p e c i e s  m a g n é t i c a s (ferromagnéticas o paramagnéticas)e s t a n a l t a , s e r e q u i e r e q u e s o b r e las par t ícu las actúen fuerzas comol a s   h i d r o d i n á m i c a s   y   l a   f u e r z a centr í fuga ,

ad ic iona l a la fuerza degravedad, con e l f in de obtener unproceso suficientemente selectivo.Por tal razón este procesogeneralmente se realiza en mediohúmedo y en equipos de tambor rotatorio. La intensidad de campomagnético (a 5 cm de la superficie del tambor) generalmente es de0,05 T.b) SEPARACIÓN DE ALTA INTENSIDADE s t e   p r o c e s o   g e n e r a l m e n t e   s e   u t i l i z a   p a r a   s e p a r a r  e s p e c i e s paramagnét icas de espec ies d iamagnét icas . Dado que la fuerzam a g n é t i c a   q u e   e x p e r i m e n t a n   l a s   p a r t í c u l a s  p a r a m a g n é t i c a s generalmente es débil, este proceso suele realizarse en seco y enequipos no rotativos, con el fin de evitar las fuerzas hidrodinámicasy la fuerza centrífuga, sin embargo, cuando la especie magnéticaexperimenta un paramagnetismo alto, el proceso puede llevarse ac a b o e n m e d i o h ú m e d o . L a i n t e n s i d a d d e c a m p o ( a 5 c m d e l a superficie del tambor) generalmente es de 2 T.

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Extracción tecnificada de oro con cianuro

Enviado por Rafael Bolivar Grimaldos

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1. Cianuración por percolación o lixiviación en pilas 2. Cianuración con agitación 3. Precipitación del oro con zinc 4. Precipitación de oro con carbón activado 5. Impactos ambientales en la extracción de oro 6. Fuentes

Cianuración por percolación o lixiviación en pilas

Generalidades. La cianuración en pilas se aplica a las menas de oro y plata de alta ley explotadas en bajo volumen por la pequeña minería, o a grandes depósitos de oro de baja ley, explotados por la gran minería debido a sus altos costos de capital y operación.

La cianuración en pilas consiste en la percolación con una solución diluida de cianuro, o sea, en el paso lento de la solución a través del material poroso de la pila. La pila puede ser de mena aurífera triturada, o molida y aglomerada, dispuesta sobre una superficie impermeable que permite colectar la solución de cianuro de oro resultante. Sobre la pila se rocía la solución de cianuro diluida, que percola y disuelve los metales preciosos finamente diseminados en el material de la pila.

La solución enriquecida de oro y plata llega al piso impermeable, dispuesto en forma ligeramente inclinada, para que fluya hacia una pileta dealmacenamiento. Esta pileta alimenta con solución el circuito que precipita oro y plata a partir de los cianuros.

La flexibilidad operativa de la lixiviación por percolación permite tratamientos que pueden durar semanas, meses y hasta años, dependiendo de los tamaños de la mena y de la pila con que se esté trabajando.

Laboratorio de análisis químico.

Ensayos iniciales de laboratorio. Antes de poner en marcha el proceso de cianuración, es conveniente determinar en el laboratorio los valoresóptimos de las variables, que conducen a un tratamiento económico y eficiente de la mena molida.

Consumo de cianuro por tonelada de mineral tratado.

Consumo de cal por tonelada de mineral tratado.

Optimo grado de molienda.

Tiempo de contacto, ya sea en la lixiviación por agitación como en la lixiviación por percolación.

Concentración más conveniente del cianuro en la solución.

Dilución más adecuada de la pulpa.

Decisión. La decisión a favor de la lixiviación en pilas puede tomarse luego de evaluar las siguientes relaciones: Grado de trituración versus Percolabilidad. Consumo de reactivo versus Recuperación de oro. Consumo de reactivos versus Concentración de reactivos.

Filtrado de la solución. Dependiendo de la altura de la pila la solución lixiviada demora de 3 a 5 días en aparecer en la base de la pila.

Con la filtración de la solución lixiviada de la pila, se debe lograr una solución rica en oro, transparente y con un contenido de sólidos en suspensión menor a 2 partes por millón (ppm).

 El filtro de más bajo costo es el de arena, que se arma con un lecho de 0.20 metros de espesor y 0.25 metros cuadrados de área por metro cúbico de solución rica.

Requerimientos de agua. El agua agregada para mojar la pila debe estar entre (0.05 a 0.08 m3/ton). El consumo de agua para lavar la pila después de la lixiviación y para compensar las pérdidas por evaporación, no debe sobrepasar los 1.5 m3/ton. En este caso no está incluida el agua de la solución estéril en los tanques de precipitación.

  Menas no aptas. Algunas menas de oro no son aptas para el tratamiento por cianuración en pilas. Entre ellas las que contienen agentes cianicidas, o sea, que consumen cianuro adicional al necesario para disolver el oro y la plata, como los sulfuros parcialmente oxidados de As, Sb, Zn, Fe y Cu. También las que contienen material carbonaceo o pizarroso, porque adsorbe los metales preciosos de la solución, y sustancias orgánicas que quitanoxígeno a las soluciones. El oxígeno es un elemento vital para que ocurra la reacción de disolución del oro por el cianuro. Además son menas no aptas, aquellas en que el oro y la plata están en partículas de tamaños gruesos, ya que demoran demasiado tiempo en disolverse.

En la cianuración en pilas, las menas finas no porosas y por tanto no permeables a la solución, requieren aglomeración.

  Análisis previos. Para determinar cuándo la cianuración es un proceso adecuado para una mena aurífera, se debe realizar los siguientes análisis: Examen mineralógico. Pruebas de cianuración con el objeto de determinar grado de extracción y consumo de reactivos NaCN y CaO. Prueba de percolación en columnas con la mena triturada a varias granulometrías hasta -3/8. La anterior prueba para determinar el tamaño de la mena triturada, con que los metales preciosos son lixiviables con un consumo económico de reactivos. Simultáneamente puede hacerse una prueba de

adsorción de oro con carbón activado, para determinar si el carbón activado es conveniente para separar el oro de la solución de cianuro.

En algunos casos es necesario hacer pruebas piloto con pilas a diversos tamaños, y teniendo el cuidado de que la relación de superficie a volumen de la pila, no falsee la cantidad de ingreso de oxigeno. 

 Ventajas. Con respecto a la lixiviación con agitación, la lixiviación en pila ofrece las siguientes ventajas: Es una operación simple. En menas de alta ley no requiere molienda, solo trituración de la mena. Bajos consumos energéticos y de agua. Posibilita procesar minerales marginales.

 Costos. Con respecto a una planta de lixiviación por agitación y decantación Merril-Crowe, los costos de las instalaciones de una planta de lixiviación por pila son menores en un 20 y 30%. Los costos de operación son menores en un 30 y 65%.

 En el estado de Nevada los costos para operaciones que van de 600 a 6000 TC/día varían de $ 1.70 a 5.32 US$ por tonelada procesada.

 En una planta en Nuevo México para una producción de 34 000 TC, el costo total incluyendo labores mineras y trituración a -1/4" fue de 10.41 US $/TC.

En Carlin Gold Mining Co. para una producción de 9000 TC mensuales, el costo es de $ 2.54/TC.

 El U.S. Bureau of Mines, en diciembre 1968, estimó el costo de lixiviación y recuperación de los valores en metales preciosos con carbón activado, para menas no trituradas en pilas de 500 000 TC, en 1.80 US $/TC.  

Sin incluir los costos de labores mineras, la estimación abarcó: construcción del piso asfaltado, cargue y lixiviación del mineral, adsorción y desorción de oro, y regeneración del carbón activado en un valor bastante superior, alrededor US$ 6.00/TC para una operación de 30 000 TC, donde el mineral es previamente triturado y aglomerado con cal o cemento.

En base a las operaciones comunes en pequeña minería de 100 toneladas por día, se presenta una estimación de costos. La operación supone triturado del mineral a 1/2", aglomeración con cemento, lixiviación durante

20 días, carga y descarga de la pila, 5 kg de cemento y 1 kg. de NaCN por tonelada.

Características. –En 30 - 60 días se puede llegar al 60 - 80% de extracción por lixiviación del oro total. En la segunda semana de tratamiento se logra extraer el 50% del oro residual.

 – El consumo de agua es pequeño, fluctúa alrededor de 1.5 metros cúbicos por tonelada de mena en la pila.

 – La energía se gasta fundamentalmente en la trituración y está en función del tamaño del triturado requerido.

 – Los metales se disuelven en el cianuro en el siguiente orden: mercurio, oro, cobre, plata.

 – Los metales disueltos en el cianuro se adhieren al carbón activado en el siguiente orden: mercurio, oro, plata.

 – Cuando se trata de pequeñas minas, se pueden usar plantas portátiles, las cuales pueden ser trasladadas a otros lugares.

 – La cianuración en pilas permite explotar numerosos yacimientos mineros con inversiones bajas, recursos económicos escasos, y pronta liquidez.

 – La lixiviación en pila, seguida de adsorción de oro en carbón activado, desorción y electro recuperación de oro es más apropiada para menas que sólo tienen oro o mayor proporción de oro, que de plata.

 – Cuando las menas tienen mayor contenido de plata y poco oro, se recomienda precipitar la plata con Na2S, o precipitar ambos elementos con polvo de zinc, por ejemplo con el equipo de Merril-Crowe, o adsorber el oro con carbón activado.

 –  Los costos de operación de una pila de cianuración fluctúan entre 2 y 10 US$ por tonelada y permiten beneficiar menas hasta con un gramo de oro por tonelada.

Cianuración con agitación

Características de las menas. Los contenidos de oro en las menas que se someten a trituración y molienda para la cianuración por agitación deben ser superiores a un gramo de oro por tonelada.

Molienda. En el proceso de lixiviación con agitación, la mena es triturada y molida hasta convertirla en polvo de tamaños menores a los 105 micrones (0,105 mm). La mena en polvo se transporta por cinta a una serie de tanques de lixiviación.

Cianuración. Las menas molidas se agitan con soluciones de cianuro de sodio desde 6 hasta 72 horas. La solución cianurada se usa en concentraciones de 200 a 800 partes por millón (ppm). La concentración de una solución de cianuro rica, varía de 0.5 a 15 gramos de oro por metro cúbico de solución.

Esta agitación se hace mecánicamente, y con inyección de aire, para lograr un mayor contacto entre reactivos. Esto mejora el rendimiento de la de lixiviación. El cianuro disuelve el oro de la mena en forma de un complejo estable de oro y cianuro.

La velocidad de disolución del oro nativo depende de tres factores importantes: tamaño de la partícula, grado de liberación del oro de la mena y contenido de plata.

Reactor de cianuración para concentrados ricos en oro

Neutralización de cianicidas. La mena molida puede necesitar una preparación previa, como la oxidación, para oxidar los sulfuros cianicidas antes de agregar el cianuro. Así se neutralizan las especies consumidoras de cianuro que se encuentran en la mena en polvo.

Alcalinización de la solución. El pH de la mezcla, polvo - agua se aumenta hasta 10-11 con cal, en el circuito de lixiviación, para neutralizar los componentes ácidos de la mena, y así cuando se agregue el cianuro, no se gaste en la formación de cianuro de hidrógeno gaseoso y tóxico, sino solamente en la disolución del oro.

Precipitación del oro con zinc

Las sustancias con que se precipitan los metales nobles a partir de las soluciones cianuradas diluidas pueden ser: zinc o carbón activado.

Proceso Merrill-Crowe. Es un proceso de recuperación del oro que se encuentra disuelto en la solución rica, mediante en cuatro etapas:

Primera etapa de clarificación, para eliminar cualquier partícula sólida que se encuentre suspendida en la solución. Se filtra la solución percolada y rica en oro que proviene de las pilas de lixiviación.

Segunda etapa de desoxigenación, de la solución mediante el uso de bombas de vacío.

Tercera etapa de precipitación del oro, que se encuentra en solución con polvo de zinc. La solución de cianuros de oro y plata, libre de sólidos finos y de oxígeno, se bombea a tanques herméticamente cerrados en donde se le adiciona zinc en polvo y acetato de plomo para la precipitación y sedimentación del oro y la plata.

El oro disuelto en la solución como cianuro de oro, se precipita con zinc. Para ello se venden unidades como las Merril-Crowe, que entregan dosproductos, un precipitado de oro y plata con impurezas de Zn, Pb, Hg, y Cu, y una solución estéril, de cianuro de zinc, que se trata y se recicla al proceso. El precipitado de oro se funde a lingotes de oro.

Reacción de precipitación:

El oro y la plata son remplazados por el zinc, en el ion cianuro, mientras OH del agua se une con el sodio.

La adición de acetato de plomo hace más eficiente la reacción anterior

En la práctica, se adiciona un exceso de Zn por encima de la demanda teórica, debido a que el álcali libre OH en la solución, tienden a disolver Zn.

Cuarta etapa de filtrado de la solución, para recuperar el concentrado rico en oro. Todas las partículas de oro y las del polvo de zinc en exceso se recuperan mediante el filtrado.

Quinta etapa de recirculación, de la solución estéril al proceso. La solución se filtra, se le ajusta composición en cianuro y se recircula.

Fundición del oro precipitado

El precipitado de oro, plata, cobre y zinc se funde para obtener lingotes de oro, que contienen entre 70% y 90% de oro.

Estos lingotes pasan a una etapa de refinación para obtener el oro 24 kilates.

Las escorias obtenidas contienen metales pesados y se descargan habitualmente, como colas, en las pilas de desechos.

Precipitación de oro con carbón activado

El carbón activado, se agrega directamente a los tanques durante, o después del proceso de lixiviación. O la solución de cianuro de oro lixiviada se impulsa a través de columnas de carbón activado.

En este proceso, las partículas de la mena deben ser menores a 100 mm, mientras que las partículas de carbón activado deben tener un tamaño mayor a 500 mm. Este proceso suele ser más usado en explotaciones pequeñas y con bajo contenido de plata.

Las soluciones que provienen de las pilas de lixiviación, o de los tanques de agitación, se hacen pasar por 5 o 6 columnas, que contienen carbón activado. Las columnas son periódicamente rotadas para tener un mayor aprovechamiento de la capacidad de adsorción del carbón.

Las soluciones de cianuro de oro se alimentan a las columnas en contracorriente para que mantengan las partículas de carbón en suspensión, evitando que el lecho se compacte.

La cantidad de oro que puede adsorber el carbón activado depende de la cantidad de cianuro libre y de las impurezas que haya en la solución, del pH de la solución, y del tiempo de contacto, o velocidad del flujo de alimentación.

Realizar simultáneamente lixiviación y adsorción del oro resulta más caro ya que la adsorción es poco eficiente y el carbón muy abrasivo y sucio.

El oro y la plata disueltos en la solución se adsorben sobre el carbón activado en forma de una masa sólida. Luego, carbón y oro son separados por zarandeo. El carbón activado residual en la solución de cianuro es separado de la mezcla por flotación.

La solución de cianuro usada se filtra, se le ajusta composición y se recircula. Los residuos del filtrado son enviados a las instalaciones de almacenamiento de residuos.

El oro y la plata separados del carbón activado se disuelven con una solución fundida de cianuro y soda cáustica caliente de la cual se recuperan electrolíticamente, con ánodo de acero inoxidable y cátodo de oro.

En general, el carbón activado recupera de la pulpa solución-carbón activado más del 99,5% del oro en un período de 8 y 24 horas, dependiendo de la reactividad y cantidad de carbón utilizado y del rendimiento de las mezcladoras utilizadas.

Para recircular el carbón activado usado, se le lavan los carbonatos y la sílice presentes, con solución de ácido nítrico diluido en caliente y soda cáustica. Luego se somete a reactivación en un horno a temperaturas entre los 600 Cº y los 650 Cº, durante treinta minutos en una atmósfera pobre en oxigeno. Con ello se eliminan las materias orgánicas contaminantes sin producir combustión.

Impactos ambientales en la extracción de oro 

Las operaciones de recuperación de oro generan impactos ambientales, como:

Contaminación del aire con los derivados gaseosos de las sustancias químicas que se utilizan en la recuperación.

Contaminación del agua superficial y subterránea con los residuos peligrosos del proceso de recuperación.

Posibilidades de pérdida de residuos con metales pesados y otras sustancias peligrosas.

Accidentes durante el transporte de sustancias peligrosas.

Accidentes por derrames en el área de recuperación.

Alteración del paisaje y de las condiciones ambientales en la zona de operaciones.

Afectación de la biota en el entorno.

Afectación de las personas que trabajan en las instalaciones de extracción.

LIXIVIACIÓN CON CIANURO

SGS ha estado al frente de la tecnología de lixiviación de cianuro durante décadas. Contamos con los conocimientos y el equipo necesarios para diseñar el circuito de lixiviación de cianuro más eficiente y rentable para sus operaciones de procesamiento de oro. Nuestro equipo dispone de profesionales de nivel mundial que han desarrollado técnicas como CIP (carbono molido), CIL (carbono en lixiviación), RIP (resina molida) y RIL (resina en lixiviación).SGS es líder en el procesamiento de oro. Nuestras sólidas tecnologías y equipos experimentados aseguran una mejor recuperación de oro, así como un resultado final mejorado para sus operaciones en minas.

La lixiviación con cianuro ha sido el estándar del sector para el procesamiento de oro durante más de 100 años. Durante el proceso de lixiviación con cianuro, una solución de cianuro o lixiviante se filtra a través de la mena incluida en tanques, columnas o pilas. El oro se disuelve mediante el cianuro y, posteriormente, se retira de la pila o columnas. Posteriormente se extrae de la solución de lixiviación enriquecida mediante adsorción en carbono o resinas. Este método contrastado y rentable de extracción de menas ofrece la máxima recuperación para muchas menas de oro, incluidas las de bajo grado y algunas refractarias.  

Los profesionales de SGS desarrollan su diagrama de flujo de lixiviación con cianuro a pequeña escala o en el laboratorio mediante pruebas de rodillo de botella de cianuro para evaluar parámetros de lixiviación y optimizar la recuperación de oro. Durante estas pruebas, la aireación, alcalinidad, tiempo de agitación y tamaño del grano se controlan estrictamente; los datos resultantes proporcionan un cálculo preciso de la recuperación de oro y los índices de consumo de ácido. Dichas pruebas configuran los parámetros para su planta piloto o las recuperaciones en el emplazamiento final.

Los profesionales de SGS utilizan los resultados obtenidos de los rodillos de botella para establecer los procedimientos de recuperación y preparación más adecuados para su mena. Los procesos de lixiviación con cianuro incluyen:

LIXIVIACIÓN EN COLUMNAS Y TANQUESEn la lixiviación con cianuro tradicional, la mena se coloca en tanques o columnas. La solución de cianuro se filtra a través de la mena y disuelve el oro, que posteriormente se retira del lixiviante por adsorción en el carbono o las resinas. El tamaño del grano, así como los niveles de oxígeno y alcalinidad, se controlan cuidadosamente para asegurar la máxima recuperación de oro.

LIXIVIACIÓN EN PILASLa lixiviación en pilas facilita la extracción aprovechable del oro de menas de grado muy bajo. Antes de la lixiviación en pilas, la producción en bruto de la mina (ROM) o la mena triturada se apila en estructuras de 10 a 20 m de alto que se apilan sobre una capa impermeable. Se rocía una solución de cianuro diluida sobre la pila, se filtra a través de esta y disuelve el oro disponible. La solución se dirige posteriormente a un estanque. La solución de cianuro, que está enriquecida con oro, se bombea a través de las columnas donde se recupera el oro. La lixiviación en pilas es rentable y ofrece una serie de ventajas, entre las que se incluyen:

Los costes de trituración se reducen, ya que la mena solo se aplasta, no se muele.

La solución de cianuro se recicla a través de la pila, con lo que se reduce la cantidad de cianuro que se utiliza en la operación. 

El proceso es especialmente adecuado para menas de menor grado y con un alto contenido de arcilla.

RECUPERACIÓN DE ORO

Adsorción de resina y carbonoLos científicos de SGS han desarrollado y continúan mejorando estos procesos rentables y contrastados con el tiempo para extraer oro de las soluciones de cianuro enriquecidas. El carbono activado elimina eficazmente el oro del cianuro, ya que el oro se adsorbe en los poros en el carbono. Esto ha generado tecnologías como CIP (carbono molido), CIL (carbono en lixiviación) y CIC (carbono en columnas).

Últimamente, SGS ha liderado la industria del procesamiento del oro con el desarrollo de tecnologías basadas en resinas. En este caso, el oro se adsorbe en las partículas de resina sintética en lugar del carbono activado. Este proceso es más eficiente, sencillo de controlar y más sólido que las tecnologías basadas en carbono.

Entre las variaciones en este proceso se incluyen:

carbono molido  

carbono en lixiviación

carbono en columnas

RIL (resina en lixiviación) / RIP (resina molida)En los últimos años, la resina está sustituyendo al carbono como la fase en la que se adsorbe el oro. SGS ha sido líder en el desarrollo de esta tecnología. El proceso utilizado en la absorción de resina es similar a la absorción de carbono, aunque las partículas de resina esférica sintética sustituyen los granos del carbono activado. Este proceso aporta una serie de ventajas al procesamiento del oro:

El tamaño de las partículas de resina sintética es más constante que en el caso de las partículas de carbono natural, lo que permite un control más sencillo al añadir adsorbente.

Mejores resultados de las menas refractarias o las que contienen altos niveles de arcilla o compuestos orgánicos 

Las partículas de resina son más sólidas y no deben reponerse con tanta frecuencia como el carbono, con lo que se mantienen bajos los costes operativos.

Asóciese a SGS y aprovéchese de nuestra experiencia de prestigio internacional, así como de nuestras posibilidades tecnológicas en mayores índices de recuperación y máximo crecimiento en sus operaciones de recuperación de oro.

Mi-51G

Procesos Hidro/Electrometalurgicos 23 de Septiembre del 2005

Tarea Final

LABORATORIO DE DISEÑO DE PILAS

Prueba de columnas

Se efectúo una lixiviación en columna con un mineral de cobre contenido en crisocola y atacamita cuya ley de cobre es 0.7 % y densidad aparente de 1.7 ton/m3.

Las dimensiones de la columna fueron de 2 metros de alto y 10 cm de diámetro. A continuación se presenta la tabla I con el resumen de los parámetros operacionales de la columna.

Unidad

Mineral 3/8” Pulgada

Tasa de riego 15.89 Lt/hr*m2

Ácido en la alimentación 16 Gramos por litro de H2SO4

Ley de cobre 0.7 %

Densidad aparente 1.7 g/cm3

Diámetro columna 0.1 Metros

Altura columna 2.0 Metros

Tabla I: Parámetros operacionales de la columna

Procedimiento experimental

La columna se regó en la parte superior con una solución ácida de 16 gramos por litro de H2SO4, a una tasa de riego constante de 15.89 lt/hr*m2, obteniéndose en la parte inferior una solución a la cual se le analizó por cobre y ácido.

Resultados

A continuación en la tabla II se presentan los resultados de recuperación de cobre y consumo de ácido en el tiempo. El valor que se presenta en la tabla II como ‘Rec. Cobre’ corresponde al valor de la recuperación de cobre acumulada ya calculada y el valor que se presenta en la tabla II como ‘Consumo de ácido’ corresponde al consumo de ácido en el intervalo de tiempo correspondiente.

Tiempo Rec Cobre Consumo de ácido

[días] [º/1] [gr]

0.044 0.001 4.13

0.1 0.003 4.80

0.6 0.016 16.87

1.6 0.218 53.59

2.232 0.286 84.38

3.6 0.451 102.87

4 0.503 108.47

5 0.568 106.22

6 0.613 95.90

9 0.752 70.37

11 0.802 62.60

12 0.826 58.51

14 0.846 54.16

16 0.873 48.52

18 0.883 49.19

20 0.891 46.92

22 0.893 42.68

24 0.894 40.92

26 0.895 38.39

28 0.896 38.12

30 0.898 39.45

32 0.899 35.79

35 0.900 34.20

Tabla II: Resultados de la prueba en columna

Cálculos y conclusiones para desarrollar por los alumnos

Se pide:

1. A partir de la recuperación de cobre calcular la concentración de cobre en el tiempo y la concentración de cobre acumulada.

2. Calcular el consumo de ácido acumulado.3. Calcular el consumo de ácido marginal por ‘libra’ adicional de cobre producida.4. Si se tiene que el precio del ácido es de 40 US/ton de ácido y el costo de producir una libra

de cobre adicional en SX y EW es de 0.15 US/libra. Considerando un precio del cobre de 0.80 US/libra de cobre, determinar el tiempo de lixiviación que maximiza las utilidades y la recuperación de cobre asociada.

(Los valores en negrita deben ser cambiados por los de la tabla que se adjunta al final para cada alumno)

DIMENSIONAMIENTO DE PILAS.

(Si no es capaz de determinar la recuperación en la etapa anterior, considere una recuperación de 90% + Nºde lista/2)

Con los valores de recuperación de cobre, tiempo de lixiviación, tasa de riego, altura de columna, densidad aparente del mineral, ley de cobre de la etapa anterior, determine para una producción de 36500 toneladas por año de cobre:

La producción diaria de mineral. Las dimensiones de una pila dinámica capaz de solventar la producción señalada (asuma

largo igual a dos veces el ancho). ¿Cuál es la concentración de cobre que se envía a SX?.

Los valores para el precio por libra de cobre, costo de SX y EW de producir una libra de cobre, costo de ácido por tonelada de ácido y la producción de cobre anual que se presenta en las hojas anteriores son solo referencias, usted debe utilizar los valores para estos parámetros según la tabla que se adjunta a continuación.

NºPrecio Costo Costo Producción

De lista Cobre SX-EW Acido

[U$/libra] [U$/libra] [U$/ton ac] [Ton Cu/año]

1 ACCINI, PIETRO 0.70 0.10 35 20000

2 FARIAS, MILLARAY 0.80 0.20 40 65000

3 LAPUENTE, CARMINA 0.70 0.15 40 25000

4 MENDEZ, ERIKA 0.75 0.10 35 30000

5 MONTOYA, CARLOS 0.80 0.15 35 75000

6 NUÑEZ, PERLA 0.85 0.15 40 70000

7 OLIVARES, RICARDO 0.70 0.20 35 140000

8 PRADO, ESTEBAN 0.80 0.10 40 80000

9 PRIETO, PATRICIO 0.95 0.15 45 70000

10 RAMIREZ, CAROLINA 0.80 0.10 35 80500

11 SALINAS, LUIS 0.95 0.15 40 95000

12 VILLARROEL, RODRIGO 0.70 0.25 30 120000

DISEÑO DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTE (SX).

A partir de la concentración de cobre obtenida en la parte de dimensionamiento de pilas y el flujo de solución, determine el número de etapas de extracción y re-extracción que se tendrá si la curva de equilibrio para extracción y re-extracción están determinadas por los datos de la tabla I.

Tabla III: Datos para las curvas de equilibrio

Extracción Re-extracción

Acuoso Orgánico Acuoso Orgánico

[gr de cobre/lt] [gr de cobre/lt] [gr de cobre/lt] [gr de cobre/lt]

0.0 0.00 38.0 0.30

0.5 2.07 39.0 0.33

1.0 3.61 40.0 0.37

1.5 4.75 41.0 0.43

2.0 5.59 42.0 0.52

2.5 6.21 43.0 0.76

3.0 6.68 44.0 0.94

3.5 7.02 45.0 1.62

4.0 7.27 46.0 2.20

4.5 7.46 47.0 2.88

5.0 7.60 48.0 4.15

5.5 7.70 49.0 5.26

6.0 7.78 50.0 6.52

Para la curva de operación en extracción, asumir que el orgánico descargado tiene una concentración de 1.0 gpl de cobre y el refino tiene una concentración de 1.0 gpl (recordar

agregar este valor a la concentración de cobre en la entrada a SX) y que la relación O/A es igual a 1. (Eficiencia de extracción del 90%)

Para la curva de operación en re-extracción, asumir que la solución que viene de EW tiene una concentración de 38 gpl de cobre y que la relación O/A es igual a 1. (Eficiencia de re-extracción del 90%)

Dimensione los equipos ocupados en esta etapa. Mezclador y Decantador.

DISEÑO DE ELECTRO – OBTENCIÓN (EW)

Determinar el número de celdas en electro-obtención, si la cantidad de cátodos por celda es 30 unidades y 31 ánodos, la densidad de corriente es 300 A/m2. El área de cada cátodo es de 1 m2 por lado, el flujo y la concentración de cobre están determinadas de la etapa anterior (SX).

Determine la caída de potencial si se tiene los datos para la curva catódica (del cobre) y curva anódica (hidrólisis del agua) en la tabla II.

Determinar además el costo por libra de cobre de electro-obtención en energía eléctrica si el KWh cuesta 0.05 US$.

Dimensione la planta de EW, considerando configuración de EW visto en clase.

Determinar la geometría de la nave calculando su largo y ancho. Además estimar la corriente y voltaje total y junto con esto definir la fuente de poder que se ocupara.

Tabla IV: Datos de curvas I-E para la deposición de cobre y evolución de oxígeno

Reacción catódica Reacción anódica

Potencial Densidad de Corriente Potencial Densidad de Corriente

[V cr H+/H2] [A/m2] [V cr H+/H2] [A/m2]

0.311 333.332 1.27 -0.002

0.312 309.599 1.32 -0.003

0.313 287.118 1.37 -0.007

0.314 265.814 1.42 -0.014

0.315 245.621 1.47 -0.027

0.316 226.472 1.52 -0.053

0.317 208.308 1.57 -0.106

0.318 191.068 1.62 -0.209

0.319 174.701 1.67 -0.413

0.32 159.152 1.72 -0.816

0.321 144.375 1.77 -1.612

0.322 130.324 1.82 -3.187

0.323 116.954 1.87 -6.298

0.324 104.224 1.92 -12.448

0.325 92.097 1.97 -24.602

0.326 80.536 2.02 -48.623

0.327 69.506 2.07 -96.099

0.328 58.975 2.12 -189.928

0.329 48.911 2.17 -375.373

Con todo lo anterior, diseñe un plano simplificado del proceso, considerando las etapas de LIX, SX y EW dimensionadas por usted.

Plazo de entrega para el informe completo: Último día de clases.

El informe deberá tener los siguientes campos

Resumen : 1 paginas

Introducción teórica : 1 paginas. En la introducción teórica debe venir una descripción de una planta de procesamientos de tamaño similar a la analizada (obligatorio).

Objetivos : ½ pagina.

Procedimiento experimental: 1-2 paginas. Aquí se debe poner el procedimiento para obtener las curvas de recuperación de cobre, consumo de ácido, curva de extracción y re-extracción, curvas E-I para la deposición de cobre y evolución de oxigeno en el ánodo de plomo.

Resultados : Aquí se deben poner los datos experimentales obtenidos para la recuperación de cobre, consumo de ácido, curva de extracción y re-extracción, curvas E-I para la deposición de cobre y evolución de oxígeno en el ánodo de plomo.

Cálculos : x páginas.

Plano de planta y Conclusiones: Las conclusiones deben tener expresamente una comparación de los resultados obtenidos con los descritos en una faena real de tamaño similar, considerando las similitudes y comentar expresamente las diferencias y una posible solución para las diferencias.

LIXIVIACION EN COLUMNA

ySistemas de Lixiviación en Columnas de PVC o Polietileno, para análisis de laboratorio. Aptas para pruebas metalúrgicas. yDiseño con sistema de volteo para carga y descarga de mineral. yImplementadas con estanques auxiliares y bombas si el proceso lo requiere. ySe incluyen dosificadores para establecer tasas de riego. yEstanques para la captación de soluciones y diseño para la operación en contracorrientede las soluciones de lixiviación. yFabricación en largos de hasta 6m y en diámetros desde 160 mm. yFabricación para pruebas en acrílicos transparente desde diámetro de 60 mm. MATERIALES:-Un tubo de 1m de longitud por 10.5 cm de diámetro-2 recipientes-Mineral 3 kg.-1 venoclisisPROCEDIMIENTO:y Armar la columna de lixiviación.y Se coloca el mineral 3 kg. De 3/8 aprox. en la columna.y Llenar 3 litros de agua en el recipiente que tenga instalado el venoclisis.y Seguidamente se agrega el ácido al 5% a los 3 litros de agua (150 ml de ácido).y Se procede a calcular el tiempo de goteo

LIXIVIACION EN BATEASMATERIALES:-1 botella de tres litros-1 Kg. De mineral 3/8 de pulgada (óxidos de cobre)-Agua 2 litros-Acido sulfúrico al 5% con 98% de pureza-Papel filtro-EmbudoPROCEDIMIENTO:y 

Se procede al chancado del mineral tipo óxidos, el cual queda a un tamaño de 3/8 depulgada aproximadamente.y Se coloca el mineral en la botella y se inunda con agua.y Seguidamente se agrega el acido sulfúrico. Se deja reposar el mineral una semana.y Se procede a purificar la solución de sulfato de cobre por medio de filtrar la solución,usando embudos con papel filtro.RESULTADOS:y Se obtuvo una solución de sulfato de cobre esto por tener un color azul/celeste.y El mineral lixiviado estaba descargado de Cu viéndose que este no tenia oxidos de cobreen su estructura