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UNIVERSIDAD DE CHILE FACULTAD DE CIENCIAS FÍSICAS Y MATEMÁTICAS DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA DE MINAS

FLOTACIÓN SELECTIVA DE ENARGITA DESDE UN CONCENTRAD O FINAL DE SULFUROS DE COBRE DE COLLAHUASI

TESIS PARA OPTAR AL GRADO DE MAGÍSTER EN CIENCIAS D E LA INGENIERÍA

MENCIÓN METALURGIA EXTRACTIVA

MEMORIA PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL DE MINAS

ERIKA GLORIA MÉNDEZ MUÑOZ

PROFESOR GUÍA:

SR. ALDO CASALI BACELLI

MIEMBROS DE LA COMISIÓN: SR. WILLY KRACHT GAJARDO SR. TOMÁS VARGAS VALERO

SR. CONSTANTINO SUAZO HORMAZÁBAL

SANTIAGO DE CHILE JUNIO 2009

Dedicado a mi querido Tata

AGRADECIMIENTOS

Gracias a mi familia, mamá, abuela, John, Leslie y Carla, por todo su amor y esfuerzo.

Les agradezco por apoyarme en este largo camino, los quiero mucho.

Gracias a mis amigas Andrea, Claudia y Lilian. Ustedes han sido mi gran soporte en

estos años en la universidad.

Gracias a los profesores de la comisión, especialmente a Aldo Casali, por su apoyo y

guía durante la realización de este trabajo.

Gracias a los técnicos del Laboratorio de Procesamientos de Minerales, en especial a

Oscar Vicencio, por su trabajo y ayuda durante este tiempo.

Gracias a la Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi, que hizo posible la realización

de esta investigación. Gracias a Oscar Alruiz y Constantino Suazo, por su apoyo

durante este trabajo.

RESUMEN

El objetivo principal de este trabajo fue estudiar teórica y experimentalmente aquellos

procedimientos que permitan limpiar de arsénico un concentrado de cobre, mediante una

flotación diferenciada de enargita de otros sulfuros de cobre.

El estudio experimental se realizó en una celda de flotación de laboratorio con agitación

mecánica, utilizando un concentrado final de Cu de Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi,

el cual tiene 3.300 ppm As y 24,4% Cu. Las variables operacionales analizadas fueron la

velocidad de agitación (Ns), la velocidad superficial de gas (Jg), el pH, la concentración de

sólidos (Cp) y los reactivos. Además, se estudió algunas alternativas para flotar selectivamente

la enargita, tales como la utilización de depresantes de sulfuros de cobre y la variación del

potencial de la pulpa.

Los resultados mostraron que las variables más influyentes en la separación Cu-As fueron la

velocidad de agitación, el flujo de aire y el tipo de reactivos de flotación, ya que utilizando altos

niveles de agitación y bajos flujos de aire se alcanzaron las mayores recuperaciones de As y

eficiencias de separación Cu-As. Al utilizar depresantes de sulfuros de cobre las recuperaciones

disminuyeron, pero no se observó una depresión selectiva de las especies de As o Cu, ya que

las recuperaciones de ambos siguieron la misma tendencia. Cuando se analizó la influencia de

la variación del potencial, se obtuvo que la mayor recuperación, independiente del pH de la

pulpa, se alcanzó cuando no se modificó el Eh.

La mayor eficiencia relativa de separación Cu-As alcanzada fue de 99% de lo posible de

separar. Esto ocurrió cuando la recuperación de As fue 71,8%, la recuperación de Cu fue 26,3%

y la recuperación en peso fue 21,3%. Las condiciones de flotación fueron: Jg de 0,45 cm/s (bajo

condiciones estándar de presión y temperatura), Ns de 3,0 m/s, Cp de 17,4% y pH 8. Se

utilizaron 15 g/t del colector AP 3418 (ditiofosfato), 7,5 g/t del colector MX 7016

(tionocarbamato) y 15 g/t del espumante F 501(mezcla de alcoholes). En estas condiciones, el

potencial de la pulpa estuvo en torno a 400 mV vs SHE y el d32 fue igual a 0,76 mm.

Finalmente, se pudo concluir que es posible limpiar de As un concentrado de cobre, generando

un concentrado de Cu de bajo contenido de As comercializable y un concentrado de Cu de alto

As, cuyo tratamiento está fuera del alcance de esta tesis.

ABSTRACT

The main objective of this work was to study, both theoretically and experimentally, the

procedures that allow the removal of arsenic from copper concentrates by differential flotation

separating enargite and other copper sulfides.

The experimental study was conducted in a mechanically agitated flotation cell, at laboratory

scale, treating a final copper concentrate obtained from Compañía Minera Doña Inés de

Collahuasi, with grades of 3.300 ppm As y 24.4% Cu. The operational variables studied were

agitation speed, air feed rate, pH, solid concentration (Cp) and reagents. In addition, some

selective flotation alternatives were analyzed, such as using copper sulfide depressants and

pulp potential variations.

The results showed that the most significant variables in Cu-As separation were agitation speed,

air feed rate and reagent, because the highest arsenic recoveries and Cu-As separation

efficiencies occurred when high agitation speed, low air feed rate and modified reagents were

used. When copper sulfide depressants were used the recoveries decreased, but no selective

depression of As and Cu was observed because the recovery of both followed the same trend.

In the case of potential variation studies, it was observed that the highest recovery,

independently of pulp pH, was reached when the oxidation-reduction potential (Eh) wasn’t

modified.

The greatest Cu-As separation efficiency reached was 99% of what is possible to separate. This

occurred when As recovery was 71.8%, Cu recovery was 26.3% and the weight recovery was

21.3%. The flotation conditions were: Jg of 0.45 cm/s, Ns of 3.0 m/s, Cp of 17.4% and pH 8. The

flotation reagents were AP 3418, MX 7016 and F501. In these conditions, pulp potential was

around 400 mV vs SHE and the d32 was equal to 0.76 mm.

Finally, was concluded that it is possible to remove As from a copper concentrate and generate

a marketable, low arsenic-copper concentrate and a high arsenic-copper concentrate, beyond

the scope of this Thesis.

VI

ÍNDICE DE MATERIAS

1. INTRODUCCIÓN ......................................................................................................... 1

1.1. OBJETIVOS .......................................................................................................... 3

2. ANTECEDENTES ........................................................................................................ 4

2.1. ANTECEDENTES SOBRE FLOTACIÓN .............................................................. 4

2.1.1. Principios de flotación .................................................................................. 4

2.1.2. Circuitos de flotación ................................................................................... 5

2.1.3. Tipo de celda de flotación ............................................................................ 7

2.1.4. Reactivos de flotación ................................................................................. 8

2.1.5. Dispersión de gas en flotación................................................................... 10

2.1.6. Cinética de flotación .................................................................................. 14

2.1.7. Flotación de sulfuros ................................................................................. 16

2.2. ANTECEDENTES SOBRE ENARGITA............................................................... 17

2.2.1. Características de la enargita .................................................................... 17

2.2.2. Cristalografía ............................................................................................. 18

2.2.3. Propiedades físicas ................................................................................... 19

2.2.4. Propiedades químicas ............................................................................... 20

2.2.5. Génesis y localización ............................................................................... 20

2.2.6. Propiedades superficiales ......................................................................... 21

2.2.7. Estudios de potencial zeta ......................................................................... 22

2.2.8. Diagramas Eh-pH ...................................................................................... 23

2.2.9. Comportamiento electroquímico ................................................................ 24

2.2.10. Flotación de enargita ............................................................................... 26

2.3. FLOTACIÓN SELECTIVA DE LA ENARGITA ..................................................... 28

2.3.1. Control del potencial .................................................................................. 28

2.3.2. Uso de reactivos ........................................................................................ 39

VII

2.4. ANTECEDENTES SOBRE LA FAENA................................................................ 42

2.4.1. Mina Doña Inés de Collahuasi ................................................................... 42

2.4.2. Accionistas ................................................................................................ 42

2.4.3. Historia ...................................................................................................... 43

2.4.4. Reservas mineras ...................................................................................... 44

2.4.5. Operación minera ...................................................................................... 45

2.4.6. Planta concentradora ................................................................................ 45

2.4.7. Planta de óxidos ........................................................................................ 46

2.4.8. Producción ................................................................................................ 47

2.4.9. Comercialización de concentrados ............................................................ 47

2.4.10 Aplicación del trabajo de tesis en la industria, caso de estudio

Rosario Oeste........................................................................................... 48

3. TRABAJO EXPERIMENTAL ...................................................................................... 51

3.1. CARACTERIZACIÓN DE LAS MUESTRAS DE CONCENTRADO ..................... 51

3.1.1. Preparación de muestras .......................................................................... 51

3.1.2. Análisis químico......................................................................................... 52

3.1.3. Análisis microscópico ................................................................................ 52

3.1.4. Densidad por picnometría ......................................................................... 55

3.1.5. Análisis granulométrico ............................................................................. 56

3.2. EQUIPO EXPERIMENTAL .................................................................................. 57

3.2.1. Máquina de flotación ................................................................................. 57

3.2.2. Equipos auxiliares ..................................................................................... 60

3.3. PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL .................................................................. 60

3.3.1. Calibración de equipos .............................................................................. 60

3.3.2. Protocolo de flotación ................................................................................ 63

3.3.3. Campaña experimental ............................................................................. 65

VIII

4. RESULTADOS EXPERIMENTALES .......................................................................... 80

4.1. RESULTADOS ETAPA I: CAMPAÑA EXPLORATORIA ..................................... 80

4.1.1. Flotabilidad natural .................................................................................... 81

4.1.2. Flujo de aire ............................................................................................... 82

4.1.3. Velocidad de agitación .............................................................................. 83

4.1.4. Porcentaje de sólidos en peso................................................................... 85

4.1.5. pH .............................................................................................................. 86

4.1.6. Dosis de reactivos ..................................................................................... 87

4.2. RESULTADOS ETAPA II: ANÁLISIS DE ALTERNATIVAS BASADAS

EN REVISIÓN BIBLIOGRÁFICA ......................................................................... 88

4.2.1. Definición de condición base para Etapa II ............................................... 89

4.2.2. Uso de depresantes de sulfuros de cobre ................................................. 93

4.2.3. Variación del potencial de la pulpa ............................................................ 95

4.2.4. Análisis de variables que afectan el potencial ......................................... 100

4.2.5. Análisis de las mediciones del potencial ................................................. 104

4.3. RESULTADOS DE PRUEBAS VARIANDO LOS REACTIVOS ......................... 111

4.4. RESULTADOS DE MEDICIÓN DE TAMAÑO DE BURBUJA POR

ANÁLISIS DE IMÁGENES ................................................................................ 113

4.4.1. Determinación de distribución en superficie de tamaño de burbujas ....... 113

4.4.2. Estimación de d32 usando Gorain ............................................................ 119

4.4.3. Relación entre d32 y recuperación de As ................................................. 122

4.4.4. Relación entre d32 y el potencial de la pulpa ........................................... 124

4.5. RESULTADOS DE PRUEBAS CINÉTICAS ...................................................... 129

4.6. RESULTADOS DE PRUEBAS ASOCIADAS A POSIBLES CIRCUITOS

DE FLOTACIÓN ................................................................................................ 141

4.6.1. Influencia del tiempo de flotación (scavenger) ........................................ 141

4.6.2. Análisis etapas rougher - cleaner ............................................................ 143

IX

4.7. REPRODUCIBILIDAD DE RESULTADOS ........................................................ 147

4.7.1. Reproducibilidad de resultados metalúrgicos .......................................... 147

4.7.2. Análisis nueva preparación de muestras ................................................. 149

5. EFICIENCIA DE SEPARACIÓN CU-AS ................................................................... 152

5.1. ANÁLISIS DE RECUPERACIONES METALÚRGICAS..................................... 152

5.2. DEFINICIÓN DE EFICIENCIA DE SEPARACIÓN CU-AS ................................ 155

5.3. EFECTO DE LAS VARIABLES ESTUDIADAS EN LA EFICIENCIA

DE SEPARACIÓN ............................................................................................. 160

5.4. INFLUENCIA DE LOS RESULTADOS CINÉTICOS EN LA EFICIENCIA

DE SEPARACIÓN ............................................................................................. 166

6. ANÁLISIS DE POSIBLES CIRCUITOS DE FLOTACIÓN......................................... 170

7. DISCUSIÓN Y CONCLUSIONES ............................................................................ 175

7.1 DISCUSIÓN ....................................................................................................... 175

7.2 CONCLUSIONES ............................................................................................... 179

7.3 RECOMENDACIONES ...................................................................................... 181

REFERENCIAS ............................................................................................................ 182

ANEXOS ...................................................................................................................... 185

ANEXO A: PROTOCOLO DE PREPARACIÓN DE PAQUETES DE 1 KG SOBRE

LA MUESTRA DE CONCENTRADO ......................................................... 186

X

ANEXO B: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO V/S LIBERACIÓN-ASOCIACIÓN-

OCLUSIÓN. ALIMENTACIÓN .................................................................... 188

ANEXO C: CÁLCULO DE LA DENSIDAD POR PICNOMETRÍA ................................. 190

ANEXO D: CALIBRACIÓN DE ROTÁMETRO ............................................................. 192

ANEXO E: CARACTERIZACIÓN DE REACTIVOS ...................................................... 194

ANEXO F: DETERMINACIÓN DE DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑO DE BURBUJAS ..... 197

ANEXO G: RESULTADOS METALÚRGICOS ............................................................. 207

ANEXO H: FÓRMULAS Y DOSIS DE REACTIVOS .................................................... 210

ANEXO I: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO V/S LIBERACIÓN-ASOCIACIÓN-

OCLUSIÓN. CONCENTRADO CONDICIÓN BASE ................................... 212

ANEXO J: DISTRIBUCIONES EXPERIMENTALES DE TAMAÑO DE BURBUJAS ... 214

ANEXO K: REGRESIÓN POR PASOS ....................................................................... 222

ANEXO L: RESULTADOS PRUEBAS CINÉTICAS .................................................... 228

ANEXO M: PARÁMETROS CINÉTICOS ..................................................................... 246

ANEXO N: EFICIENCIA DE SEPARACIÓN EN RESULTADOS PRUEBAS

CINÉTICAS ................................................................................................ 249

ANEXO O: EFECTO DE LAS VARIABLES ESTUDIADAS EN LA EFICIENCIA

DE SEPARACIÓN ...................................................................................... 256

XI

ÍNDICE DE TABLAS

Tabla 1: Parámetros ecuación Gorain. ......................................................................... 13

Tabla 2: Politioarseniatos de cobre. ............................................................................. 21

Tabla 3: Resumen Producción 2004 – 2007. ............................................................... 47

Tabla 4: Resultados análisis químico muestras de concentrado. ................................. 52

Tabla 5: Composición mineralógica 100% base mineral. ............................................. 54

Tabla 6: Densidad por picnometría. ............................................................................. 55

Tabla 7: Análisis granulométrico. ................................................................................. 56

Tabla 8: Calibración rotámetro de celda Labtech-ESSA. ............................................. 62

Tabla 9: Programa de pruebas de flotación. Variación en las condiciones de

operación. ....................................................................................................... 66

Tabla 10: Dosis de reactivos. ......................................................................................... 66

Tabla 11: Dosis de reactivo nominales para flotabilidad natural..................................... 67

Tabla 12: Programa de pruebas de flotación. Flotabilidad natural. ................................ 67

Tabla 13: Programa de pruebas de flotación. Condición base etapa II. ......................... 68

Tabla 14: Programa de pruebas de flotación. Dosis NaCN y Na2S. ............................... 68

Tabla 15: Programa de pruebas de flotación. Variación Eh. .......................................... 70

Tabla 16: Programa de pruebas de flotación. Variando condición oxidante con H2O2. .. 70

Tabla 17: Programa de pruebas de flotación. Variando tipo de gas (N2)........................ 71

Tabla 18: Programa de pruebas de flotación. Variación pH. .......................................... 71

Tabla 19: Programa de pruebas de flotación. Análisis de oxidación superficial. ............ 72

Tabla 20: Programa de pruebas de flotación. Influencia del agua de reposición en

variación de Eh. .............................................................................................. 72

Tabla 21: Programa de pruebas de flotación. Fórmula de reactivo. ............................... 73

Tabla 22: Definición de fórmulas de reactivos. ............................................................... 74

Tabla 23: Condiciones bases en mediciones de tamaño de burbujas. ........................... 75

Tabla 24: Programa de mediciones de distribuciones de tamaño de burbuja. ............... 75

Tabla 25: Programa de pruebas de flotación. Variando condición aerodinamica y Eh. .. 77

Tabla 26: Programa de pruebas de flotación. Tiempo de flotación. ............................... 77

Tabla 27: Repetición de pruebas con paquetes nuevos. ................................................ 79

Tabla 28: Recuperación en peso, de Cu y As. Flotabilidad natural. ............................... 81

XII

Tabla 29: Leyes Cu y As. Flotabilidad natural. ............................................................... 81

Tabla 30: Programa de pruebas de flotación. Condición base Etapa II. ......................... 89

Tabla 31: Recuperación en Peso, de Cu y As. Condición base Etapa II. ....................... 90

Tabla 32: Definición condición base Etapa II.................................................................. 90

Tabla 33: Definición condición base Etapa II. Resultados metalúrgicos prueba A26. .... 91

Tabla 34: Análisis químico concentrado A26.................................................................. 91

Tabla 35: Composición mineralógica 100% base mineral. Concentrado base Etapa II. 92

Tabla 36: Resultados metalúrgicos (pH 5 flotar pH 8). ................................................. 103

Tabla 37: Variación, promedio, desviación estándar y error de mediciones de

potencial. 30 min. ......................................................................................... 106

Tabla 38: Potencial en 30, 31 y 47 min. Variación por reactivos y durante flotación. ... 107

Tabla 39: Potencial en 30, 31 y 47 min. Variación por reactivos y durante flotación. ... 109

Tabla 40: Resultados metalúrgicos. Agua de reposición. ............................................. 110

Tabla 41: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de la

fórmula de reactivo. ...................................................................................... 111

Tabla 42: Resultados de mediciones de distribuciones de tamaño de burbuja. Aire. ... 114

Tabla 43: Resultados de mediciones de distribuciones de tamaño de burbuja.

Nitrógeno. ..................................................................................................... 115

Tabla 44: Mediciones d32. Collahuasi. .......................................................................... 115

Tabla 45: Parámetros de la ecuación de Gorain para distintos tipos de gas. ............... 120

Tabla 46: Condiciones base y variante. ....................................................................... 125

Tabla 47: Distribuciones de tamaño de burbuja para condición base y variante. ......... 125

Tabla 48: Recuperación en peso, de Cu y As en función del tiempo final de flotación. 141

Tabla 49: Leyes Cu y As en función de la fórmula de reactivo. .................................... 141

Tabla 50: Resultados flotación rougher. ....................................................................... 142

Tabla 51: Resultados flotación scavenger. ................................................................... 142

Tabla 52: Condiciones de flotación. Limpieza N° 1. ..................................................... 143

Tabla 53: Resultados metalúrgicos prueba A20. Limpieza N° 1. ................................. 143

Tabla 54: Resultados metalúrgicos de etapa rougher y cleaner. Limpieza N° 1

(16 min). ....................................................................................................... 144

Tabla 55: Condiciones de flotación. Limpieza N° 2. ..................................................... 145

Tabla 56: Resultados metalúrgicos prueba A25. Limpieza N° 2. ................................. 145

Tabla 57: Recuperación en peso, de Cu y As. Prueba Limpieza N° 2 (16 min). .......... 145

XIII

Tabla 58: Recuperación en peso, de Cu y As. Repetición A4. ..................................... 147

Tabla 59: Leyes Cu y As. Repetición A4. ..................................................................... 147

Tabla 60: Promedio, Desv. Estándar y Error porcentual. Repetición prueba A4. ......... 148

Tabla 61: Recuperación en peso, de Cu y As promedio. Repetición prueba A4. ......... 149

Tabla 62: Recuperación en peso, de Cu y As. Repetición A17. ................................... 149

Tabla 63: Leyes Cu y As. Repetición A17. ................................................................... 149

Tabla 64: Promedio, Desv. Estándar. Repetición prueba A17. .................................... 150

Tabla 65: Recuperación en peso, de Cu y As. Repetición A20. ................................... 150

Tabla 66: Leyes Cu y As. Repetición A20. ................................................................... 150

Tabla 67: Promedio, Desv. Estándar. Repetición prueba A20. .................................... 151

Tabla 68: Contenido Cu, As y S en enargita y tenantita. .............................................. 156

Tabla 69: Eficiencia de separación en función de la fórmula de reactivo. .................... 164

Tabla 70: Condiciones de pruebas para comparar eficiencias. .................................... 166

Tabla 71: Resultados metalúrgicos. Condiciones N° 1 y 2. .......................................... 170

Tabla 72: Parámetros cinéticos Klimpel. Etapa Rougher-Cleaner. ............................... 171

XIV

ÍNDICE DE FIGURAS

Figura 1: Angulo de contacto. ......................................................................................... 5

Figura 2: Clasificación de colectores. ............................................................................. 9

Figura 3: Cinética de flotación por García Zúñiga y Klimpel (Barona, 2007). ............... 15

Figura 4: Enargita, con cristales de 8 mm, procedente de Butte, en Montana

(Emblem Interactive Inc., 1996) ..................................................................... 18

Figura 5: Estructura cristalina de la enargita (Baltierra, 2001)...................................... 19

Figura 6: Potencial zeta de la enargita en función de pH en presencia y ausencia

de iones arsenatos (Castro y Honores, 2000). .............................................. 22

Figura 7: Diagrama Eh-pH del sistema Cu3AsS4-(Cu-S-H2O)(As-H2O). ....................... 24

Figura 8: Voltagrama de un electrodo de enargita en una solución buffer de

pH 9,2 (Castro y Hecker, 1997). .................................................................... 25

Figura 9: Recuperación de enargita en función de la concentración de isopropil

xantato, pH 9,8 (Baltierra, 2001). .................................................................. 26

Figura 10: Recuperación de enargita en función de la concentración de colector

a pH 10,5 ....................................................................................................... 27

Figura 11: Recuperación de enargita en función de la concentración de colector

(Isopropil xantato de sodio) (Hernández, 2003). ........................................... 28

Figura 12: Diagrama conceptual método propuesto por Huch (1993). ........................... 29

Figura 13: Recuperación en función del potencial. Izquierda: Curva oxigenada.

Derecha: Atmósfera inerte. pH 11,5 (Menacho et al., 1993). ........................ 30

Figura 14: Recuperación de especies de cobre en función de la recuperación de

enargita, a 1, 2, 4 y 8 min, y pH 5. Izquierda: sin H2O2. Derecha: con H2O2

(Fornasiero et al., 2001). ............................................................................... 31

Figura 15: Recuperación de especies de cobre en función de la recuperación de

enargita, a 1, 2, 4 y 8 min, y pH 11. Izquierda: sin H2O2. Derecha: con H2O2

y EDTA (Fornasiero et al., 2001). .................................................................. 31

Figura 16: Recuperación en función del potencial de la pulpa, pH 9, 20 mg/l PAX

(Yen y Tajadod, 2000). .................................................................................. 32

Figura 17: Recuperación de enargita en función del Eh. ................................................ 33

XV

Figura 18: Izquierda: Recuperación de enargita en función del potencial de la pulpa,

[NaEX]= 5 x 10-3 M, pH 10,5. Derecha: Recuperación de enargita vs pH,

[NaEX]= 5 x 10-3 M, 0,5% H2O2 en peso (Kantar, 2002). .............................. 34

Figura 19: Recuperación 1 min en función del potencial de la pulpa. Izquierda:

Calcosina – enargita. pH 11. Derecha: Calcopirita – enargita. pH 8.

(Senior et al., 2006). ...................................................................................... 35

Figura 20: Recuperación en función del potencial de la pulpa, pH 10. ........................... 35

Figura 21: Recuperación en función de Eh, pH 9,8. 30 min de pre-tratamiento

con H2O2 (Baltierra, 2001). ............................................................................ 36

Figura 22: Recuperación de enargita en función del potencial Izquierda: Con

pre-tratamiento de oxidación a pH 4 y flotación a pH 10,5. Derecha: Con

pre-tratamiento de reducción y flotación a pH 10,5. Dosis Colector 0,5 ppm.

Dosis MIBC 6 ppm (Hernández, 2003). ......................................................... 37

Figura 23: Recuperación de enargita en función del potencial. Resumen artículos. ...... 38

Figura 24: Recuperación de calcopirita en función del potencial. Resumen artículos. ... 38

Figura 25: Efecto del tiempo de contacto del depresante en la pre-adsorción de

xantato a pH 9, 20 mg/l PAX. Izquierda: 15 mg/l NaCN. Derecha: 50 mg/l

KMnO4. (Tajadod y Yen, 1997). ..................................................................... 39

Figura 26: Efecto del tiempo de contacto del cianuro de sodio en la recuperación

metalúrgica, a pH 9, 20 mg/l PAX y 15 mg/l NaCN (Tajadod y Yen, 1997). . 40

Figura 27: Efecto concentración MAA en la recuperación, pH 9, 20 mg/l PAX

(Yen y Tajadod, 2000). .................................................................................. 41

Figura 28: Mapa de ubicación Collahuasi. ..................................................................... 42

Figura 29: Esquema plan de procesamiento de minerales de Rosario Oeste. ............... 49

Figura 30: Distribución granulométrica muestra de concentrado. .................................. 56

Figura 31: Máquina de flotación Labtech-ESSA. ............................................................ 58

Figura 32: Impeler Labtech-ESSA. ................................................................................. 58

Figura 33: Paleta de flotación. ........................................................................................ 59

Figura 34: Paleta en celda de flotación. ......................................................................... 59

Figura 35: Método de la probeta invertida. ..................................................................... 61

Figura 36: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave en función del

flujo de aire. ................................................................................................... 82

XVI

Figura 37: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de la

velocidad de agitación. Jg = 0,45 cm/s. ......................................................... 84


velocidad de agitación. Jg = 0,71 cm/s. ......................................................... 84

Figura 39: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de Cp. ......... 86

Figura 40: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de pH. ......... 87


dosis de reactivo. ........................................................................................... 88


dosis de NaCN. ............................................................................................. 94


dosis de Na2S. ............................................................................................... 95

Figura 44: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de

Eh de la pulpa. pH 5. ..................................................................................... 96


Eh de la pulpa. pH 8. ..................................................................................... 97


Eh de la pulpa. pH 11. ................................................................................... 97

Figura 47: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de pH.

H2O2. ............................................................................................................. 98

Figura 48: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función del

pH. N2. ......................................................................................................... 100

Figura 49: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de pH. ....... 101

Figura 50: Eh en función de pH. ................................................................................... 102

Figura 51: Recuperación en función del tiempo de flotación. ....................................... 104

Figura 52: Variación Eh en función del tiempo y pH. .................................................... 105

Figura 53: Variación Eh. Condición base vs acondicionar agua de reposición

a igual Eh. ................................................................................................... 110

Figura 54: Influencia de la velocidad superficial de gas en el diámetro estadístico

d32. Ns = 2 m/s. ........................................................................................... 117

Figura 55: Influencia de la velocidad de agitación en el diámetro estadístico d32. ....... 118

Figura 56: Influencia de tipo de gas en el diámetro estadístico d32. ............................. 119

Figura 57: Sb medido versus Sb estimado por Gorain. Izquierda: Aire. Derecha: N2. . 121

XVII

Figura 58: d32 medido versus d32 estimado por Gorain. Izquierda: Aire. Derecha: N2. . 121

Figura 59: Recuperación de As en función del diámetro estadístico d32 medido. ........ 123

Figura 60: Recuperación As en función de Eh de la pulpa. .......................................... 125

Figura 61: Recuperación Cu en función de Eh de la pulpa. ......................................... 126

Figura 62: Recuperación en Peso en función de Eh de la pulpa. ................................. 126

Figura 63: Recuperación As en función de Eh de la pulpa. .......................................... 127

Figura 64: Recuperación Cu en función de Eh de la pulpa. ......................................... 127

Figura 65: Recuperación en Peso en función de Eh de la pulpa. ................................. 128

Figura 66: Influencia de la velocidad de agitación en la cinética de flotación. .............. 131

Figura 67: Influencia de la velocidad superficial de gas en la cinética de flotación. ..... 132

Figura 68: Influencia de pH en la cinética de flotación. ................................................ 133

Figura 69: Influencia de la dosis de reactivos en la cinética de flotación. .................... 134

Figura 70: Influencia de Cp en la cinética de flotación. ................................................ 135

Figura 71: Influencia de la variación de potencial en la cinética de flotación. pH 8. ..... 136

Figura 72: Influencia del estado de oxidación (H2O2) en la cinética de flotación. ......... 137

Figura 73: Influencia del gas N2 en la cinética de flotación. ......................................... 138

Figura 74: Influencia de pH y Eh en la cinética de flotación. ........................................ 139

Figura 75: Constantes cinéticas en función de pH. Izquierda: kCu. Derecha: kAs. ......... 140

Figura 76: Recuperación en función del tiempo de flotación. Izquierda: As.

Derecha: Cu. ............................................................................................... 142

Figura 77: Recuperación y ley acumulada en función del tiempo de flotación.

Limpieza N° 1. ................... .......................................................................... 144

Figura 78: Recuperación y ley acumulada en función del tiempo de flotación.

Limpieza N° 2. ................... .......................................................................... 146

Figura 79: Recuperación As en función de la recuperación de Cu. .............................. 152

Figura 80: Recuperación de As y Cu en función de la recuperación en peso. ............. 154

Figura 81: Recuperación de otros sulfuros de Cu en función de la Recuperación

de Cu. .......................................................................................................... 157

Figura 82: Eficiencia de separación. Campaña exploratoria. ....................................... 158

Figura 83: Eficiencia de separación en función de la velocidad de agitación. .............. 161

Figura 84: Eficiencia de separación en función del depresante. Izquierda: NaCN.

Derecha: Na2S. ............................................................................................ 161

Figura 85: Eficiencia de separación en función de pH. Izquierda: H2O2. Derecha: N2. 162

XVIII

Figura 86: Eficiencia de separación en función de pH. ................................................ 163

Figura 87: Resultados cinéticos y Eficiencia Prueba A17. Tabla 70. ............................ 167







Figura 94: Diagrama circuito N° 1. ................ ............................................................... 171

Figura 95: Diagrama circuito N° 2. ................ ............................................................... 172

Figura 96: Balance metalúrgico circuito N° 1. ..... ......................................................... 173

Figura 97: Balance metalúrgico circuito N° 2. ..... ......................................................... 173

XIX

SIMBOLOGÍA

a, b, c, d, e: Parámetros de la ecuación de Gorain.

Cp: Concentración en peso de sólidos [%].

d10: Diámetro estadístico 1.0 [mm].

d3.2: Diámetro estadístico 3.2 (Sauter) [mm].

d25: Diámetro bajo el cual se encuentra el 25% de la superficie de burbujas

[mm].


[mm].


[mm].

db: Tamaño de burbuja [mm].

dmoda: Diámetro de la clase que presenta la mayor frecuencia retenida [mm].

εg: “Holdup” de gas [%].

fi2 (dmoda): Máxima frecuencia de la distribución [%].

Jg: Velocidad superficial de gas [cm/s].

k: Constante cinética de flotación [1/min].

kAs: Constante cinética de flotación de As [1/min].

kCu: Constante cinética de flotación de Cu [1/min].

N: Velocidad de agitación [rpm].

Ns: Velocidad de agitación (velocidad periférica del impeler) [m/s].

P80: Tamaño bajo el cual se encuentra el 80% en peso de mineral [µm].

Qnom: Flujo de gas agregado a la celda [l/min].

Qstd: Flujo de gas a condiciones estándar de presión y temperatura [l/min].

Q*: Flujo de gas incorporado a la celda a la presión P y temperatura T [l/min].

R: Recuperación acumulada para el tiempo t de flotación [%].

RA: Razón de aspecto de impeler.

Rinf: Recuperación a tiempo infinito [%].

Sb: Flujo de área superficial de burbujas [1/s].

sd: Desviación estándar de la distribución.

Sx: Desviación estándar de la muestra.

1

1. INTRODUCCIÓN

El proceso de flotación constituye uno de los principales métodos de concentración de

minerales actualmente en uso. Se basa en la diferencia de propiedades físico-químicas

en la superficie de las especies mineralógicas, las cuales deben unirse a una fase

gaseosa, en forma de burbujas. El fenómeno de flotación ocurre cuando este agregado

partícula-burbuja es lo suficientemente estable como para ascender a la superficie y

salir como concentrado.

Pocas especies minerales tienen flotabilidad natural, es decir, son capaces de formar

una unión estable burbuja-partícula por sí solos. Esto dificulta el proceso de flotación y

hace necesario invertir las propiedades superficiales de las partículas minerales. Para

ello deben mutar su condición hidrófila a propiedades hidrófobas mediante el uso de un

reactivo colector. Además, es preciso que los minerales posean el tamaño de partícula

adecuado para asegurar una buena liberación de las especies minerales.

El proceso de flotación es reiterado en varios ciclos, de manera que en cada uno de

ellos se vaya produciendo un producto cada vez más concentrado. Adicionalmente, se

puede realizar un segundo proceso de flotación, con el fin de recuperar el concentrado

de otro mineral de interés o limpiarlo de alguna impureza. El procedimiento es igual que

el anterior, pero utilizando reactivos y acondicionadores de pH distintos, lo que permite

obtener concentrados de dos metales de interés económico. La primera flotación se

denomina colectiva, donde el concentrado contiene dos o más componentes, y la

segunda corresponde a una flotación selectiva, donde se efectúa una separación de

compuestos complejos en productos que contengan no más de una especie individual.

Un ejemplo de esto es la flotación de cobre y molibdeno.

La flotación de minerales es un proceso complejo desde la perspectiva del control de su

operación. Existen numerosas variables que pueden ser manipuladas dentro de ciertos

rangos y así modificar los resultados. Entre las variables de operación se encuentran

las dosis de reactivos de flotación, el flujo de aire, la velocidad de agitación, el

porcentaje de sólidos de alimentación, el pH y el potencial de la pulpa.

2

Los sulfuros son especies fácilmente flotables ya que tienen propiedades hidrófobas.

Sin embargo, esta característica causa que la flotación selectiva entre ellos sea

dificultosa. Los principales minerales sulfurados de cobre son calcopirita, calcosina,

covelina, bornita, y en menores cantidades, tenantita y enargita. En particular, esta

última especie contiene 48,3% Cu y 19,1% As, y es recuperada junto con otros

minerales de cobre en el proceso de flotación. La enargita es difícil de remover de los

concentrados de cobre por las técnicas convencionales de flotación ya que flota

fácilmente con xantatos y es resistente a deprimirse usando depresantes estándares.

La presencia de enargita en niveles muy altos en los concentrados finales no es

deseable, debido a que se aplican penalizaciones en su comercialización por los

subsecuentes problemas de contaminación causadas por los compuestos volátiles de

arsénico emitidos desde las fundiciones. Las fundiciones más estrictas están en Japón

y Europa, y preferentemente compran concentrados con menos de 2.000 ppm de As.

A causa de lo anterior, la Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi está interesada en

estudiar la factibilidad técnica de separar selectivamente las especies minerales que

contienen arsénico del resto de los sulfuros de cobre, presentes en los concentrados

colectivos generados. Esto porque la minera explotará en el futuro el mineral de Rosario

Oeste, en el cual existen regiones con presencia de arsénico asociado con enargita

(Cu3AsS4). El problema surge porque se espera que cuando se procesen las zonas

ricas en arsénico de Rosario Oeste, se obtenga en promedio aproximadamente 8.000

ppm de As en promedio en los concentrados colectivos.

Ante esta situación se estudia el problema de la flotación diferenciada y selectiva de

enargita y de otros minerales sulfurados de Cobre. Se realiza un trabajo experimental

de laboratorio y un análisis teórico, buscando encontrar una metodología que permita

separar vía flotación la mayor parte de la enargita de otros minerales de cobre,

generando un concentrado de cobre de bajo arsénico y posiblemente un concentrado

de enargita de alto cobre. Este último concentrado podría ser tratado por otros métodos,

posiblemente hidrometalúrgicos, tema que está fuera del alcance de este estudio.

3

1.1. OBJETIVOS

a. Objetivos generales

• Estudiar teórica y experimentalmente aquellos procedimientos que permitan limpiar

de arsénico un concentrado de cobre, mediante una flotación diferenciada de

enargita de otros sulfuros de cobre, que logre generar un concentrado de cobre de

bajo arsénico y un concentrado de cobre con alto contenido de enargita.

b. Objetivos específicos

• Estudiar el comportamiento de la enargita y sulfuros de cobre presentes frente a

distintos procedimientos que permitan separarla de otros sulfuros de cobre vía

procesos de flotación de minerales.

• Generar una metodología experimental fundamentada que permita separar,

completa o parcialmente, enargita del resto de los minerales pertenecientes al sector

Rosario Oeste, mina Collahuasi, vía flotación de minerales.

• Estudiar la factibilidad técnica de aplicar un procedimiento de flotación diferenciada

de enargita a escala industrial.

4

2. ANTECEDENTES

2.1. ANTECEDENTES SOBRE FLOTACIÓN

2.1.1. Principios de flotación

La separación de las especies a través del proceso de flotación se produce gracias a la

diferencia en las propiedades fisicoquímicas de la superficie de cada una de ellas. La

flotación surgió como alternativa del proceso de separación en medios densos, ya que

la dificultad para la obtención de fluido con algunas densidades particulares obligó a la

utilización de modificadores de superficie, con el fin de mejorar la selectividad del

proceso. Estos modificadores permiten convertir selectivamente en hidrófoba la especie

mineralógica a separar, de tal forma que ante la presencia de un medio constituido por

agua y aire (burbujas), la especie hidrófoba rechace el agua y se adhiera a las burbujas

de aire que ascienden hacia la superficie del líquido (Wills, 1997).

Las fases que intervienen en este proceso son: sólido (partículas finamente molidas),

líquido (agua y reactivos) en la que están inmersas las partículas, y gas (aire) que se

introduce dentro de la pulpa formando pequeñas burbujas.

Para que ocurra la flotación, las partículas deben ser capaces de adherirse a las

burbujas, sólo si logran desplazar el agua de la superficie del mineral, por lo que es

necesario que la especie de interés sea, en alguna medida, repelente al agua o

hidrófoba. Siempre y cuando el agregado de partículas - burbujas tenga una densidad

global inferior a la del medio de separación, éstas podrán viajar hacia la superficie. No

obstante, se requiere que la burbuja tenga la resistencia suficiente para llegar a la

superficie sin romperse. Una vez que las burbujas alcanzan la superficie, es necesaria

la formación de una espuma que mantenga retenida a las partículas, porque de lo

contrario las burbujas se reventarán y las partículas flotadas viajarán de nuevo hacia el

fondo de la celda de flotación.

5

Para que sea factible la flotación, es preciso que la adherencia de las partículas a las

burbujas sea mayor que la tendencia a establecer un contacto entre las partículas y el

líquido. Este contacto entre el sólido y el líquido se determina mediante la medida del

ángulo formado por la superficie del sólido y la burbuja. En la Figura 1se muestran las

tensiones superficiales que se producen cuando están en contactos las tres fases.

Figura 1: Angulo de contacto.

El ángulo que se genera entre las tensiones interfaciales gas-líquido y sólido-líquido (γGL

y γSL respectivamente) se llama ángulo de contacto (θ). Mientras mayor sea el ángulo

de contacto mayor será el trabajo de adhesión entre la partícula y la burbuja.

2.1.2. Circuitos de flotación

Los parámetros principales para evaluar los procesos de concentración son los

siguientes:

• El concepto de “ley” de un material se refiere al porcentaje en peso del componente

valioso referido al total de la muestra.

• El concepto de “recuperación” de un cierto componente valioso (Cu, Mo, etc.) en un

proceso de concentración determinado, se refiere al porcentaje de “contenido de

fino” (peso de Cu, Mo, etc. en la muestra) recuperado en dicho proceso (o etapa) en

cuestión.

6

En general, las leyes de los productos y la recuperación metalúrgica son los parámetros

más utilizados. En ambos casos se trata de maximizar estos valores, pero en la práctica

se debe optar por valores que maximicen el “óptimo económico” del proceso. Lo

anterior se debe a que estos parámetros se relacionan de manera inversa.

Este aspecto conduce a especializar diferentes etapas del proceso, destinadas a

maximizar uno de los dos factores, con el fin de alcanzar un objetivo global técnico-

económico de recuperación y ley de concentrado. Es así como se definen etapas de

flotación según su objetivo, de la siguiente manera:

• Flotación primaria o rougher: destinada a maximizar la recuperación o más

estrictamente a producir un relave lo más desprovisto posible de las especies de

interés.

• Flotación de limpieza o cleaner: destinada a maximizar las leyes de concentrado con

el fin último de alcanzar la pureza requerida en el producto final de la planta. Puede

tenerse más de una de estas etapas, nominadas como 1ª limpieza, 2ª limpieza, etc.

• Flotación de barrido o de agotamiento o de repaso o scavenger: destinada también a

maximizar la recuperación. Suele ir a continuación de alguna de las etapas

anteriores retratando sus relaves. Se habla entonces de: scavenger-cleaner o

scavenger-rougher, según sea el caso. Su objetivo es extremar al máximo la

recuperación de cualquier partícula residual que quede en los relaves que trata.

Dependiendo de la especie de la que se trate y del tipo de máquinas de flotación

involucradas, se tendrán diversas configuraciones de circuitos posibles, los que

involucrarán bancos de celdas mecánicas en serie, varios de ellos en paralelos (para

dar la capacidad de tratamiento requerida), columnas de flotación e incluso etapas

intermedias de remolienda de concentrado.

7

2.1.3. Tipo de celda de flotación

La celda de flotación es un reactor donde se produce el contacto burbuja-partícula, la

adhesión entre ellas y la separación selectiva de especies. El buen funcionamiento de

este equipo se basa en una adecuada dispersión y distribución del aire y de las

partículas en su interior, formación y remoción de la espuma, de tal manera que los

productos generados (concentrado y relave) cumplan con las necesidades requeridas

de leyes y recuperaciones. Se pueden clasificar en celdas mecánicas y neumáticas.

En una misma categoría de celda de flotación, existen diferencias, principalmente en la

geometría del equipo, la forma y diseño mecánico del impeler, la forma de los

dispersores para romper el aire en burbujas, rangos de variación de la velocidad de

agitación y flujo de aire. En consecuencia, un cambio en alguno de estos factores

provoca diferencias en las condiciones hidrodinámicas al interior de la celda.

a. Celdas mecánicas

Se caracterizan por tener un impeler movido en forma mecánica, el cual agita la pulpa y

dispersa y distribuye el aire en la pulpa. Son generalmente utilizados para etapas de

flotación primaria y de repaso, puesto que entregan una mayor recuperación de

concentrado, con la consecuente disminución en ley. Estos equipos pueden ser

autoaereados, donde el aire es inducido a través de la depresión creada por el impeler,

o con aire a presión, donde el aire es introducido por un soplador externo.

b. Celdas neumáticas

Este tipo de equipos no tiene impeler y utiliza aire comprimido para agitar y airear la

pulpa. Las más usadas son las celdas de columna, en los cuales existe un flujo

8

contracorriente de burbujas y pulpa. Son generalmente usados en etapas de limpieza,

porque entregan mejores leyes de concentrado.

2.1.4. Reactivos de flotación

Los reactivos usados en la flotación de minerales pueden ser clasificados

principalmente en tres tipos: colectores, espumantes y modificadores.

a. Colectores

Los colectores son compuestos orgánicos usualmente heteropolares solubles en agua.

En general, el grupo polar es la parte del colector que se adsorbe en la superficie del

mineral mientras que la cadena de hidrocarburos, siendo no-iónica por naturaleza,

provee hidrofobicidad a la superficie del mineral después de la adsorción del colector.

Los colectores se clasifican según el grupo funcional o en el tipo de mineral colectados.

En la Figura 2 se presenta un esquema con los subgrupos de colectores.

Los colectores no polares o no ionizados son reactivos que no poseen grupos polares.

Son fuertemente hidrófobos y se utilizan en la flotación de minerales con características

pronunciadas de hidrofobicidad, como carbón, grafito, azufre y molibdenita.

En tanto, los colectores iónicos contienen un grupo funcional polar hidrófilo (ión colector

que se orienta y adsorbe en la superficie del mineral) unido a una cadena de

hidrocarburos (parte no polar hidrófoba que se orienta hacia la fase gaseosa). Al

disociarse en agua, el ión puede ser un anión o catión, distinguiéndose entonces dos

tipos de colectores iónicos: catiónicos y aniónicos.

9

Figura 2: Clasificación de colectores.

Los colectores catiónicos más usados en la industria son las aminas. En solución, estos

reactivos se disocian de modo que sus radicales con nitrógeno forman el catión,

mientras el anión es un hidroxilo.

Los colectores aniónicos se disocian de modo que sus radicales junto con el grupo

polar constituyen un anión, dejando en solución un catión. Estos se dividen en oxidrilos,

tales como carboxilos (ácidos grasos), sulfatos y sulfonatos, y en sulfhídricos, como

xantatos, tiofosfatos y tiocarbamatos.

b. Espumantes

Son compuestos orgánicos heteropolares, con gran afinidad con el agua. Son

tensoactivos, es decir, son reactivos que se adsorben selectivamente en la interfase

gas-líquido, reduciendo la tensión superficial. Permiten la formación de una espuma

estable y la generación de burbujas pequeñas. Los más usados son los alcoholes,

ácidos, poliglicoles y aminas.

Colectores

No ionizado (No polares)

Aniónico

Ionizado

Catiónico

Sulfhidrilo Oxidrilo

Sulfonatos Sulfatos Carboxílico Xantatos Ditiofosfatos

10

c. Modificadores

Son reactivos que generan condiciones que mejoran la colección o selectividad del

proceso. Se pueden dividir en tres tipos: activadores, depresantes y modificadores de

pH.

Los activadores son reactivos que permiten aumentar la adsorción de los colectores

sobre la superficie de los minerales o fortalecer el enlace entre la superficie y el

colector. Ejemplos de ellos son el sulfato de cobre y el sulfuro o sulfhidrato de sodio.

Los depresantes son reactivos que sirven para disminuir la flotabilidad de un mineral

haciendo su superficie más hidrófila o impidiendo la adsorción de colectores. Entre

estos están el cianuro de sodio o calcio, cromatos y bicromatos y sulfuro de sodio.

Dentro de los modificadores de pH utilizados en flotación industrial se encuentran la cal

viva (CaO) o cal apagada (Ca(OH)2), la soda ash (Na2CO3), la soda caustica (NaOH) y

el ácido sulfúrico (H2SO4).

2.1.5. Dispersión de gas en flotación

Los factores físicos que pueden afectar la dispersión de la fase gaseosa en la celda de

flotación son la velocidad del agitador, el tipo de agitador y el flujo de gas, como

también el diseño del reactor. Según Gorain et al. (1995) los diámetros de burbujas

producidos por el agitador no son lo único que altera la dispersión del gas. Son

igualmente importantes la fracción de volumen retenido de gas y la forma de la

distribución de tamaño de burbujas, ya que juntos determinan cuánta superficie de

burbujas está disponible para que las partículas sean flotadas.

La dispersión del gas a través de burbujas en el proceso de flotación puede ser

expresada a través de los siguientes parámetros.

11

a. Tamaño de burbuja (db)

De todas las variables de la dispersión del gas, es el tamaño de burbuja y más

precisamente, la distribución de tamaño de burbujas en la celda, la variable más

relevante. Esto, porque un mismo tamaño característico (db) puede corresponder a

distintas distribuciones de tamaño, las cuales causarán distintos efectos en la flotación,

por ejemplo, por distintas proporciones de burbujas gruesas y finas.

Un buen indicador del tamaño de burbuja corresponde al diámetro de Sauter expresado

a través de d3.2, el cual se define como:

∑

∑

=

==n

1i

2i

n

1i

3i

32

d

dd (1)

donde:

di : Diámetro equivalente esférico de burbuja.

n : Tamaño de muestra.

Notar que el diámetro de burbuja así calculado incorpora información sobre el volumen

y superficie de burbujas de la muestra tomada.

b. Holdup de gas (εg)

Cuando se introduce gas a una celda, sea esta columnar o agitada mecánicamente, se

produce un desplazamiento de pulpa. La fracción volumétrica desplazada se denomina

12

holdup de gas y se representa por εg. De la definición de εg se puede ver que el

complemento (1 - εg), corresponde al holdup de pulpa.

c. Velocidad superficial del gas (Jg)

La velocidad superficial del gas corresponde al flujo volumétrico de gas inyectado a la

celda, dividido por el área transversal de la misma, la que puede ser expresada

mediante la ecuación:

A

QJg = (2)

donde:

Jg : Velocidad superficial de gas (cm/s).

Q : Flujo de gas de alimentación a la celda (cm3/s).

A : Área de la sección transversal efectiva de la celda (cm2).

d. Flujo de área superficial de burbujas (Sb)

Como la flotación está fuertemente determinada por la superficie de burbujas disponible

para el ascenso de mineral a la fase espuma, es necesario definir una nueva variable

que dé cuenta del flujo areal superficial Sb, la cual está dada por el flujo de gas

multiplicado por la razón entre el área superficial de burbuja y el volumen de burbuja,

todo dividido por la sección transversal de la celda. Esto se reduce a la siguiente

expresión:

13

32

gb d

J6S = (3)

donde Sb se expresa en (cm2 de burbuja/s)/(cm2 de celda).

Se debe hacer notar que en la deducción de la Ecuación 3 se trabaja sobre el supuesto

de burbujas esféricas.

e. Estimación de Sb según el método de Gorain

Gorain et al. (1999) presentan un modelo empírico para estimar el valor de Sb a partir

de la velocidad periférica del impeler (Ns), la velocidad superficial del gas (Jg), la razón

de aspecto del impeler (RA), definida como el diámetro del impeler dividido por su

altura, y el tamaño bajo el cual se encuentra el 80% de la alimentación (P80). La forma

en que Sb se relaciona con las variables antes mencionadas se presenta en la Ecuación

4.

edcg

bSb PRAJNaS 80= (4)

Donde a, b, c, d y e son parámetros del modelo. Los valores encontrados para estos

parámetros se presentan en la Tabla 1.

Tabla 1: Parámetros ecuación Gorain.

Parámetro Valora 123,00

b 0,44

c 0,75

d -0,10

e -0,42

El modelo está limitado para altos valores de Jg o Ns. Esto es cuando la celda está

recibiendo un flujo de aire que es incapaz de dispersar en burbujas o cuando se

14

presenta alta turbulencia. Como consecuencia, para estas condiciones el modelo

sobreestima el valor de Sb, pues el flujo de área superficial de burbujas tendería a

decrecer frente a la incapacidad del impeler de dispersar burbujas (burbujas muy

grandes o borbotones), esto es, ante altos valores de Jg. Por otro lado, existe cierto

valor de turbulencia (altos valores de Ns) para el cual las burbujas ya no disminuyen en

tamaño. Después de ese valor de Ns el Sb se debería mantener constante. Se necesita

trabajo adicional para sensibilizar la Ecuación 4 a altos valores de Jg o Ns. Es necesario

notar que la ecuación de Gorain no incorpora la química del sistema (espumante).

2.1.6. Cinética de flotación

La ecuación cinética de flotación batch, desarrollada originalmente por García – Zúñiga

(1935) se presenta a continuación.

( )tkeRR −∞ −= 1 (5)

donde:

R: recuperación acumulada para el tiempo t de flotación [%].

k : constante cinética [1/min].

R∞: Recuperación a tiempo infinito [%]. Corresponde a la máxima recuperación

obtenible de la especie o elemento de interés, para las condiciones dadas.

t : tiempo de flotación [min].

Los parámetros R y k son característicos de cada componente flotable (por ejemplo, Cu,

Mo, Fe), dependiendo también de cada etapa de flotación (rougher, cleaner, recleaner,

scavenger, etc.) y de las características propias del mineral (granulometría, grado de

15

liberación), condiciones de operación (pH, tipo y dosis de reactivos de flotación,

velocidad de agitación, flujo de aire, diseño de la celda, etc.) debiendo por tanto

determinarse para cada situación en particular, y para cada componente de la mena.

Otra fórmula de mayor utilización por su mejor ajuste es la propuesta por Klimpel

(Sepúlveda y Gutiérrez, 1986):

( )

−

−= −

∞tke

tkRR 1

11 (6)

Notar que la contante cinética de la ecuación desarrollada por García y Zúñiga es

distinta a la encontrada por Klimpel, pero ambas son de primer orden. En la Figura 3 se

grafican ambas ecuaciones.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 4 8 12 16 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

García-Zúñiga

Klimpel

Experimental

R∞ 88 [%] 90 [%]

k 1,40 [1/min] 4,3 [1/min]

R2

KlimpelGarcía-Zúñiga

1,000,93

Figura 3: Cinética de flotación por García Zúñiga y Klimpel (Barona, 2007).

16

2.1.7. Flotación de sulfuros

Los sulfuros son fuertemente hidrófobos, lo cual permite que tengan una buena

flotabilidad. Sin embargo, este comportamiento se ve afectado negativamente cuando

existe una oxidación superficial o hay presencia de lamas.

Para que la flotación de sulfuros sea efectiva, es necesaria la presencia de oxígeno con

colectores sulfhídricos, y así ocurra la adsorción de este reactivo en el mineral. Este

fenómeno puede ser explicado por dos teorías, tal como lo describe King (1982).

a. Teoría química de la adsorción de xantato

Antes que ocurra la adsorción química del xantato en la superficie del mineral, los

sulfuros reaccionan con el oxígeno presente en el medio acuoso alcalino, formándose

especies oxidadas superficiales.

MS(s) + 2O2(g) � MSO4(s)

Luego, estos óxidos superficiales reaccionan con los iones colectores, generando sales

metálicas, de menor solubilidad que las especies oxidadas.

MSO4(s) + X- � MX(s) + SO42-

b. Teoría electroquímica de la adsorción de xantato

En la superficie del mineral se produce la oxidación de ciertos colectores sulfhídricos,

los cuales son luego adsorbidos.

La reacción de oxidación de xantato (anódica), formándose dixantógeno es:

17

MS + 2X- � MX2 + S° + 2e -

La reacción de reducción (catódica) es:

H2O + ½O2 + 2e- � 2OH-

Los sulfuros son semiconductores lo cual permite que los electrones se transfieran a

través del sólido. El oxígeno, al ser aceptor de electrones, tomaría los electrones libres

de las capas superficiales de la red cristalina. Esto permite la adsorción de los aniones

xantatos y su oxidación a dixantógeno.

La adsorción de xantato es Eh dependiente. Bajos potenciales previenen la adsorción.

Tanto el pH como el oxígeno disuelto afectan el potencial de la pulpa. Aumentos en el

pH tienden a reducir el potencial, mientras que aumentos en el oxígeno disuelto lo

aumentan.

2.2. ANTECEDENTES SOBRE ENARGITA

2.2.1. Características de la enargita

La enargita es un sulfuro de cobre y de arsénico, cuya fórmula química es Cu3AsS4, que

se presenta a veces en cristales de color gris con una punta rosácea y con brillo casi

metálico. La exfoliación es evidente, casi perfecta en una dirección y el carácter de sus

cristales es prismático, a menudo estriado en las caras finales, y, en cualquier caso,

muy característico.

Fue descrita por primera vez en 1850 en Perú. Su nombre procede del griego “enarge”,

que significa “distinto”, en alusión a su exfoliación.

18

Sus propiedades semiconductoras corresponden a un semiconductor tipo p, debido a

un leve exceso estequiométrico de azufre.

Figura 4: Enargita, con cristales de 8 mm, proceden te de Butte, en Montana (Emblem Interactive

Inc., 1996)

2.2.2. Cristalografía

Sistema y clase: Ortorrómbico, mm2.

Grupo espacial: Pnm21

a = 6.46 Å, b = 7.43, c = 6.18 Å; Z = 2

Líneas de Difracción de Rayos X

(DRX) por intensidad (I/Io):

3.22(1) - 1.859(0,9) - 2.87(0,8)

19

Figura 5: Estructura cristalina de la enargita (Bal tierra, 2001).

2.2.3. Propiedades físicas

Color: Negro grisáceo a negro hierro, con un ligero tinte violeta. Opaco.

Raya: Negra grisácea.

Brillo: Metálico.

Clivaje: Perfecto [110], Distinta [100] y [010].

Dureza: 3 (Escala de Mohs).

Densidad: 4,45 t/m3

Propiedades ópticas: Anisotropismo fuerte.

Fractura: Desigual.

Diafanidad: Opaca.

20

Hábito: Cristales alargados tabulares con rayado vertical, columnar, granular,

masivo.

2.2.4. Propiedades químicas

• Contiene 48,4% de cobre, 19,0% de arsénico y 32,6% de azufre.

• Existe sustitución de arsénico por antimonio (hasta un 6%) y en menor medida de

hierro y zinc.

• Presenta solución sólida con la famatinita (Cu3SbS4).

• La luzonita es su polimorfo tetragonal (l42m) de baja temperatura (menos de 320ºC).

• Soluble en ácido nítrico y agua regia.

2.2.5. Génesis y localización

La enargita es un mineral hidrotermal de temperatura media. En depósitos se encuentra

asociado a minerales como cuarzo, bornita, galena, esfalerita, tenantita, calcosina,

calcopirita, covelina, pirita y otros sulfuros. Este mineral es muy común y difundido,

aunque las muestras bien cristalizadas no son abundantes.

Aparecen yacimientos en Montana, Colorado y Utah (EEUU), Sonora (México),

noroeste de Argentina (Sierra de Famatima, junto a La Rioja), Chile, Perú (Morococha,

Quirivilca y Cerro de Pasco) y en la isla de Luzón (Filipinas).

21

2.2.6. Propiedades superficiales

Químicamente, la enargita es un tetratioarseniato de cobre, es decir, un compuesto

donde la valencia de los átomos de cobre y arsénico varían entre (I)/(II) y (III)/(V),

respectivamente. Las propiedades superficiales de la enargita están sometidas al

comportamiento químico de sus componentes y por las condiciones redox del sistema.

Dadas las distintas razones S/O en su superficie, se piensa en un comportamiento

superficial anisotrópico (Castro y Hecker, 1997). Se presenta un mayor porcentaje de

azufre que de oxígeno sobre la superficie, lo cual favorece el proceso de flotación. Por

otra parte, estas distintas razones dan lugar a la formación superficial de compuestos

iónicos de arsénico, oxígeno y azufre. Estos compuestos se pueden clasificar de

acuerdo al grado de reemplazo de los átomos de oxígeno por los de azufre en:

• Monotioarseniato (AsO3S3-)

• Ditioarseniato (AsO2S23-)

• Tritioarseniato (AsOS33-)

• Tetratioarseniato (AsS43-)

Es por lo anterior que la enargita puede ser considerada como un tetratioarseniato de

cobre (I):

(AsS43-) + 3 Cu(I) � Cu3AsS4

Los otros compuestos que se podrían formar en la superficie de la enargita se muestran

en la Tabla 2.

Tabla 2: Politioarseniatos de cobre.

Cu(I) Cu(II) 1/3 AsO3S

3- Cu3AsO3S Cu3(AsO3S)2

2/2 AsO2S23- Cu3AsO2S2 Cu3(AsO2S2)2

1/3 AsOS33- Cu3AsOS3 Cu3(AsOS3)2

4/0 AsS43- Cu3AsS4 Cu3(AsS4)2

Razón S/O IónCompuestos de cobre

22

2.2.7. Estudios de potencial zeta

A partir del trabajo de Castro y Honores (2000), se tiene que la curva de potencial zeta

de la enargita (Figura 6) presenta carga negativa en todo rango de pH y que el punto

cero de carga (PCC), por extrapolación, estaría alrededor de pH 2. Los potenciales

llegan hasta valores de -45 mV alrededor de pH 9 y existe un claro peak de potencial

zeta alrededor de pH 5,6, indicando alguna transición química superficial.

-50

-40

-30

-20

-10

0

0 2 4 6 8 10 12 14

Pot

enci

al Z

eta

[mV

]

pH0 ppm As

1 ppm As Figura 6: Potencial zeta de la enargita en función de pH en presencia y ausencia de iones

arsenatos (Castro y Honores, 2000).

En este trabajo, los autores concluyen que la enargita es un tetra-tioarseniato de Cu (I)

que podría descomponerse superficialmente con la variación de pH a tri-, di- y mono

tioarseniatos, Cu3AsOS3, Cu3AsO2S2 y Cu3AsO3S; e incluso llegar a arseniato,

Cu3AsO4. En la superficie podrían existir aniones del tipo oxotioarseniatos, como los

descritos más arriba. Esto implicaría que la superficie de la enargita sería anisotrópica

con una relación S/O variable y que decrecería al bajar el pH.

23

2.2.8. Diagramas Eh-pH

Un análisis del comportamiento de la enargita en medio acuoso y/o en presencia de

otras especies, debe involucrar necesariamente un estudio de sus componentes

individuales. Los compuestos de arsénico que se relacionan con la enargita son

aquellos en los cuales el arsénico tiene valencia (III) y (V), dependiendo del potencial

redox, siendo éstos el ácido arsénico (H3AsO4), trióxido de arsénico (As2O3) y sus

productos de hidrólisis, es decir:

• Ión arsenato (AsO43-)

• Arsenatos protonados (HAsO42- y H2AsO4

-)

Al observar el diagrama Eh-pH del sistema Cu3AsS4-(Cu-S-H2O)(As-H2O) (ver Figura 7)

se aprecia que la enargita es estable a potenciales más bien reductores que oxidantes

en una amplia área, hasta aproximadamente pH igual a 10 (Castro y Honores, 2000).

Si se analiza el diagrama se puede ver que al oxidar la enargita en medio alcalino se

formarán probablemente las especies iónicas HAsO42- y AsO4

3-, pero en ningún caso se

podrían formar óxidos y/o hidróxidos. En medio alcalino, pero a potenciales reductores,

se formaría HAsO32- y AsO3

3-, reduciéndose el arsénico de valencia (V) a (III). En

cambio, en medio ácido a potenciales muy reductores el arsénico se encuentra en

estado elemental y a potenciales oxidantes es probable que se forme trióxido de

arsénico As2O3.

Lo anterior muestra que la enargita sería una especie atípica si se compara con un

sulfuro metálico, puesto que presentaría una tendencia termodinámica a formar una

capa de óxido en medio ácido y a disolverse en medio alcalino. Esto es justamente lo

inverso que caracteriza a otros sulfuros metálicos. Desde la perspectiva del cobre, la

descomposición de la enargita (Cu3AsS4) en calcosina (Cu2S) es termodinámicamente

favorable en una amplia zona del diagrama.

24

Figura 7: Diagrama Eh-pH del sistema Cu 3AsS 4-(Cu-S-H2O)(As-H2O).

[As]= 10 -6 m. 25º C. Presión 1 bar (Castro y Honores, 2000).

2.2.9. Comportamiento electroquímico

Estudios de voltametría de la interfase enargita/solución con cristales naturales en

medio alcalino, revelan un comportamiento correspondiente al mostrado por un sistema

reversible (Castro y Hecker, 1997). La Figura 8 muestra un peak anódico alrededor de

los +380 mV vs. SHE y un peak catódico que bordea los +40 mV vs. SHE,

obteniéndose en ambos casos las corrientes similares, cercanas a 120 µA.

25

Figura 8: Voltagrama de un electrodo de enargita en una solución buffer de pH 9,2 (Castro y

Hecker, 1997).

En el estudio realizado por estos autores, se observa un cambio en el peak de

potenciales a pH 9,2, lo cual también viene a corroborar lo publicado por Córdova et al.

(1996). La forma que presenta la curva de corriente-potencial, se debería a que los

productos de Cu2+, que se formarían en la etapa de oxidación, permanecen atrapados

en la superficie del mineral. Estos corresponderían a CuO y/o Cu3(AsS4)2.

2Cu3AsS4 + 6OH- � Cu3(AsS4)2 + 3CuO + 2H2O + 6e-

Cu3AsS4 + 5OH- � HAsS42- + 3CuO + 2H2O + 3e-

Por otro lado, en el barrido catódico, la aparición del peak de reducción se puede

explicar por la reacción de reducción de Cu2+ a Cu+, de acuerdo al siguiente

mecanismo:

2CuO + H2O + 2e- � Cu2O + 2OH-

Cu3(AsS4)2 + H2O + 3e- � Cu3AsS4 + HAsS42- + OH-

Es probable que la oxidación de la enargita a pH 9,2 lleve a la formación de una capa

de CuO, óxido cúprico, el cual al contactarse con una solución acuosa de lugar al

Cu(OH)2. Después, los átomos de arsénico podrían abandonar la superficie de la

26

enargita como iones HAsS42- o permanecer atrapados en la superficie como

tetratioarseniatos cúpricos.

2.2.10. Flotación de enargita

Baltierra (2001) demostró la buena flotabilidad de la enargita con isopropil xantato a pH

9,8. La Figura 9 muestra el efecto de la dosis de colector isopropil xantato sobre la

flotación de enargita pura.

0

20

40

60

80

100

0 5 10 15 20 25 30 35

Rec

uper

ació

n en

argi

ta [

%]

Concentración xantato [ppm]

Figura 9: Recuperación de enargita en función de la concentración de isopropil xantato, pH 9,8

(Baltierra, 2001).

Hernández (2003) investigó la respuesta de flotación de enargita pura a escala de tubo

de Hallimond, bajo la acción de diversos colectores tiólicos. De este trabajo se infiere

que la enargita puede ser flotada fácilmente y con dosis muy bajas de colector. Se

trabajó con isopropil xantato de sodio, etil-isopropil xantoformiato, etil-isopropil

tionocarbamato y di-isobutil ditiofosfato de sodio. Los mejores resultados de

27

recuperación se obtuvieron con etil-isopropil tionocarbamato (ver Figura 10). Se asume

que es debido a la longitud de su radical presente en la cadena hidrocarbonada,

además de ser más selectiva su adsorción y poseer átomos para donar (S, O, N), los

cuales podrían interactuar más fuertemente con los átomos de cobre. Lo anterior se

tiene porque, en general, las familias de colectores que llevan azufre y fósforo son

buenos reactivos porque permiten ordenamientos espaciales, confiriendo una estructura

más ordenada al compuesto.

20

30

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50

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100

0 2 4 6 8 10

Rec

uper

ació

n en

argi

ta [

%]

Colector [ppm]

EIPXF

EIPTC

DIBDTNA Figura 10: Recuperación de enargita en función de l a concentración de colector a pH 10,5

(EIPXF = etil-isopropil xantoformiato; EIPTC = etil -isopropil tionocarbamato;

DIBDTNA = di-isobutil ditiofosfato de sodio) (Herná ndez, 2003).

En general se observa que un incremento en el largo de la cadena alquílica disminuye

el número de capas de xantato sobre la superficie del mineral al incrementar el pH. Esto

explicaría porque usando isopropil xantato de sodio como colector, la recuperación de

la enargita disminuye al llegar a pH 12, a pesar de utilizar altas dosis (ver Figura 11).

28

0

20

40

60

80

100

0 10 20 30 40

Rec

uper

ació

n en

argi

ta [

%]

Concentración isopropil xantanto de sodio [ppm]

pH 7

pH 9

pH 12 Figura 11: Recuperación de enargita en función de l a concentración de colector (Isopropil xantato

de sodio) (Hernández, 2003).

2.3. FLOTACIÓN SELECTIVA DE LA ENARGITA

Las alternativas revisadas para separar enargita de otros sulfuros de cobre, en que se

produce un concentrado de cobre “limpio” con bajo contenido de arsénico (bajo los

límites permisibles), y un concentrado de cobre “sucio” con alto contenido de arsénico

se presentan a continuación.

2.3.1. Control del potencial

La mayor parte de la bibliografía encontrada acerca de la flotación selectiva de enargita

se basa en el control del potencial. Notar que aumentos en pH tienden a reducir el

potencial y viceversa.

29

Huch (1993) patentó un proceso en el que a partir de un concentrado de enargita-

calcosina, se logra separar la enargita ajustando el potencial y el pH de la pulpa (ver

Figura 12). Usando peróxido de hidrógeno (H2O2) y ajustando el potencial entre 50 y

200 mV vs. SHE, la enargita flota. La cantidad de oxidante óptima debe ser la más baja

que permita la separación deseada de enargita y calcosina. El pH se ajusta, en un valor

no especificado, y se agregan el espumante (MIBC) y los colectores (xantatos). La

enargita se recibe en el primer concentrado. Luego, se vuelve a ajustar el pH de tal

forma que la calcosina flota. Aparentemente, el ajuste de potencial es crítico en la

flotación de enargita, mientras que el ajuste de pH lo es para la flotación de calcosina.

Concentrado

Enargita-Calcosina

Concentrado

Enargita

Concentrado

Calcosina

Relave

Espumante/Colector

Espumante/Colector

Figura 12: Diagrama conceptual método propuesto por Huch (1993).

Menacho et al. (1993), utilizando electrodos de trabajo de enargita, calcopirita y pirita,

demostraron que la enargita puede ser flotada selectivamente desde concentrados

calcopiríticos a través del control del potencial de la pulpa. Se pre-trataron las muestras

con agentes oxidantes para luego flotarlas en una solución de agente colector en

presencia de aire. Los resultados indicaron que la flotabilidad de la enargita disminuye

parcialmente cuando se somete a la acción de un agente oxidante pero, la flotabilidad

de la calcopirita se hace casi nula, como se aprecia en la Figura 13.

30

0

10

20

30

40

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-200 -100 0 100 200 300 400 500

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n [%

]

Eh [mV vs.SHE]Enargita

Calcopirita

0

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0 100 200 300 400 500 600

Rec

uper

ació

n [%

]

Eh [mV vs.SHE]

Enargita

Calcopirita Figura 13: Recuperación en función del potencial. I zquierda: Curva oxigenada. Derecha:

Atmósfera inerte. pH 11,5 (Menacho et al., 1993).

En la Figura 13 (Derecha) se muestran los resultados de otro método similar al anterior

pero con la diferencia que la flotación se lleva a cabo en ausencia de oxígeno. Se

observa que la enargita mantiene siempre una mayor recuperación.

Según estos autores, la ausencia de oxígeno no afecta la flotación de la enargita debido

a su propiedad semiconductora. Al ser la enargita un portador de carga tipo p, cataliza

espontáneamente la formación de dixantógeno sobre su superficie. En cambio la

calcopirita es un portador de carga tipo n que requiere de la presencia de oxígeno como

vehículo para que ocurra la oxidación de xantato a dixantógeno.

Fornasiero et al. (2001) encontraron que es posible una separación de calcosina,

covelina y calcopirita de enargita y tenantita satisfactoriamente en dos casos:

A pH 5,0 y al acondicionar con N2 se obtienen altas recuperaciones de todos los

minerales sin selectividad en todos los pares de minerales (Figura 14, Izquierda). Bajo

estas condiciones no oxidantes, sólo se encontró una pequeña cantidad de productos

de oxidación en la superficie de todos los minerales de cobre estudiados. En cambio al

mismo pH pero con una oxidación selectiva previa de enargita y tenantita, existe una

separación de éstas especies de otros sulfuros de cobre (Figura 14, Derecha).

31

0

20

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0 20 40 60 80 100

Rec

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n E

spec

ie C

u [%

]

Recuperación Enargita [%]

Sin H 2O2 - pH 5

En - Cv

En - Cpy

En - Cs

0

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0 20 40 60 80 100

Rec

uper

ació

n E

spec

ie C

u [%

]


Con H 2O2 - pH 5

En - Cv

En - Cpy

En - Cs Figura 14: Recuperación de especies de cobre en fun ción de la recuperación de enargita, a 1, 2, 4

y 8 min, y pH 5. Izquierda: sin H 2O2. Derecha: con H 2O2 (Fornasiero et al., 2001).

A pH 11,0, los resultados de la flotación fueron más complejos, con una separación

relativamente buena de enargita y calcopirita, y enargita y calcosina (Figura 15). En el

gráfico de la derecha, se utiliza EDTA como agente acomplejante, el cual disuelve sólo

las capas de óxidos de los sulfuros que no contienen arsénico.

0

20

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0 20 40 60 80 100

Rec

uper

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n E

spec

ie C

u [%

]


Sin H 2O2 - pH 11

En - Cv

En - Cpy

En - Cs

0

20

40

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80

100

0 20 40 60 80 100

Rec

uper

ació

n E

spec

ie C

u [%

]


Con H 2O2 - EDTA - pH 11

En - Cv

En - Cpy

En - Cs Figura 15: Recuperación de especies de cobre en fun ción de la recuperación de enargita, a 1, 2, 4

y 8 min, y pH 11. Izquierda: sin H 2O2. Derecha: con H 2O2 y EDTA (Fornasiero et al., 2001).

Comparando las proporciones de las capas de óxidos de arsénico y cobre en la

superficie de la tenantita, se observa que la capa de óxido de arsénico es más gruesa

que la capa de óxido de cobre. Se observa que al disminuir el pH, la proporción de la

capa de óxido de arsénico en la superficie de la tenantita es mayor, dado que la

disolución de estas especies oxidadas disminuye. Se supone en este trabajo que el

comportamiento de la tenantita y la enargita es similar bajo estas condiciones. También

32

se infiere que las especies oxidadas de arsénico superficiales son estables en un

amplio rango de pH, mientras que las de cobre no lo son a pH menores a 7.

En el trabajo de Yen y Tajadod (2000) se muestra que la separación de enargita y

calcopirita es dependiente del potencial de la pulpa. La Figura 16 muestra la relación

encontrada entre la recuperación y el potencial de la pulpa.

0

10

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-400 -200 0 200 400 600

Rec

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n [%

]

Eh [mV vs. SHE]Enargita

Calcopirita

Figura 16: Recuperación en función del potencial de la pulpa, pH 9, 20 mg/l PAX (Yen y Tajadod,

2000).

Se encuentra que la flotación de minerales sulfurados está asociada a la formación de

una capa hidrófoba en la superficie del mineral. Las especies superficiales han sido

identificadas como xantato de cobre y dixantógeno. De los resultados de la Figura 16 se

infiere que la flotación de enargita es debida principalmente a la formación de xantato

de cobre y la flotación de calcopirita es debido a la formación de dixantógeno.

Kantar (2002) recomienda una flotación en soluciones ácidas (pH menores a 5,5) bajo

condiciones oxidantes. Los productos de la oxidación encontrados son CuS, H2AsO4- y

S0. La formación de sulfuro elemental es el factor clave en la hidrofobicidad de la

33

enargita. A pH bajos y en condiciones oxidantes, la enargita exhibe flotabilidad natural,

debido a la formación de azufre elemental sobre la superficie de ella, y por lo tanto, no

se requiere de colectores para flotarla. En condiciones ácidas, la hidrofobicidad de la

enargita se incrementa al aumentar el potencial de la solución.

La flotabilidad natural de la enargita fue estudiada en función del potencial. La Figura 17

(Derecha) muestra que en condiciones alcalinas la enargita no es tan altamente flotable

como en condiciones ácidas (Figura 17, Izquierda). Esto demuestra la dependencia en

la flotación de enargita del potencial de la pulpa. En la Figura 17 (Derecha) se observa

que el porcentaje de recuperación de enargita alcanza un máximo valor de 50% a un

potencial de -350 mV vs. SHE y gradualmente decrece hasta un 15% a 100 mV vs.

SHE. Esta disminución en la recuperación está causada principalmente por la formación

de productos hidrófilos de la oxidación, como CuO, CuSO4, SO42-.

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0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9

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Eh [mV vs. SHE]

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-0,5 -0,4 -0,3 -0,2 -0,1 0,0 0,1 0,2

Rec

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n [%

]

Eh [mV vs. SHE]

Figura 17: Recuperación de enargita en función del Eh.

Izquierda: pH 2. Derecha: pH 10 (Kantar, 2002).

La Figura 18 (Izquierda) muestra la recuperación en función del potencial de la pulpa en

presencia de etil xantato a pH 10,5. La máxima recuperación se alcanza a potencial

entre 0.15 V y 0.27 V. Aquí ocurriría la adsorción de xantato (X-) en la superficie

formando xantato cuproso (CuX). A potencial mayores a 0.35 V, la recuperación cae,

esto porque el CuX formado inicialmente es oxidado por la exposición de exceso de

oxígeno.

34

En la Figura 18 (Derecha) se observa que la recuperación de la enargita disminuye al

aumentar el pH, en presencia de H2O2. Esto puede deberse a la completa

descomposición de CuX a CuO en condiciones alcalinas. Como el pH crece, la

superficie de la enargita está más oxidada. A pH 10,7, en presencia de agente oxidante,

la superficie del mineral está completamente cubierta de especies hidrófilas productos

de la oxidación.

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-300 -200 -100 0 100 200 300 400 500 600

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argi

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Eh [mV vs. SHE]

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4 5 6 7 8 9 10 11 12 13

Rec

uper

ació

n en

argi

ta [

%]

pH Figura 18: Izquierda: Recuperación de enargita en f unción del potencial de la pulpa,

[NaEX]= 5 x 10 -3 M, pH 10,5. Derecha: Recuperación de enargita vs p H,

[NaEX]= 5 x 10 -3 M, 0,5% H2O2 en peso (Kantar, 2002).

Senior et al. (2006) buscaron determinar la dependencia del potencial de la pulpa en la

flotación de la enargita para ciertos valores de pH. Para analizar el efecto del potencial

de la pulpa en la flotación de otros minerales de cobres, los datos que se presentan en

este trabajo se obtienen de la base de datos CSIRO Minerals.

En base a los resultados obtenidos se concluye que es posible separar enargita de

otros minerales de cobre controlando el potencial de la pulpa de la siguiente forma:

• Flotar sulfuros de cobre, como calcosina, de enargita a pH 11 después de ajustar el

potencial de la pulpa en aproximadamente -125 mV vs. SHE (ver Figura 19,

Izquierda).

• Flotar enargita de sulfuros Cu-Fe, como calcopirita, a pH 8 después de ajustar el

potencial de la pulpa en 0 mV vs. SHE (ver Figura 19, Derecha).

35

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n 1

min

[%]

Eh [mV vs.SHE]Enargita

Calcosina

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Rec

uper

ació

n 1

min

[%]


Calcopirita Figura 19: Recuperación 1 min en función del potenc ial de la pulpa. Izquierda: Calcosina –

enargita. pH 11. Derecha: Calcopirita – enargita. p H 8. (Senior et al., 2006).

Guo y Yen (2005), a través de pruebas de flotación electroquímica de un sólo mineral,

indican que la enargita muestra buena flotabilidad a potenciales más altos que 441 mV

vs. SHE, mientras que la calcopirita fue completamente depresada a potenciales más

altos que este valor (ver Figura 20, Derecha).

0

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Eh [mV vs. SHE]

Enargita

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Rec

uper

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n [%

]


Calcopirita Figura 20: Recuperación en función del potencial de la pulpa, pH 10.

Izquierda: sin colector. Derecha: 7 x 10 -5 M PAX (Guo y Yen, 2005).

Además, Guo y Yen (2002) indican que la película hidrófoba en la superficie de la

enargita en una solución con PAX es dixantógeno, y este comenzaba a formarse en la

superficie del electrodo en soluciones a 7 x 10-4 M PAX desde 41 mV vs. SHE a pH 10 y

desde -34 mV vs. SHE a pH 7. La película de dixantógeno alrededor de la superficie de

la enargita comienza a ser viscosa y esto hace dificultoso para la burbuja de aire

adherirse a la superficie de mineral.

36

En el trabajo de Baltierra (2001) se realizaron pruebas de flotación, bajo las mismas

condiciones, de las especies enargita, calcopirita, calcosina y pirita, pre-acondicionadas

con peróxido de hidrógeno (H2O2) a pH 9,8, ajustando la dosis del oxidante para

obtener valores de potencial redox entre 285 a 410 mV vs. SHE. En la Figura 21 se

muestra que aplicando una oxidación previa al proceso de flotación, la pirita y la

calcosina se deprimen antes que las otras especies en estudio, a alrededor de 350 mV

vs. SHE. La calcopirita resiste mejor la condición oxidante, pero paulatinamente también

la recuperación baja en el rango de 350 a 400 mV vs. SHE. Se observa que la enargita

mantiene la mayor recuperación en todo el rango de potencial.

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20

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280 300 320 340 360 380 400 420

Rec

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n [%

]

Eh [mV vs. SHE]

EnargitaCalcopiritaPiritaCalcosina

Figura 21: Recuperación en función de Eh, pH 9,8. 3 0 min de pre-tratamiento con H 2O2 (Baltierra,

2001).

La oxidación de sulfuros de Cu y Fe en medio alcalino formaría una capa de óxido e

hidróxido del metal pesado (por ejemplo CuO, Cu(OH)2).

La enargita sometida a oxidación en medio alcalino, consumiría el agente oxidante

primero en las reacción de conversión superficial del ión tetra-tioarseniato (AsS43-) a ión

arseniato (AsO43-) y formación de un residuo sulfurado que le permitiría conservar su

37

buena flotabilidad. Sin embargo, es predecible que bajo condiciones oxidantes más

drásticas, la enargita pierda también su flotabilidad por oxidación de esta capa residual

sulfurada y formación de un nuevo recubrimiento de CuO o Cu(OH)2.

Hernández (2003) encontró que la enargita mantiene su buena flotabilidad después del

pre-tratamiento oxidante, debido a la posible formación de azufre elemental en su

superficie, pero la pierde completamente después del pre-tratamiento reductor. La

Figura 22 muestra los resultados de la recuperación de enargita en los dos casos de

estudio: pretratamiento de oxidación y de reducción. En ambos gráficos se observa que

al variar el tipo de colector, al utilizar tionocarbamato se obtienen los mejores

resultados. Se abrevia el etil-isopropil xantoformiato como EIPXF, el etil-isopropil

tionocarbamato como EIPTC y el di-isobutil ditiofosfato de sodio como DIBDTNA.

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550 570 590 610 630 650

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narg

ita [

%]

Eh [mV vs. SHE]

EIPXF

EIPTC

DIBDTNA

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-400 -300 -200 -100 0 100 200 300 400 500

Rec

uper

ació

n en

argi

ta [

%]

Eh [mV vs. SHE]

EIPXFEIPTCDIBDTNA

Figura 22: Recuperación de enargita en función del potencial Izquierda: Con pre-tratamiento de

oxidación a pH 4 y flotación a pH 10,5. Derecha: Co n pre-tratamiento de reducción y flotación a pH

10,5. Dosis Colector 0,5 ppm. Dosis MIBC 6 ppm (Her nández, 2003).

A fin de comparar lo expuesto por diferentes autores citados, se construyen las figuras

23 y 24, en las cuales se presentan los resultados experimentales de la recuperación de

enargita y calcopirita en función del potencial respectivamente.

38

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ta [%

]

Eh [mV vs. SHE]

pH 8 - Senior 2006

pH 9 - Yen y Tajadod, 2000

pH 9,8 - Baltierra, 2001

pH 10 - Guo y Yen, 2005

pH 10,5 - Kantar, 2002

pH 11,5 - Menacho, 1993

Figura 23: Recuperación de enargita en función del potencial. Resumen artículos.

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Rec

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n ca

lcop

irita

[%]

Eh [mV vs. SHE]

pH 8 - Senior, 2006

pH 9 - Yen y Tajadod, 2000

pH 9,8 - Baltierra, 2001

pH 10 - Guo y Yen, 2005

pH 11,5 - Menacho, 1993

Figura 24: Recuperación de calcopirita en función d el potencial. Resumen artículos.

39

Si bien los autores considerados encuentran en sus trabajos rangos de potencial en los

cuales es posible flotar y/o deprimir enargita, y así alcanzar una selectividad entre los

sulfuros de cobre considerados, estos resultados dependen fuertemente de las

condiciones de flotación y características de los minerales en estudio utilizados, siendo

particulares para cada caso incluido en este informe. Además, los resultados mostrados

anteriormente indican una dependencia del pH en la flotabilidad de las dos especies

analizadas.

2.3.2. Uso de reactivos

Tajadod y Yen (1997) investigaron la posible separación selectiva de enargita y

calcopirita, utilizando los depresantes NaCN y KMnO4.

El efecto del cianuro de sodio y permanganato de potasio en la pre-adsorción de

xantato a pH 9 se muestra en la Figura 25. Se concluye que la densidad de adsorción

de xantato en estas condiciones en la superficie del mineral está en el orden enargita

sintética < enargita natural < calcopirita.

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1

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0 5 10 15 20

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sida

d de

Ads

orci

ón [

mg/

m2 ]

Tiempo de contacto [min]

Enargita sintética

Enargita natural

Calcopirita

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0 5 10 15 20

Den

sida

d de

Ads

orci

ón [

mg/

m2 ]


Enargita sintéticaEnargita naturalCalcopirita

Figura 25: Efecto del tiempo de contacto del depres ante en la pre-adsorción de xantato a pH 9, 20

mg/l PAX. Izquierda: 15 mg/l NaCN. Derecha: 50 mg/l KMnO 4. (Tajadod y Yen, 1997).

Además, se encuentra que utilizando NaCN, la recuperación de la calcopirita se reduce

desde 82% a 35% a los 2 minutos y a los 20 minutos crece hasta 65% (Figura 26). Esto

40

indica que la enargita podría ser depresada y separada parcialmente desde calcopirita

utilizando cianuro para un tiempo de contacto prolongado.

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]


Enargita sintética

Enargita natural

Calcopirita

Figura 26: Efecto del tiempo de contacto del cianur o de sodio en la recuperación metalúrgica, a

pH 9, 20 mg/l PAX y 15 mg/l NaCN (Tajadod y Yen, 19 97).

Además, Yen y Tajadod (2000) presentan otro método en el cual se deprime la enargita

y flota la calcopirita. Se utiliza un depresante selectivo de enargita, que es una mezcla

de magnesio amonio, el cual fue preparado mezclando 0,5 M de cloruro de magnesio

(MgCl2*6 H2O), 2,0 M de cloruro de amonio (NH4Cl) y 1,5 M de hidróxido de amonio

(NH4OH). Este depresante inhibe la adsorción de xantato en la superficie de la enargita.

En la superficie de la enargita se forma AsO43-, el cual tiene gran afinidad con el

magnesio, formando el complejo hidrófilo AsO4NH4Mg*6H2O. Este complejo bloquea la

adsorción de xantato en la superficie de la enargita. En la Figura 27 se presenta los

resultados metalúrgicos en función de la dosis de MAA.

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]

Concentración de MAA [mg/L]

Enargita sintéticaEnargita naturalCalcopirita

Figura 27: Efecto concentración MAA en la recuperac ión, pH 9, 20 mg/l PAX (Yen y Tajadod, 2000).

Muñoz (1998) evalúo la hipótesis de depresar enargita selectivamente de los

concentrados finales de cobre, mediante la formación específica del complejo

MgNH4AsO4*6H2O sobre la superficie de la enargita. Se desarrollaron pruebas de

flotación de ciclo abierto para probar la efectividad del complejo depresante. La

evaluación del complejo depresante se hizo a nivel de segunda etapa de limpieza y sólo

se consiguió un efecto depresante menor, bajando la recuperación de arsénico a

alrededor de un 87% a pH 10.

En el trabajo de Baltierra (2001) se realizaron pruebas con la mezcla de amonio

magnesio, ampliando el rango de concentración. Los resultados de estas pruebas

mostraron un efecto depresor sobre la enargita, alcanzando alrededor de un 50%.

42

2.4. ANTECEDENTES SOBRE LA FAENA

2.4.1. Mina Doña Inés de Collahuasi

Los yacimientos que explota Collahuasi están ubicados en el norte de Chile, en la

Provincia de Iquique, de la Primera Región de Tarapacá, a 185 kilómetros al sureste de

la ciudad de Iquique — en el altiplano chileno—, a una altitud promedio de 4.400 metros

sobre el nivel del mar (Figura 28).

Figura 28: Mapa de ubicación Collahuasi.

2.4.2. Accionistas

Collahuasi pertenece a compañías subsidiarias de Anglo American plc (44%), a

compañías subsidiarias de Xstrata plc (44%) y a un consorcio de compañías japonesas

lideradas por Mitsui & Co., Ltd. (12%).

43

Anglo American plc es un líder global en minería y recursos naturales, enfocado a

agregar valor para sus accionistas, clientes, empleados y las comunidades en las

cuales el grupo tiene operaciones. Posee activos diversificados y de gran calidad en

oro, platino, diamantes, carbón, metales básicos y ferrosos, minerales industriales,

papel y empaques. En Chile, Anglo American es el propietario y operador de cinco

divisiones: Los Bronces, Mantos Blancos, Mantoverde, El Soldado y Fundición Chagres.

Xstrata plc es una compañía minera con activos diversificados en cobre, carbón, zinc,

níquel, aleaciones ferrosas, vanadio, oro, plata, aluminio y plomo. En Chile es el dueño

y operador de Lomas Bayas y Fundición Altonorte. Adicionalmente, es propietario del

70% del proyecto El Morro.

El consorcio japonés está encabezado por Mitsui & Co., Ltd., una de las mayores

compañías de trading de la nación nipona, y comprende a las compañías Nippon Mining

& Metals Co., Ltd. y Mitsui Minino & Smelting Co., Ltd.

2.4.3. Historia

La actividad minera del distrito Collahuasi se remonta al año 1880, cuando se

explotaban los sistemas de vetas de cobre-plata de alta ley, operación que se vio

interrumpida en 1930, a raíz de la crisis económica mundial.

Las actividades en el área no se reiniciaron hasta 1978, año en el cual se identificaron

los componentes clave del yacimiento Rosario. Posteriormente, en 1991, una

combinación de estudios basados en imágenes satelitales, levantamientos

aerofotogramétricos y terrestres y actividades de perforación de sondajes, dieron como

resultado el descubrimiento del yacimiento Ujina.

Los estudios de factibilidad y de impacto ambiental del Proyecto Collahuasi fueron

aprobados en 1995. A fines del año siguiente, habiéndose suscrito los acuerdos de

financiamiento y comercialización, se dio inicio a la etapa de desarrollo y construcción

44

del proyecto, cuya inversión fue de US$ 1.800 millones, una de las más importantes en

la historia de la industria minera. En el año 1999 se pusieron en marcha las actividades

comerciales de la Compañía.

Posteriormente, se aprobó la ejecución del Proyecto de Transición Ujina-Rosario, que

consistió en el traslado de las actividades extractivas desde el yacimiento Ujina al de

Rosario, conjuntamente con la ampliación de la capacidad de tratamiento de la planta

concentradora de 60 mil toneladas/día a 110 mil toneladas/día. La ejecución de estos

trabajos se inició a fines del año 2002 y se completó a mediados del 2004, a un costo

de US$ 624 millones.

En enero de 2005 comenzó la construcción del proyecto Planta de Molibdeno, que

contempló la instalación de una planta para la flotación selectiva de molibdeno. La

puesta en marcha de la planta se inició en octubre del 2005. En la actualidad, la

Compañía produce y comercializa tres productos: concentrado de cobre, cátodos de

cobre, y —a partir de noviembre de 2005— concentrado de molibdeno.

2.4.4. Reservas mineras

Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi SCM en su informe del proceso de

actualización y declaración de Recursos y Reservas Mineras al 31 de Diciembre 2007,

presenta un incremento significativo del 28% en dichos recursos, los cuales aumentan

de los 4.055 millones de toneladas con una ley de cobre de 0,80% declarados el 31 de

diciembre de 2006 a 5.185 Mton con una ley de cobre de 0,83% y un incremento de 25

% en las reservas mineras, las cuales aumentan de las 1.758 millones de toneladas con

una ley de cobre de 0,89% declaradas el 31 de Diciembre de 2006 a 2.204 millones de

toneladas con una ley de cobre de 0,82%.

El significativo aumento de recursos y reservas mineras ha sido el resultado de una

intensa campaña de exploraciones llevada a cabo durante el año 2007, la cual ha

significado obtener un mejor reconocimiento de los depósitos existentes, como también

45

la incorporación del depósito Rosario Oeste, el que ha permitido incrementar los

recursos de minerales de Collahuasi en 746 millones de toneladas con una ley de cobre

de 1,06%.

El tamaño y calidad de sus reservas mineras, así como también la tecnología utilizada

en la extracción, tratamiento y comercialización de sus minerales, hacen de Collahuasi

unos de los principales productores de Cu del mundo con una participación aproximada

de 3% en el mercado mundial y 10% en el mercado nacional.

2.4.5. Operación minera

Los depósitos de Rosario y Ujina son las principales fuentes de recursos y reservas

minerales compuestas principalmente de mineralización secundaria de cobre y una

pequeña mineralización de óxidos, adicionalmente a éstos se encuentran varios

pequeños depósitos de óxidos exóticos denominados Huinquintipa Este y Capella

Oeste y Norte, siendo en estos depósitos donde se concentró principalmente la

explotación minera durante el año 2007.

En el año 2006, las operaciones mineras se desarrollaron simultáneamente en los

yacimientos de Rosario, Ujina y Huinquintipa. En total se removieron 172 millones de

toneladas, de las cuales 118 millones de toneladas correspondieron a material estéril.

2.4.6. Planta concentradora

La operación de la planta concentradora fue diseñada inicialmente para una

alimentación de 60.000 toneladas/día de mineral sulfurado, y cuenta con una

ampliación de su capacidad de tratamiento a 110 mil toneladas/día. El mineral extraído

de cada mina es transportado en camiones al chancador primario, localizado al costado

46

de cada rajo. El mineral chancado es enviado vía correas transportadoras cubiertas

hasta el acopio, ubicado en el sector de Ujina.

El mineral del acopio es conducido mediante correas transportadoras a tres circuitos

paralelos de molienda, donde se contemplan los siguientes equipos y operaciones.

Existen tres molinos semiautógenos SAG con chancado de pebbles, los cuales retornan

al stock-pile de mineral. El circuito de molienda consta de dos líneas idénticas, cada

una con un molino SAG de 32’ con 8.000 KW de potencia instalada, seguido de un

molino de bolas de 22’ con 8.000 KW de potencia instalada. La tercera línea de

molienda consta de un molino SAG de 40’ seguido de dos molinos de bolas de 26’ de

diámetro, con 15.500 KW de potencia instalada cada uno.

La pulpa de material fino que se obtenga de los hidrociclones es enviada al circuito de

flotación. Las etapas involucradas en la flotación son flotación primaria, primera y

segunda limpieza, flotación de barrido y remolienda de concentrado.

La pulpa de concentrado de cobre proveniente del circuito de flotación es alimentada a

un espesador. El concentrado es impulsado por un mineroducto de 203 km de

extensión a la planta de flotación selectiva Cu-Mo en Puerto Patache.

2.4.7. Planta de óxidos

La planta de óxidos procesa minerales oxidados y mixtos de los yacimientos ya

mencionados anteriormente y está conformada por las operaciones de chancado,

aglomeración, lixiviación en pilas, extracción por solventes y electrodepositación.

La plata de óxidos fue diseñada inicialmente para producir 50.000 toneladas/año de

cobre en cátodos grado A. Esta cantidad ha ido en aumento con los años, llegando en

el 2007 a producir 58,1 mil toneladas de cobre en cátodos.

47

Los cátodos son transportados al Puerto de Iquique para su viaje a varias destinaciones

finales.

2.4.8. Producción

En la Tabla 3 se compara la producción de cobre en concentrados y cátodos desde el

2004 al 2007, además de la incorporación en el 2006 de la producción de molibdeno.

Tabla 3: Resumen Producción 2004 – 2007.

Producción

(miles de toneladas)

Cobre en concentrado 423 366 380 407

Cátodos 58 61 60 58

Total de cobre 481 427 440 465

Molibdeno

(toneladas)

2007

3.362 4.038

2004 2005 2006

2.4.9. Comercialización de concentrados

La comercialización de concentrados de cobre es un tema de especial relevancia para

el país, debido a que desde Chile se realiza prácticamente la mitad del comercio

internacional de concentrados de cobre.

Los contratos de venta de concentrados establecen que el cobre contenido en ellos,

menos la deducción metalúrgica acordada, es pagado por el comprador al vendedor al

promedio de las cotizaciones diarias oficiales para cátodos de cobre determinadas por

algunas de las bolsas de metales (LME o Comex).

Como al concentrado de cobre le faltan dos procesos para llegar a cátodo de cobre

(fusión y refinación) y aún así se vende sobre la base de precio para cátodos de cobre,

corresponde aplicar descuentos que reflejen los procesos faltantes. Se utilizan cargos

48

para establecer tales descuentos. Los más comunes son el cargo por tratamiento (TC),

que refleja el proceso de fusión, y el cargo de refinación de cobre (RC), que expresa el

proceso de refinación electrolítica.

En algunas oportunidades los concentrados de cobre pueden contener elementos que

tendrán un impacto negativo en la operación de una fundición. La mayor parte de las

fundiciones compran de preferencia concentrados limpios (relativamente libres de

impurezas) salvo que tengan capacidad disponible de remover impurezas y puedan

comprar concentrados más complejos. Esto les dará ventajas de TC/RC y penalidades.

Los elementos normalmente penalizados son Arsénico, Antimonio, Bismuto, Plomo,

Zinc, Mercurio, Cloro y Flúor.

También las penalidades son términos comerciales y tienden a subir cuando hay

abundancia de concentrados y a bajar cuando hay escasez.

2.4.10. Aplicación del trabajo de tesis en la indus tria, caso de estudio Rosario

Oeste

La mineralogía del sector Rosario Oeste está compuesta principalmente por calcosina,

bornita, calcopirita, enargita y tenantita. Para separar el arsénico, presente

principalmente como enargita, del resto de los minerales de cobre pertenecientes al

sector Rosario Oeste, se proponen las siguientes vías:

• Si la planificación de la explotación lo permitiese, se lograría obtener un concentrado

de Cu rico en As y otro pobre en As, bajo los límites permitidos de As (en Figura 29

corresponde a la vía (1)).

• Vía flotación de minerales:

49

• En caso de contar con una metodología que logre separar enargita parcial o

completamente de otros sulfuros de cobre mediante flotación de minerales, se

generaría un concentrado limpio de As comercial (bajo los limites aceptados por

la fundición) y otro rico en As, a partir del concentrado (en Figura 29, vía (2)) o

mineral (en Figura 29, vía (3)).

• Vía lixiviación de minerales

• Lixiviación en pilas del mineral rico en arsénico (en Figura 29, vía (4)).

• Lixiviación de todo el concentrado (en Figura 29, vía (5)).

• Lixiviación de todo el concentrado de cobre o parte de él con alto contenido de

arsénico obtenido por la vía de flotación de minerales (en Figura 29, vía (6)).

Figura 29: Esquema plan de procesamiento de mineral es de Rosario Oeste.

De las alternativas planteadas anteriormente, la lixiviación de minerales significaría un

detrimento de la recuperación de cobre debido a la presencia de minerales refractarios

Rosario Oeste (Cs, Bo, Cpy, En)

Lixiviación

Conc Limpio As

Conc Rico As

Conc Limpio As

Conc Rico As

Plan Minero

Separación As Flotación

Concentrado

Limites Fundición

Mineral Pobre As

Mineral Rico As

Conc Limpio

As

Conc Rico As

Separación As Flotación

Concentrado

Todo Conc

Flotación

Parte Rico As

(1) (2)

(3)

(4)

(5) (6)

Mineral Rico As

Pilas

50

a la lixiviación. La ventaja de la flotación está en que es una tecnología utilizada por

muchos años en la industria y permite alcanzar recuperaciones más altas.

Dentro del plan anterior, este trabajo se enmarca en la generación de una metodología

que separe la mayor parte de enargita del resto de los minerales de cobre de un

concentrado colectivo, por medio de flotación, para así obtener un concentrado de

cobre de bajo arsénico, los cuales serían las colas de esta etapa de flotación selectiva.

Este trabajo se justifica por la necesidad de la empresa de flotar selectivamente

arsénico desde el concentrado colectivo pensando en el desarrollo del proyecto de

Rosario Oeste, dado que, si su presencia es mayor a los niveles permitidos, se corre el

riesgo de altas penalizaciones en su comercialización.

51

3. TRABAJO EXPERIMENTAL

3.1. CARACTERIZACIÓN DE LAS MUESTRAS DE CONCENTRADO

Las pruebas de esta investigación se enfocan principalmente en la separación de la

enargita desde la muestra de concentrado final de Compañía Minera Doña Inés de

Collahuasi. Dicha muestra es tomada desde el stock de concentrado ubicado en Puerto

Patache, siendo muestreada desde el sector donde se acopian los concentrados con

alto contenido de As. Esta muestra corresponde a concentrado generado por el

procesamiento del mineral del depósito Rosario, actualmente en explotación.

3.1.1. Preparación de muestras

Una vez recibida la muestra de 100 kg, se corta en paquetes de 1 kg según el protocolo

de mezclado y preparación detallado en el Anexo A. Para chequear este procedimiento

de mezclado y preparación, se toman 5 paquetes al azar y se realiza un análisis

químico completo. El proceso de mezclado es aceptado si la desviación porcentual de

estas 5 medidas es menor o igual al 5%. En caso contrario, se deben desembolsar los

paquetes y repetir el proceso descrito. Los resultados del análisis químico se presentan

a continuación.

52

3.1.2. Análisis químico

Se realizan en el Laboratorio Químico de SGS Lakefield Santiago.

Como lo muestra la Tabla 4, la desviación es menor al 5% en los elementos principales,

como Cu, Fe, Mo, S y As, por lo cual el proceso de mezclado es aceptado.

Tabla 4: Resultados análisis químico muestras de co ncentrado.

Elemento Promedio Desviación estándar Error [%]Cu [%] 24,6 0,08 0,33

Fe [%] 26,5 0,75 2,83

Mo [%] 0,048 0,001 2,08

S [%] 35,4 0,36 1,02

As [%] 0,33 0,01 3,03

Ag [g/t] 87,2 2,64 3,03

Au [g/t] 0,98 0,19 19,39

Zn [%] 0,8 0,06 7,50

Cd [%] 0,004 0,0004 10,00

Pb [%] 0,024 0,003 12,50

Bi [%] 0,011 0,001 9,09

Sb [%] 0,017 0,002 11,76

Hg [ppm] 0,27 0,17 62,96

Cu Soluble [%] 1,09 0,06 5,50

Insoluble [%] 8,38 0,46 5,49

Sulfato Soluble [%] 0,43 0,08 18,60

3.1.3. Análisis microscópico

El análisis microscópico se realiza en el Laboratorio de Microscopía de Minerales y

Medio Ambiente de Guarachi Ingenieros Ltda por Carmen Pérez Delard.

53

a. Especies mineralógicas

Calcopirita CuFeS2

Calcosina Cu2S

Digenita Cu9 S5

Covelina CuS

Enargita Cu3AsS4

Bornita Cu5FeS4

Idaita Cu3FeS4

Tenantita Cu3AsS3

Blenda ZnS

Molibdenita MoS2

Rutilo TiO2

Pirita FeS2

Magnetita Fe3O4

Limonita Fe2O3*nH2O

Ganga silícea

Entre las especies de cobre, la más representativa corresponde a calcopirita (37,90%).

En bastante menor proporción se observa covelina, enargita y bornita, y en menor

grado se presenta digenita, calcosina y tenantita.

La muestra está constituida por un 13,76% de ganga no metálica. Existen indicios de

blenda y molibdenita. La ganga de hierro está representada principalmente por pirita

(32,66%), indicios de magnetita y trazas de limonita.

b. Composición mineralógica

En la Tabla 5 se muestra la proporción de especies mineralógicas encontradas en la

muestra de concentrado extraída de Puerto Patache.

54

Tabla 5: Composición mineralógica 100% base mineral .

Especie % en Peso Cu Fe S As Mo Zn[%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

Calcopirita 37,9 13,11 11,52 13,27

Calcosina 0,67 0,54 0,14

Digenita 1,68 1,32 0,37

Covelina 7,27 4,83 2,44

Enargita 1,06 0,51 0,35 0,2

Bornita 3,52 2,23 0,39 0,9

Tenantita 0,69 0,36 0,2 0,14

Blenda 0,4 0,13 0,27

Molibdenita 0,09 0,04 0,06

Pirita 32,66 15,22 17,44

Magnetita 0,2 0,15

Limonita 0,08

Ganga 13,76

TOTAL 99,98 22,9 27,28 35,28 0,34 0,06 0,27

c. Caracterización de las especies de cobre sulfurado

Representado por calcopirita, calcosina, digenita, covelina, bornita, tenantita y enargita.

Sus características se describen a continuación.

El grado de liberación, asociación y oclusión de estas especies es:

• Liberado en un 91,54%.

• Asociado en un 8,46% a las siguientes especies:

• Pirita (4,19%).

• Ganga (4,27%).

Las especies de cobre, tanto liberadas como asociadas, presentan un tamaño

granulométrico promedio de 37 µm (aprox. 400# Ty), fluctuando entre un tamaño

máximo de 231 µm (aprox. 65# Ty) y mínimo de 2 µm. Según el estado como se

presenta, su tamaño granulométrico es el siguiente:

• Liberada: 37 µm.

• Asociada: 39 µm.

55

Se observa que las especies portadoras de As (enargita y tenantita) están

completamente liberadas, con un tamaño promedio de 33 µm y 28 µm respectivamente.

En el Anexo B se detalla la liberación y asociación de las especies de cobre en relación

a su tamaño granulométrico, de acuerdo a las especies con que coexiste.

a.4. Oxidación superficial

Dado que la muestra utilizada para la realización de las pruebas fue extraída desde el

acopio de concentrados, es necesario examinar microscópicamente si existe algún

grado de oxidación de las superficies de las partículas sulfuradas de Cu y As.

Escasamente se observan algunos granos de calcopirita con oxidaciones en parte de

sus bordes, sobre todo en aquellas que presentan pequeñas fracturas.

Aproximadamente esta oxidación es prácticamente nula y alcanza un 0,07%.

3.1.4. Densidad por picnometría

En la Tabla 6 se muestran los resultados de la picnometría. El detalle del procedimiento

para determinar la densidad de la muestra de concentrado aparece en el Anexo C.

Tabla 6: Densidad por picnometría.

Densidad concentrado[t/m 3]

Densidad promedio 3,85Desviación estándar 0,0371

56

3.1.5. Análisis granulométrico

En la Tabla 7 se presentan los resultados del análisis granulométrico a la muestra de

concentrado, la cual presenta un P80 de 96 µm. En el Figura 30 se grafica la distribución

granulométrica.

Tabla 7: Análisis granulométrico.

Tamiz (ASTM) Apertura Fracción retenida Fracción Acum.[#] [µm] [%] [%]70 212 1,31 98,69

100 150 4,03 94,67

140 106 9,96 84,71

200 75 15,08 69,63

270 53 16,57 53,05

325 45 7,64 45,42

400 38 4,00 41,42

-400 - 41,42 -

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000

Fu

%

Apertura um

Figura 30: Distribución granulométrica muestra de concentrado.

57

3.2. EQUIPO EXPERIMENTAL

3.2.1. Máquina de flotación

Se utiliza la celda Labtech-ESSA (FM1000 Model Nº 101867). Corresponde a una

máquina de flotación “batch” de laboratorio, la que se muestra en la Figura 31, la cual

cuenta con una celda de acrílico, de paredes y fondo plano. Ésta a su vez cuenta con

difusores radiales en su base para proporcionar un mejor mezclamiento.

La máquina tiene un rotámetro (Dwyer) graduado de 5 a 25 l/min para medir del flujo de

aire. Cuenta además con un manómetro (Festo) para medir la presión del aire, o gas si

corresponde, utilizado en las experiencias, el cual está graduado de 0 a 36 psi.

Para medir la velocidad de agitación la máquina está dotada de un sensor digital cuya

precisión, informada por el fabricante, corresponde a 2% aproximadamente. La

velocidad de agitación de esta máquina, puede llegar hasta 1200 rpm.

La celda utilizada tiene 5,1 litros de volumen útil. El área de la celda, medida en la

región de interfase pulpa-espuma y descontando el área ocupada por el eje del impeler,

corresponde a 397 cm2. Por su parte el impeler tiene un diámetro de 10,7 cm y un alto

de 2,7 cm, lo cual da una razón de aspecto (diámetro/altura) igual a 3,96 (Figura 32).

Para retirar la espuma durante las pruebas de flotación se utiliza la paleta mostrada en

las figuras 33 y 34.

58

Figura 31: Máquina de flotación Labtech-ESSA.

Figura 32: Impeler Labtech-ESSA.

59

Figura 33: Paleta de flotación.

Figura 34: Paleta en celda de flotación.

60

3.2.2. Equipos auxiliares

A continuación se presenta una lista con los principales equipos auxiliares utilizados

durante la realización del trabajo:

• Medidor de pH (CORNING pH-meter 445, con electrodo CORNING cat Nº 476436).

• Medidor de potencial (HANNA HI 3131, sistema de referencia Ag/AgCl).

• Balanzas de precisión (SARTORIUS, modelos: BL-1500-S, BL-6100, 2842).

• Compresor de aire (JOINVILLE, modelo Schultz, tipo CRPM-757), con capacidad

para 230 psi.

3.3. PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL

3.3.1. Calibración de equipos

Para la realización de las pruebas experimentales es necesario contar con mediciones

confiables de las distintas variables. A continuación se presentan los distintos

protocolos de calibración.

a. Rotámetro

El rotámetro perteneciente a la celda Labtech-ESSA se debe calibrar por el método de

la probeta invertida. Este método consiste en medir el tiempo necesario para desplazar

61

un volumen conocido de agua desde una probeta invertida que previamente se ha

llenado de este elemento (Figura 35).

t1

t2

VolumenDesplazado

Probeta invertida Impeler

Celda de flotación Figura 35: Método de la probeta invertida.

Una vez que se cuenta con la curva de calibración del rotámetro, que relaciona el flujo

nominal con el real, se procede a expresar dichos flujos en litros por minuto a

condiciones estándar de presión y temperatura (Qstd) según la siguiente expresión:

][][696,14

][15,273][][][ min

minKTpsi

KpsiPQQ

lreall

std = (7)

donde:

P : Presión de admisión de aire a la celda [psi]. Es aproximadamente igual a la

presión atmosférica.

T : Temperatura ambiente [K].

Qreal: Flujo real de aire [l/min] incorporado a la celda a la presión P y temperatura T.

62

Qstd: Flujo de aire [l/min] en condiciones estándar de presión y temperatura.

Esta ecuación deriva a partir de la ecuación de los gases ideales, y por simplicidad, la

temperatura T y la presión P corresponden a aquellos parámetros con que se calibra

cada rotámetro.

Los valores de Jg se calculan a partir de Qstd y el valor del área de la celda, por lo tanto

corresponden a la velocidad superficial de gas en condiciones estándar de presión y

temperatura. En la Tabla 8 se presentan los valores de flujo con los cuales se trabaja.

El coeficiente de correlación R2 obtenido para la curva de calibración del rotámetro es

0,988. En el Anexo D aparece el detalle de estos cálculos.

Tabla 8: Calibración rotámetro de celda Labtech-ESS A.

Qnom Qreal Qstd Jg[l/min] [l/min] [l/min] [cm/s]

8,0 10,4 9,7 0,41

9,0 11,6 10,8 0,45

9,5 12,2 11,4 0,48

11,0 14,0 13,1 0,55

14,3 18,0 16,8 0,71

19,1 23,9 22,3 0,93

b. Medidor de pH

El medidor de pH se debe calibrar diariamente, previo al período de realización de

pruebas experimentales. Se utilizan los buffer pH 4, 7 y 11. El procedimiento es el

estándar para este tipo de medidores.

c. Medidor de potencial

El medidor de potencial se debe calibrar diariamente, previo al período de realización

de las pruebas experimentales. Se utiliza una solución buffer de 240 mV vs. Ag/AgCl. El

63

procedimiento es el estándar para este tipo de medidores. Las lecturas de potencial se

reportan en este informe respecto al electrodo estándar de hidrógeno (SHE), el cual se

determina según la siguiente ecuación.

ESHE = EMed + ERef (8)

donde:

ESHE: Potencial con respecto al electrodo estándar de hidrógeno.

EMed: Potencial leído por el electrodo de referencia de Ag/AgCl.

ERef: Potencial relativo entre el electrodo usado en las mediciones y el SHE. Su valor

es 204 mV para el tipo de relleno del electrodo (4 M KCl saturada) y la

temperatura (20°C).

3.3.2. Protocolo de flotación

Durante la prueba de flotación se siguen los siguientes pasos:

1. Colocar en la celda de flotación el concentrado con el porcentaje de sólido en

peso correspondiente. Es conveniente agregar gradualmente el concentrado a la

celda agitada a las rpm de la prueba.

2. Una vez que esté bien agitado medir el pH natural y agregar el regulador de pH

correspondiente para llegar al pH de operación.

3. Medir el potencial de la pulpa, y agregar el regulador correspondiente para

alcanzar el potencial de la prueba. Se acondiciona la pulpa por 30 min.

Terminado este tiempo, se mide el pH y potencial. Si es necesario se debe

ajustar el pH al definido para cada prueba.

64

4. Una vez alcanzado el pH, retirar los sensores correspondientes y agregar los

reactivos (colectores, espumantes, agentes oxidantes, depresantes, etc.). Hecho

esto, comenzar a medir el tiempo de acondicionamiento (1 min). Asegurar de

tener en posición la bandeja para recoger el concentrado.

5. Terminado el tiempo de acondicionamiento de 1 min, abrir lentamente el paso del

aire hasta alcanzar el valor requerido para la prueba. Si es necesario, agregar

agua con el mismo pH y potencial de la pulpa, de manera de alcanzar un nivel tal

que la espuma mineralizada rebalse adecuadamente hacia la bandeja de

colección. Iniciar la medición del tiempo de flotación cuando la espuma comience

a rebalsar.

6. Durante el transcurso de la flotación, el retiro de la espuma mineralizada debe

ser apoyado por un paleteo metódico. Mantener la frecuencia del paleteo (cada

15 segundos) durante toda la prueba de flotación. La remoción de espuma se

lleva a cabo de modo manual, para lo cual se cuenta con una paleta que permite

cubrir la totalidad de la espuma.

7. El nivel de la pulpa debe ser mantenido agregando agua adicional, la mínima

necesaria y con el mismo pH y potencial de la pulpa.

8. Terminado el tiempo de flotación, cortar el paso de aire. Finalmente, cortar la

agitación y limpiar adecuadamente el equipo.

9. Filtrar los concentrados cinéticos y relave en el filtro de vacío, debidamente

identificados.

10. Secar los productos filtrados en estufa a una temperatura entre 80º - 100ºC.

11. Pesar cada producto de la prueba de flotación y pulverizar para enviar a análisis

químico (100% -140# ASTM).

12. Enviar a análisis químico cada producto por Cu, Fe, S, As, Mo.

65

Las pruebas son cinéticas, separando el concentrado en las siguientes fracciones de

tiempo: 0-1, 1-2, 2-4, 4-8 y 8-16 minutos de flotación. Para ello es necesario disponer

de bandejas de recepción de concentrados debidamente rotuladas.

3.3.3. Campaña experimental

Etapa I: Campaña exploratoria

En esta etapa se varían las condiciones de operación de las pruebas de flotación, esto

es, flujo de aire, agitación, porcentaje de sólidos en peso, pH y dosis de reactivos. A

partir de los resultados de esta etapa, se escogen las condiciones base para los

siguientes programas de pruebas (Tabla 9).

66

Tabla 9: Programa de pruebas de flotación. Variació n en las condiciones de operación.

Prueba Jg Ns Cp pH DosisReactivo

[cm/s] [m/s] [%] [N°]A1 0,71 2,0 17,3 9 1

A2 0,93 2,0 17,3 9 3

A3 0,48 2,0 17,4 9 3

A4 0,71 3,0 17,3 9 3

A5 0,71 1,7 17,4 9 3

A6 0,71 2,0 20,2 9 3

A7 0,71 2,0 14,3 9 3

A8 0,71 2,0 17,3 10 3

A9 0,71 2,0 17,4 8 3

A10 0,71 2,0 17,3 9 2

A11 0,71 2,0 17,4 9 3

A12 0,41 2,0 17,2 9 3

A13 0,55 2,0 17,3 9 3

A14 0,71 3,0 17,4 9 3

A15 0,45 2,0 17,3 9 3

A16 0,45 2,5 17,3 9 3

A17 0,45 3,0 17,3 9 3

A18 0,71 4,0 17,3 9 3

A19 0,45 4,0 17,2 9 3

A20 0,45 3,0 17,2 8 3

A21 0,71 3,0 17,2 9 3

A22 0,71 3,0 17,3 9 3

A23 0,71 3,0 17,3 9 3

Se consideran las dosis de reactivos nominales detalladas en la Tabla 10. Estos

reactivos se utilizaban en la etapa de flotación colectiva en el concentrado de Ujina. En

el Anexo E se detallan las características de estos reactivos.

Tabla 10: Dosis de reactivos.

Reactivo Nombre

Reactivo

Colector 1 MX 7016 10,0 [g/t] 15,0 [g/t] 20,0 [g/t]

Colector 2 AP3738 5,0 [g/t] 7,5 [g/t] 10,0 [g/t]

Espumante X-133 2,4 [ppm] 3,6 [ppm] 4,7 [ppm]

Dosis de Reactivo

N° 3N° 2N° 1

67

a. Flotabilidad natural

Para analizar la flotabilidad natural de las especies presentes en la muestra de

concentrado se realiza una prueba donde no se utilizan colectores, sino que sólo una

dosis de espumantes. Las dosis estudiadas se definen en el Tabla 11.

Tabla 11: Dosis de reactivo nominales para flotabil idad natural.

Reactivo Nombre

Reactivo

Colector 1 MX 7016 10,0 [g/t] ---

Colector 2 AP 3738 5,0 [g/t] ---

Espumante X 133 2,4 [ppm] 2,4 [ppm]

Dosis de Reactivos

N° 4N° 1

Las condiciones de esta prueba se definen en la Tabla 12. Son las mismas que las

consideradas en la prueba A1, a excepción de la dosis de reactivo.

Tabla 12: Programa de pruebas de flotación. Flotabi lidad natural.


[cm/s] [m/s] [%] [N°]A27 0,71 2 17,32 9 4

Etapa II: Análisis de alternativas basadas en revis ión bibliográfica

a. Definición condición base para Etapa II

Con las pruebas realizadas, se deben definir las condiciones de flotación bases para la

etapa siguiente de pruebas. Dado que es posible que existan condiciones distintas que

arrojen resultados metalúrgicos significativos para este estudio, se decide utilizar

aquella condición que maximice la recuperación de arsénico. Es necesario notar que tal

vez esta condición no sea la que arroje la mayor eficiencia de separación de las

especies portadoras de As de los otros sulfuros de Cu.

68

Se estudian dos condiciones, con el propósito de escoger la que maximice la

recuperación de arsénico. En la Tabla 13 se muestran estas pruebas.

Tabla 13: Programa de pruebas de flotación. Condici ón base etapa II.


[cm/s] [m/s] [%] [N°]A24 Jg 1 Ns 1 Cp 1 pH 1 Dosis 1

A25 Jg 2 Ns 2 Cp 2 pH 2 Dosis 2

De estas pruebas, se escoge la que obtenga la mayor recuperación de As y se repite

para ser analizada microscópicamente (Prueba A26). Los valores de las variables que

determinan esta condición base se señalan en los programas de pruebas siguientes

con un asterisco (*).

b. Uso de depresantes de sulfuros de cobre

Se estudia la alternativa de usar depresantes selectivos, empleando distintas dosis de

cianuro y sulfuro de sodio para deprimir los sulfuros de cobre. En el Anexo E se

describen estos reactivos. Se propone el siguiente plan de pruebas de flotación, basado

en los trabajos descritos en el Capítulo 2.3.2. de esta tesis (Tabla 14)

Tabla 14: Programa de pruebas de flotación. Dosis N aCN y Na2S.

Prueba Jg Ns Cp Dosis pH Dosis DosisReactivo NaCN Na2S

[cm/s] [m/s] [%] [N°] [kg/t] [kg/t]B1 Jg* Ns* Cp* Dosis* pH* 0,02 ---B2 Jg* Ns* Cp* Dosis* pH* 0,04 ---B3 Jg* Ns* Cp* Dosis* pH* 0,22 ---B4 Jg* Ns* Cp* Dosis* pH* --- 0,11B5 Jg* Ns* Cp* Dosis* pH* --- 0,33B6 Jg* Ns* Cp* Dosis* pH* --- 0,45B7 Jg* Ns* Cp* Dosis* pH* 0,22 ---

69

c. Variación del potencial de la pulpa

Esta segunda vía busca estudiar la separación de Cu-As en función del potencial de la

pulpa, variándolo directamente a través del uso de reactivos, o indirectamente por

medio del pH de la pulpa y el tipo de gas incorporado a la celda. Estas pruebas se

basan en los trabajos descritos en el Capítulo 2.3.1. de esta tesis. Los reactivos para

regular el potencial que se utilizan son sulfhidrato de sodio (NaSH) como reductor e

hipoclorito de sodio (NaClO) y peróxido de hidrógeno (H2O2) como oxidantes. En el

Anexo E aparecen las principales características de estos reactivos. El tipo de gas

adicionado a la celda varía entre aire y nitrógeno.

Todos los valores de mediciones de potencial se reportan con respecto al electrodo

estándar de hidrógeno (SHE).

c.1. Variación del potencial usando NaClO y NaSH

A continuación se presenta el primer plan de pruebas basado en esta alternativa (Tabla

15). El objetivo de estas pruebas es el estudio de la relación entre el potencial de la

pulpa y los resultados metalúrgicos.

Para cada pH, se varía el potencial haciéndolo más reductor u oxidante usando NaSH o

NaClO respectivamente.

70

Tabla 15: Programa de pruebas de flotación. Variaci ón Eh.

Prueba Jg Ns Cp Dosis pH Gas Reactivo DosisReactivo Potencial Reactivo

[cm/s] [m/s] [%] [N°] [cc]C1 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire ---- ----C2 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire NaClO 10C3 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire NaClO 30C4 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire NaClO 50C5 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire NaClO 100C6 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire NaSH 5C7 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire NaSH 8C8 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire NaSH 35C9 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire ----- -----

C10 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire NaClO 9C11 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire NaClO 12C12 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire NaClO 15C13 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire NaClO 20C14 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire NaClO 30C15 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire NaSH 5C16 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire NaSH 10C17 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire NaSH 20C18 Jg* Ns* Cp* Dosis* 5 Aire ----- -----C19 Jg* Ns* Cp* Dosis* 5 Aire NaClO 20C20 Jg* Ns* Cp* Dosis* 5 Aire NaClO 250C21 Jg* Ns* Cp* Dosis* 5 Aire NaSH 50C22 Jg* Ns* Cp* Dosis* 5 Aire NaSH 100

c.2. Variación del potencial usando H2O2

Se realizan pruebas de flotación variando el reactivo para variar el potencial,

reemplazando NaClO por H2O2. En la Tabla 16 se detallan las condiciones de estas

pruebas.

Tabla 16: Programa de pruebas de flotación. Variand o condición oxidante con H 2O2.


[cm/s] [m/s] [%] [N°] [cc]C28 Jg* Ns* Cp* Dosis* 5 Aire H2O2 200C29 Jg* Ns* Cp* Dosis* 7 Aire H2O2 170C30 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire H2O2 300C31 Jg* Ns* Cp* Dosis* 9 Aire H2O2 300

71

c.3. Variación del potencial usando gas N2

A continuación se presenta el programa de pruebas para estudiar el efecto de utilizar

gas N2 (Tabla 17). Durante los 30 min iniciales de acondicionamiento, se mantiene

abierta la válvula del rotámetro en 5 l/min (flujo nominal). Al finalizar estos 30 min, se

ajusta el flujo de gas al determinado por el programa de pruebas.

Tabla 17: Programa de pruebas de flotación. Variand o tipo de gas (N 2).


[cm/s] [m/s] [%] [N°] [cc]C32 Jg* Ns* Cp* Dosis* 5 N2 ---- ----C33 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 N2 ---- ----C34 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 N2 ---- ----

d. Análisis de variables que afectan el potencial

d.1. Efecto del pH

Se realizan pruebas variando el pH de la pulpa con el fin de profundizar el estudio de

esta variable y su influencia en los resultados metalúrgicos, además de estudiar su

efecto en la variación del potencial de la pulpa. No se adicionan reactivos como NaClO

o NaSH para variar el potencial (ver Tabla 18).

Tabla 18: Programa de pruebas de flotación. Variaci ón pH.


[cm/s] [m/s] [%] [N°] [cc]C23 Jg* Ns* Cp* Dosis* 5 Aire ---- ----C24 Jg* Ns* Cp* Dosis* 7 Aire ---- ----C25 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire ---- ----C26 Jg* Ns* Cp* Dosis* 9 Aire ---- ----C27 Jg* Ns* Cp* Dosis* 11 Aire ---- ----

72

d.2. Efecto de una posible oxidación superficial de concentrado

Para estudiar y analizar el efecto de una posible oxidación en la superficie del

concentrado usado en estas pruebas, debido a la exposición al aire cuando éste se

encontraba acopiado en puerto Patache, se envía a análisis microscópico una muestra

de éste.

Además, se realiza una prueba de flotación acondicionando por 30 min la pulpa a pH 5.

Al finalizar este tiempo, se ajusta el pH en 8, para realizar la prueba de flotación de

acuerdo al protocolo correspondiente y las condiciones definidas en la Tabla 19. La

finalidad de esta prueba es disolver las capas de óxidos superficiales, en caso de que

existieran.

Tabla 19: Programa de pruebas de flotación. Análisi s de oxidación superficial.


[cm/s] [m/s] [%] [N°] [cc]C49 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire ---- ----

d.3. Efecto del agua de reposición

Dado que en el protocolo de las pruebas de flotación aparece que el agua de reposición

sólo se ajusta al pH de la prueba, se realiza una prueba en la cual se ajusta también

esta agua con el mismo potencial inicial del tiempo de flotación (16 min). Las

condiciones de flotación son las bases para la Etapa II (Tabla 20).

Tabla 20: Programa de pruebas de flotación. Influen cia del agua de reposición en variación de Eh.


[cm/s] [m/s] [%] [N°] [cc]C50 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 Aire ---- ----

73

Influencia de los reactivos

Se estudia el efecto en los resultados metalúrgicos de cambiar los reactivos utilizados

en las pruebas de flotación de la campaña exploratoria. Los reactivos presentados en la

Tabla 10 (colectores MX 7016 y AP 3738, y espumante X-133) se utilizan porque se

emplean en la planta concentradora de Collahuasi cuando se da comienzo a la

programación de la pruebas de laboratorio (Abril – Mayo 2008). A esta fórmula de

reactivo se le asigna el nombre de fórmula A. En la Tabla 21 se muestra el programa de

pruebas variando el tipo de reactivo.

A fin de comparar el efecto de variar el tipo de reactivos, las dosis de los colectores y

espumantes se mantienen fijas (Dosis*), correspondiente a aquella dosis que permite

alcanzar la mayor recuperación de As.

Tabla 21: Programa de pruebas de flotación. Fórmula de reactivo.

Prueba Jg Ns Cp pH FórmulaReactivo

[cm/s] [m/s] [%]A28 Jg* Ns* Cp* pH* B

A29 Jg* Ns* Cp* pH* C

A30 Jg* Ns* Cp* pH* D

A31 Jg* Ns* Cp* pH* E

A32 Jg* Ns* Cp* pH* F

En la Tabla 22 se presentan estas fórmulas de reactivo. Estos reactivos surgen de la

información suministrada por los proveedores Cytec y Mathiesen. Además, se incluye

una prueba utilizando xantato y MIBC porque también son utilizados en la planta

concentradora de Collahuasi. En el Anexo E se describen las características de estos

reactivos.

74

Tabla 22: Definición de fórmulas de reactivos.

Fórmula Proveedor Reactivos NombreReactivo Reactivo

A Collahuasi Colector 1 MX 7016

Colector 2 AP 3738

Espumante X 133

B Collahuasi Colector 1 Xantato

Colector 2 ---

Espumante MIBC

C Cytec Colector 1 MX 7016

Colector 2 AP 3418

Espumante F-501

D Cytec Colector 1 AP 3418

Colector 2 MX 7016

Espumante F-501

E Cytec Colector 1 AP 3418

Colector 2 MX 945

Espumante F-501

F Mathiesen Colector 1 Matcol TC-123

Colector 2 Matcol 154

Espumante Matfroth 421

Los reactivos de Cytec no son 100% puros sino que son reactivos modificados. En el

caso de los colectores, MX 7016 y MX 945 pertenecen a la familia de los

tionocarbamatos modificados fabricados por Cytec, el AP 3738 y AP 3418A son

ditiofosfatos modificados. Los espumantes, X133 y F501 son mezcla de alcoholes,

aldehídos pesados, ésteres y glicoles. De los reactivos de Mathiesen, el colector Matcol

TC-123 es isopropil etil tionocarbamato, Matcol 154 es una mezcla de tionocarbamato,

mercaptobenzotiazol y MIBC (mezcla de colectores y espumante) y el espumante

Mathfroth 421 es una mezcla de aceite de pino y alcoholes.

Medición de tamaño de burbuja por análisis de imáge nes

Para analizar la influencia del tamaño de burbuja en la separación de Cu – As se

determinan las distribuciones de tamaño de burbujas a través de análisis de imágenes.

El procedimiento seguido se explica en el Anexo F. Todas las mediciones se realizan

75

manteniendo las condiciones mostradas en la Tabla 23. Las variables modificadas son

la velocidad de agitación, flujo de gas ingresado a la celda y el tipo de gas (aire o

nitrógeno). En la Tabla 24 se presentan las pruebas realizadas, variando Ns, Jg y tipo

de gas.

Tabla 23: Condiciones bases en mediciones de tamaño de burbujas.

Cp 17,4 [%] aprox.

pH 8

Dosis de reactivo N° 2

Tabla 24: Programa de mediciones de distribuciones de tamaño de burbuja.

Prueba Jg Ns Gas

[cm/s] [m/s]BA1 0,48 2,0 Aire

BA2 0,55 2,0 Aire

BA3 0,71 2,0 Aire

BA4 0,45 2,5 Aire

BA5 0,45 3,0 Aire

BA6 0,45 4,0 Aire

BA7 0,71 3,0 Aire

BA8 0,71 4,0 Aire

BA9 0,48 2,7 Aire

BA10 0,79 2,5 Aire

BA11 0,83 2,4 Aire

BA12 0,48 2,3 Aire

BA13 0,64 2,1 Aire

BN1 0,48 2,0 N2

BN2 0,55 2,0 N2

BN3 0,71 2,0 N2

BN4 0,45 2,5 N2

BN5 0,45 3,0 N2

BN6 0,45 4,0 N2

BN7 0,71 3,0 N2

BN8 0,71 4,0 N2

BN9 0,48 2,7 N2

BN10 0,79 2,5 N2

BN11 0,83 2,4 N2

BN12 0,48 2,3 N2

BN13 0,64 2,1 N2

76

a. Relación entre d32 y Eh de la pulpa

Como se explica anteriormente, se mide experimentalmente las distribuciones de

tamaño de burbujas. Basado en estos resultados se escoge una condición

aerodinámica distinta a la definida por la condición base de esta etapa, generando una

distribución de tamaño de burbujas diferente, para estudiar su efecto en la separación

Cu-As.

Además de analizar el efecto de variar la condición aerodinámica, se estudia la

influencia del tipo de gas (aire o N2). Para cada una de estas condiciones se modifica el

potencial de la pulpa, generando así 4 conjuntos de pruebas.

El siguiente programa complementa a las pruebas a pH 8 propuesto en la Tabla 15.

Estas pruebas son las C1 a C8, las cuales utilizan la condición aerodinámica definida

por la condición base de esta etapa y aire como gas. En la Tabla 25, aparecen descritas

las pruebas C35 a C39, las cuales utilizan la misma condición aerodinámica que las

pruebas C1 a C8, pero se usa N2 como gas. Las condiciones de caudal de aire,

agitación, dosis de reactivos y Cp se anotan con (*).

Para estudiar el efecto de una nueva condición aerodinámica, se consideran las

pruebas C40 a C43 usando aire como gas, y las pruebas C44 a C48 con N2. Las

condiciones de caudal de aire, agitación, dosis de reactivos y Cp correspondientes a

esta nueva condición aerodinámica se anotan con (**) en la Tabla 25.

77

Tabla 25: Programa de pruebas de flotación. Variand o condición aerodinamica y Eh.


[cm/s] [m/s] [%] [N°] [cc]C35 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 N2 NaClO 60C36 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 N2 NaClO 80C37 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 N2 NaClO 200C38 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 N2 NaSH 20C39 Jg* Ns* Cp* Dosis* 8 N2 NaSH 10C40 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 Aire ----- -----C41 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 Aire NaClO 300C42 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 Aire NaClO 600C43 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 Aire NaSH 25C44 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 N2 ---- ----C45 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 N2 NaClO 200C46 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 N2 NaClO 300C47 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 N2 NaSH 10C48 Jg** Ns** Cp** Dosis** 8 N2 NaSH 20

Análisis de pruebas asociadas a posibles circuitos de flotación

a. Influencia del tiempo de flotación (scavenger)

Para cuantificar el efecto del tiempo de flotación en los resultados metalúrgicos, se

realiza una prueba por un tiempo total de 32 min, esto es incorporando el intervalo de

16 a 32 min en la prueba cinética. Se adicionan nuevamente los reactivos de flotación

(colectores y espumante) en el minuto 16, dado el agotamiento que se observa en la

espumación a este tiempo. La dosis de reactivos utilizada corresponde a aquella que

permite alcanzar la mayor recuperación de As (Dosis*). Las condiciones de esta prueba

se muestran en la Tabla 26.

Tabla 26: Programa de pruebas de flotación. Tiempo de flotación.


[cm/s] [m/s] [%] [N°]A33 Jg* Ns* Cp* pH* Dosis*

78

b. Análisis etapas rougher – cleaner

Con el objetivo de analizar la factibilidad técnica de aplicar las condiciones a una etapa

de limpieza, se realizaron dos set de pruebas.

b.1. Limpieza N° 1: Limpieza de un concentrado con alto contenido de As

Se genera un concentrado con un alto contenido de As, a partir de los resultados

obtenidos en la campaña exploratoria. Se escoge una prueba en que se tenga el mayor

contenido de As posible. Se repite hasta alcanzar una masa de concentrado adecuada

para realizar una flotación de limpieza en la celda ESSA. Luego, el concentrado

conjunto se flota a las mismas condiciones.

b.2. Limpieza N° 2: Etapa rougher con alta recupera ción de As

De las pruebas de la campaña exploratoria se escoge una en la cual se obtenga una

alta recuperación de As y en peso. Esta prueba se repite hasta alcanzar una masa de

concentrado adecuada para realizar una flotación de limpieza en la celda ESSA.

Análisis nueva preparación de muestras

Con el transcurso de la realización de las pruebas de flotación, es necesario preparar

nuevos paquetes de 1 kg del mismo concentrado de Cu con alto contenido de As. Este

se realiza en la planta Piloto de SGS Lakefield Santiago, según el protocolo de

mezclado y preparación detallado en el Anexo A.

79

Al igual que con la preparación anterior, se chequea tomando 5 paquetes al azar y se

realiza un análisis químico completo. El proceso de mezclado es aceptado, ya que la

desviación porcentual de estas 5 medidas es menor al 5%.

Además, para verificar que estos nuevos paquetes mantienen las mismas condiciones

que aquellos preparados anteriormente, se repiten dos pruebas de la campaña

exploratoria, las que aparecen detalladas en la Tabla 27 (A17 y A20 respectivamente).

Tabla 27: Repetición de pruebas con paquetes nuevos .


[cm/s] [m/s] [%] [N°]C51 0,45 3 17,1 9 3

C52 0,45 3 17,17 8 3

80

4. RESULTADOS EXPERIMENTALES

En este capítulo se exponen los resultados metalúrgicos obtenidos. Al comparar la

recuperación de As y de Cu no se estudia directamente la selectividad Cu-As. Esto

porque la recuperación de Cu no distingue entre el Cu recuperado que está asociado a

las especies portadoras de As y el Cu aportado por los otros minerales de Cu sin As.

Esto se realiza en el Capítulo 5 (Análisis de resultados), desde la perspectiva de la

selectividad de la enargita frente a los otros sulfuros de Cu sin As, diferenciando la

recuperación de Cu asociada a la enargita y la recuperación de Cu por los otros

sulfuros de Cu.

4.1. RESULTADOS ETAPA I: CAMPAÑA EXPLORATORIA

Los resultados de las pruebas de esta primera etapa se ordenan de acuerdo a la

variable en estudio. Estas son el flujo de aire, la velocidad de agitación, el porcentaje de

sólidos en peso, el pH y la dosis de reactivos.

Para el cálculo de las recuperaciones experimentales se trabaja siempre con la ley de

cabeza calculada a partir de las leyes y pesos de cada fracción de concentrado y de

relave. Los resultados metalúrgicos obtenidos, es decir, recuperaciones y leyes

correspondientes, se detallan en el Anexo G.

En el caso que la recuperación de As sea mayor que la de Cu, se tiene que el producto

rico en As es el concentrado y por ende, el pobre en As es el relave. Lo inverso ocurre

cuando la recuperación de As es menor a la de Cu. Se define como límite de contenido

de As en aquel producto pobre de este elemento, ya sea concentrado o relave, igual a

2.000 ppm. En los resultados que se presentan a continuación, la recuperación de As

resulta ser superior a la de Cu, y por consecuencia se analiza la ley de As en el relave

respecto a este límite.

81

4.1.1. Flotabilidad natural

En la prueba A27, de la Tabla 12, se repiten las condiciones de la prueba A1, pero en

ésta sólo se agrega la dosis de espumante. En la Anexo H aparecen las dosis reales

adicionadas a estas pruebas.

Los resultados metalúrgicos se presentan a las tablas 28 y 29.

Tabla 28: Recuperación en peso, de Cu y As. Flotabi lidad natural.

Prueba Dosis Rec Peso Rec Cu Rec As

Reactivo [%] [%] [%]

A1 N° 1 2,5 2,9 5,5

A27 N° 4 2,9 3,5 2,1

Tabla 29: Leyes Cu y As. Flotabilidad natural.

Prueba Dosis

Reactivo Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As

[N°] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

A1 1 23,93 3.095 28,07 6.720 23,82 3.000

A27 4 24,49 3.075 29,32 2.228 24,35 3.100

Alimentación Concentrado Relave

Se observa que al utilizar colectores la recuperación de As crece 2,6 veces, en tanto

que la recuperación de Cu disminuye en aproximadamente un 15%. Pese a que se

esperaría que la recuperación de Cu y As aumenten al agregar colector, se tiene que la

recuperación de As es la mayor afectada por la adición de estos reactivos. Es posible

que la diferencia en la recuperación de Cu se deba a que en estas pruebas la ley de Cu

en la alimentación es levemente distinta, por lo que en caso de que fueran iguales las

recuperaciones de Cu deberían ser más cercanas en valor.

82

4.1.2. Flujo de aire

La velocidad superficial de gas (Jg) se varía entre 0,41 a 0,93 cm/s. Las pruebas

consideradas en este análisis son A12, A15, A3, A13, A11 y A2, de la Tabla 9,

ordenadas en forma creciente según el flujo de aire. El resto de las variables se

mantienen fijas (Ns es igual a 2,0 m/s, Cp es igual a 17,4% aprox., pH 9 y dosis de

reactivo Nº 3).

En la Figura 36 se grafican las recuperaciones metalúrgicas obtenidas (eje de

ordenadas izquierdo) y la ley de As en el relave (eje de ordenadas derecho). Se

observa que al crecer el flujo de aire, las recuperaciones disminuyen, y que la diferencia

entre la recuperación de arsénico y la recuperación de cobre y en peso se va

estrechando a medida que Jg es mayor. La ley de As en el relave es inferior a 2.000

ppm cuando se trabaja a los niveles más bajos de flujo de aire.

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1,0

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Jg [cm/s]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley As Rel Figura 36: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave en función del flujo de aire.

83

4.1.3. Velocidad de agitación

Se varía la velocidad de agitación Ns (velocidad periférica del impeler), en dos

condiciones de flujo de aire. Las pruebas A15, A16, A17 y A19, de la Tabla 9,

correspondientes a las velocidades de agitación: 2,0; 2,5; 3,0 y 4,0 m/s

respectivamente, se realizan a una velocidad superficial de gas igual a 0,45 cm/s. Las

pruebas A5, A11, A4 y A18 correspondientes a las velocidades de agitación: 1,7; 2,0;

3,0 y 4,0 m/s respectivamente, se efectúan a una velocidad superficial de gas de 0,71

cm/s. El resto de las variables se mantienen constantes (Cp igual a 17,4% aprox., pH 9

y dosis de reactivo N° 3).

En las figuras 37 y 38 se tiene que al aumentar las revoluciones por minuto del impeler,

la recuperación de arsénico tiende a crecer, alcanzando valores en torno a 75% cuando

Ns es igual a 4 m/s. La misma tendencia se observa en la recuperación de cobre,

independiente del flujo de aire con el cual se trabaje.

Se obtiene que la condición sobre la ley de As en el relave se satisface dependiendo de

las condiciones en la cual se trabaje. En la Figura 37 se tiene que, a menor flujo de aire,

siempre se está por bajo las 2.000 ppm As. Sin embargo, como se observa en la Figura

38, para un flujo de aire mayor, la ley de As en el relave está bajo el límite cuando la

velocidad de agitación es mayor.

Si se comparan las recuperaciones de As alcanzadas utilizando un flujo de aire menor y

otro mayor, se observa que la diferencia entre estos valores va disminuyendo a medida

que crece Ns. En particular, para un Ns igual a 4 m/s, la recuperación de As es 76,5% y

74,9% para 0,45 cm/s y 0,71 cm/s de Jg respectivamente, siendo casi iguales. Algo

parecido ocurre con la recuperación de Cu, donde para el mayor Ns, se alcanzan

valores de recuperación aproximadamente iguales.

84

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

1,5 2,0 2,5 3,0 3,5 4,0 4,5

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Ns [m/s]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley As Rel Figura 37: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de la velocidad de

agitación. Jg = 0,45 cm/s.

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

1,5 2,0 2,5 3,0 3,5 4,0 4,5

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Ns [m/s]

Rec AsRec CuRec PesoLey As Rel

Figura 38: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de la velocidad de

agitación. Jg = 0,71 cm/s.

85

De estos resultados destacan las pruebas en que la recuperación de arsénico es alta.

Las pruebas A4 y A17 alcanzan una recuperación en torno al 65% y las pruebas A18 y

A19 llegan a un 75%. Existen diferencias también entre ellas en cuanto a la

recuperación en peso, aproximadamente en 10%, siendo más alta cuando la

recuperación de As es mayor. La prueba A4 se repite con el fin de verificar los

resultados presentados, presentándose en el Capítulo 4.4 de Reproducibilidad de

resultados.

De los resultados se infiere que existe una gran influencia de la velocidad de agitación

en la recuperación de As y Cu, por los altos valores alcanzados.

4.1.4. Porcentaje de sólidos en peso (Cp)

El efecto del porcentaje de sólidos en peso se estudia mediante la realización de las

pruebas A7, A11 y A16, de la Tabla 9, en las cuales el Cp de trabajo es 14,2%, 17,4% y

20,2% respectivamente. Las otras variables se mantienen fijas (Jg = 0,71 cm/s, Ns = 2

m/s, pH 9 y dosis de reactivo N° 3). En la Figura 3 9 se muestran los principales

resultados metalúrgicos.

A pesar de que para los porcentajes de sólidos menor y mayor se tiene que las

recuperaciones de Cu y As son más altas, estos valores resultan ser bajos si se

comparan con los obtenidos en las pruebas en que se varía la velocidad de agitación,

presentados en la Figura 37 y Figura 38. Además, la ley de As en el relave, en todas las

pruebas es superior a 2.000 ppm, definido como límite.

De lo anterior se infiere que esta variable no tiene gran influencia en los resultados, ya

que éstos no alcanzan altos niveles. Se elige trabajar en la condición base de Cp

(17,4% aproximadamente) en las pruebas futuras, ya que esto significa trabajar con una

alimentación de 1 kg y por lo tanto, no se realizan más cortes que los definidos en el

protocolo de preparación de paquetes de concentrado, definido en el Anexo A.

86

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

14 15 16 17 18 19 20 21

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Cp [%]


Figura 39: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de Cp.

4.1.5. pH

Se estudia el efecto del pH mediante la realización de las pruebas A9, A11 y A8, de la

Tabla 9, en las cuales el pH es de 8, 9 y 10 respectivamente. Las otras variables se

mantienen fijas (Jg = 0,71 cm/s, Ns = 2 m/s, Cp = 17,4% aprox. y dosis de reactivo N°

3). En la Figura 40 se grafican las recuperaciones metalúrgicas y la ley de As en el

relave.

Se observa que la mayor recuperación de arsénico ocurre cuando se trabaja a pH 8

(42,9%). Además, se obtiene que las leyes de As en el relave alcanzadas en estas

pruebas son siempre superiores al límite definido. Se observa que la recuperación en

peso tiende a disminuir a medida que crece el pH. Esto puede deberse a que la pirita se

deprime en circuitos más alcalinos.

87

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

8 9 10

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

pH

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley As Rel Figura 40: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de pH.

Esta variable se continúa estudiando en la etapa siguiente, por lo que estos resultados

se comparan con los que se obtienen en dichas pruebas.

4.1.6. Dosis de reactivos

Las dosis estudiadas se detallan anteriormente en la Tabla 10. En el Anexo H se

especifican las dosis reales usadas. Las pruebas consideradas son A1, A10, A11, de la

Tabla 9, las que utilizan las dosis de reactivo N° 1, 2 y 3, respectivamente. Las otras

variables se mantienen fijas (Jg = 0,71 cm/s, Ns = 2 m/s, Cp = 17,4% aprox. y pH 9). En

la Figura 41 se muestran las recuperaciones metalúrgicas y la ley de As en el relave,

obtenidas.

Se escoge como dosis de reactivo óptima la Nº 2 porque, a pesar de los bajos niveles

de recuperación de As alcanzados y a que la ley de As en el relave está por sobre el

límite, es la que obtiene la mayor recuperación de As.

88

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

N° 1 N° 2 N° 3

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Dosis de Reactivo

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ley As Rel Figura 41: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de la dosis de reactivo.

4.2. RESULTADOS ETAPA II: ANÁLISIS DE ALTERNATIVAS BASADAS EN

REVISIÓN BIBLIOGRÁFICA

A continuación se presentan los resultados metalúrgicos obtenidos de las pruebas de la

Etapa II, con el objetivo de estudiar otras variables presentadas en la revisión

bibliográfica, como el uso de representantes de sulfuros de Cu y la variación del

potencial de la pulpa y su efecto en la flotación selectiva de enargita.

El cálculo de las recuperaciones experimentales utiliza la ley de cabeza determinada a

partir de las leyes y pesos de cada fracción de concentrado y de relave.

Los resultados metalúrgicos obtenidos, es decir, recuperaciones y leyes

correspondientes a las pruebas de esta etapa, se detallan en el Anexo G.

89

Se mantiene la condición sobre el contenido de As en el relave. El límite es igual a

2.000 ppm As.

4.2.1. Definición de condición base para Etapa II

A partir de los resultados de la etapa anterior (Campaña exploratoria) se definen las

condiciones de flotación que se mantienen fijas en esta etapa, como es el flujo de aire,

velocidad de agitación, porcentaje de sólidos en peso (Cp), pH y dosis de reactivos. Al

conjunto de valores de estas variables se le denomina condición base.

A partir del análisis de las variables de la Etapa I, se decide utilizar aquellos valores que

alcanzaron la mayor recuperación de As. El análisis se realiza modificando una variable

manteniendo el resto constante. La mayor recuperación de As se obtiene a Jg igual a

0,45 cm/s, Cp de 17,3% aprox., pH 8 y utilizando la dosis de reactivo Nº2. La velocidad

de agitación es la variable que más afecta los resultados, porque en las pruebas en que

se varía esta variable se obtienen las recuperaciones de As más altas.

Las condiciones de flotación de las pruebas de flotación destinadas a definir la

condición base para la Etapa II de pruebas se presentan en la Tabla 30. Las pruebas

A24 y A25 son cinéticas. El flujo de aire, Cp, pH y la dosis de reactivos se encuentran

en los valores que maximizan la recuperación de As, de manera independiente. La

diferencia entre las pruebas A24 y A25 se observa en la velocidad de agitación.

Tabla 30: Programa de pruebas de flotación. Condici ón base Etapa II.

Prueba Jg Ns Cp pH Dosis

Reactivo

[cm/s] [m/s] [%] [N°]

A24 0,45 4,0 17,23 8 2

A25 0,45 3,0 17,35 8 2

En la Tabla 31 se comparan las recuperaciones metalúrgicas obtenidas en estas

pruebas.

90

Tabla 31: Recuperación en Peso, de Cu y As. Condici ón base Etapa II.

Prueba Rec Rec Rec

Peso Cu As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As

[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

A24 48,00 45,35 75,43 24,14 3.175 22,81 4.990 25,37 1.500

A25 46,26 47,50 78,32 24,17 2.975 24,82 5.037 23,61 1.200


A priori los resultados presentados en la tabla anterior, se podría suponer que la prueba

A24 obtendría una mayor recuperación de As, ya que de las pruebas de la Campaña

Exploratoria, se tiene que la recuperación de As aumenta a medida que crece la

velocidad de agitación. Sin embargo ocurre lo contrario en estas pruebas. Esto puede

atribuirse al efecto de las variables en la condición aerodinámica al interior de la celda.

En estas pruebas se está trabajando a un nivel bajo de Jg y a una alta velocidad de

agitación, lo que favorece la formación de burbujas pequeñas, como se presenta en el

Capítulo 4.4. Según esto, las condiciones de la prueba A24 deberían generar la

formación de las burbujas más pequeñas que en la prueba A25, no siendo capaces de

transportar las partículas flotables y por consecuencia disminuyendo la recuperación.

Luego, las condiciones de la prueba A25, por obtener la mayor recuperación de As, se

mantienen fijos para la Etapa II de este trabajo (Tabla 32).

Tabla 32: Definición condición base Etapa II.


Reactivo

[cm/s] [m/s] [%] [N°]

Base 0,45 3,0 17,3 8 2

a. Análisis condición base Etapa II

La prueba A26 repite las condiciones de la prueba A25. El concentrado de la prueba

A26 se corta y se envía una submuestra a análisis químico y otra a análisis

91

microscópico. Por esta razón la prueba A26 no es cinética. Los resultados metalúrgicos

de la prueba A26 se presentan en la Tabla 33.

Tabla 33: Definición condición base Etapa II. Resul tados metalúrgicos prueba A26.

Prueba Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

A26 45,64 46,47 81,31 24,35 3.200 24,79 5.700 23,98 1.100


A continuación se presentan los resultados de los análisis químico y microscópico a la

muestra de concentrado correspondiente a la prueba A26.

a.1. Análisis Químico

Los resultados químicos del concentrado de la prueba A26 se presentan en la Tabla 34.

Tabla 34: Análisis químico concentrado A26.

Cu 24,76 [%]

As 5.700 [ppm]

Fe 27,68 [%]

Mo 0,076 [%]

S 39,26 [%]

a.2. Composición mineralógica

En la Tabla 35 se muestran las especies mineralógicas encontradas en el concentrado

de la prueba A26 y su correspondiente proporción en la muestra.

92

Tabla 35: Composición mineralógica 100% base minera l. Concentrado base Etapa II.

Especie % en Peso Cu Fe S As Mo Zn

[%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

Calcopirita 32,88 11,38 10,00 11,51

Digenita 2,63 2,05 0,57

Covelina 12,15 8,08 4,07

Enargita 2,38 1,15 0,78 0,45

Bornita 2,70 1,71 0,30 0,69

Idaita tz

Tenantita 0,81 0,42 0,23 0,16

Cobre soluble tz 0,00

Blenda 1,13 0,37 0,76

Molibdenita 0,16 0,07 0,10

Rutilo 0,10

Pirita 41,69 19,43 22,26

Ganga de escoria tz

Ganga 3,37

TOTAL 100,00 24,79 29,73 40,55 0,61 0,10 0,76

a.3. Caracterización de las especies de cobre sulfurado

Representado por calcopirita, digenita, covelina, bornita, enargita y tenantita. Sus

características son las siguientes:

El grado de liberación, asociación y oclusión de las especies de Cu es:

• Liberado en un 14,16%, con un tamaño promedio de 45 µm.

• Asociado en un 85,77% a las siguientes especies:

• Pirita (2,04%)

• Blenda (0,49%)

• Rutilo (0,08%)

• Ganga (82,68%). La calcopirita asociada con ganga aparece en un 82,27%, en

un tamaño promedio 180 µm.

93

• Asociado en un 0,49% entre las especies de cobre sulfurado:

• Enargita con calcopirita: 0,08%

• Enargita con covelina: 0,25%

• Tenantita con bornita: 0,08%

• Tenantita con enargita: 0,08%

• Ocluido en un 0,08% en la ganga no metálica.

Las especies de cobre, tanto liberadas, asociadas como ocluidas, presentan un tamaño

granulométrico promedio de 156 µm, fluctuando entre un tamaño máximo de 243 µm y

un mínimo de 2 µm. En la muestra de alimentación analizada (Capítulo 3.1.3) se tiene

que el tamaño máximo es 231 µm lo que se contradice con el tamaño máximo

encontrado en el concentrado. Esta diferencia da un margen de error en el análisis

microscópico realizado. En el Anexo I aparece un detalle de la liberación y asociación

de las especies de cobre en relación a su tamaño granulométrico.

4.2.2. Uso de depresantes de sulfuros de cobre

Se estudia el efecto de utilizar depresantes de sulfuros de cobre, NaCN y Na2S en la

separación selectiva de arsénico.

Efecto de NaCN

Las pruebas consideradas son B1, B2 y B3 (ver Tabla 14), las que utilizan como dosis

de depresante 0,02, 0,04 y 0,22 kg/t NaCN respectivamente. La prueba B7 es una

repetición de B3. En la Figura 42 se grafican los resultados metalúrgicos obtenidos. Se

observa que las dosis utilizadas de NaCN tienen un efecto depresor, ya que las

recuperaciones disminuyen en relación a las obtenidas al no utilizar depresante. Sin

94

embargo, al comparar los resultados obtenidos para distintas dosis de NaCN, estos no

cambian mayormente.

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0,00 0,05 0,10 0,15 0,20 0,25

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Dosis NaCN [kg/t]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley As Rel Figura 42: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de la dosis de NaCN.

Efecto de Na 2S

Las pruebas consideradas son B4, B5 y B6 (ver Tabla 14), las que utilizan como dosis

de depresante 0,11, 0,33 y 0,45 kg/t Na2S respectivamente. En la Figura 43 se

presentan los principales resultados metalúrgicos obtenidos en estas pruebas. Se

observa que al aumentar las dosis de sulfuro de sodio, las recuperaciones disminuyen,

lo cual responde a que este reactivo es depresante de sulfuros de cobre. Sin embargo,

no se observa que exista una depresión selectiva de las especies de As o Cu, ya que

las recuperaciones de ambos elementos siguen la misma tendencia.

95

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0,0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Dosis Na 2S [kg/t]

Rec AsRec Cu

Rec PesoLey As Rel

Figura 43: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de la dosis de Na 2S.

4.2.3. Variación del potencial de la pulpa

Variación del potencial usando NaClO y NaSH

A continuación se presentan los resultados de las pruebas en que se modifica el

potencial natural de la pulpa, haciéndolo más positivo usando NaClO, o negativo con

NaSH. Estas pruebas aparecen descritas en la Tabla 15. Los resultados se ordenan

según los distintos niveles de pH: ácido (pH 5), alcalino (pH 11) e intermedio (pH 8).

Para cada pH, se presentan los resultados metalúrgicos (recuperaciones y leyes

correspondientes) de cada una de las pruebas efectuadas. Las figuras 44, 45 y 46

muestran la recuperación de As, Cu y en peso, junto con la ley de As en el relave

(producto con bajo contenido de As) para las pruebas realizadas. El potencial inicial, es

decir, sin modificar con algún reactivo, se señala en las figuras con una línea punteada

de color rojo.

96

Se observa que el punto máximo de recuperación, independiente del pH de la pulpa, se

alcanza cuando no se modifica el potencial de la pulpa. Ya sea trabajando en un rango

de Eh reductor u oxidante, las recuperaciones calculadas disminuyen. Notar que al

agregar NaSH el potencial disminuye pero la baja en recuperación ocurre por el efecto

depresor de NaSH y no por la reducción de Eh solamente.

En un ambiente reductor, el oxígeno disuelto y el Eh de la pulpa disminuyen. La

adsorción del colector es Eh dependiente y puede ser limitada si se baja la actividad del

oxígeno en el agua o si se incrementa el pH de la solución. En ambas situaciones se

tiene que, tal como podría ocurrir con el uso de N2 como reductor, los iones OH-,

generados por la reducción del oxígeno, compiten con los reactivos de flotación,

evitando que éstos de adhieran a la superficie del mineral y burbujas. Esto provocaría

que las recuperaciones metalúrgicas disminuyan. En ambiente oxidante, si bien primero

ocurre la oxidación de xantato a dixantógeno, luego, a potenciales mayores, la

exposición a un exceso de oxigeno, las recuperaciones disminuyen, debido a que el

dixantógeno se oxida.

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Eh [mV]

Rec As

Rec Peso

Rec Cu

Ley As Rel Figura 44: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de Eh de la pulpa. pH 5.

97

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Eh [mV]


Figura 45: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de Eh de la pulpa. pH 8.

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Eh [mV]

Rec As

Rec Peso

Rec Cu

Ley As Rel Figura 46: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de Eh de la pulpa. pH 11.

98

Variación del potencial usando H 2O2

En la Figura 47 se grafican los principales resultados metalúrgicos obtenidos en estas

pruebas, en que se cambia el reactivo modificador del potencial, NaClO, por H2O2 (ver

Tabla 16). Se observa, que a pH 5, si bien la recuperación de As es la más alta, la ley

de As en el relave también lo es. Esto se debe a la alta recuperación en peso (66%). A

pH 7, esta tendencia se sigue manteniendo, a pesar de que la recuperación en peso

baja (38%).

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

5 7 8 9

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

pH

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley As Rel Figura 47: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de pH. H 2O2.

La elección del tipo de oxidante, NaClO o H2O2, depende de las condiciones en las que

se utilice. A pH 5, el NaClO es inestable. Luego, utilizar H2O2 en estas condiciones es la

única posibilidad para oxidar. También es importante considerar la relación entre la

concentración de estos reactivos y la efectividad de éstos para variar el potencial de la

pulpa. Esto porque, de las experiencias de laboratorio se observa que al utilizar H2O2 el

efecto oxidante es mucho menor que con NaClO.

99

Al realizar este tratamiento de oxidación en medio ácido las recuperaciones son

mayores. Esto se podría deber, tal como se presenta en el trabajo de Kantar (2002), a

que la oxidación de enargita con peróxido de hidrógeno en medio ácido produce una

cubierta hidrófoba, posiblemente de azufre elemental, aumentando su flotabilidad. Los

productos de oxidación son Cu2S, H2AsO4- y S0.

En medio alcalino, al oxidar la superficie de la enargita, tal como se explica en el mismo

trabajo de este autor, se encontraría CuO, HAsO4- y SO4

2-. La formación de CuO sobre

la superficie del mineral jugaría un rol importante en transformar la superficie de la

enargita en hidrófila.

Variación del potencial usando gas N 2

Para analizar el efecto de variar el tipo de gas se utiliza N2 en vez de aire, a través de

las pruebas presentadas en la Tabla 17. N2 es un gas que tiene la propiedad de

mantener los potenciales catódicos (reductores). Se le atribuye la expulsión del oxígeno

disuelto desde la pulpa, lo que implica que en las mediciones de potencial, se obtengan

valores menores de Eh, si se compara con los obtenidos al utilizar aire.

En la Figura 48 se observa que en el rango estudiado de pH, las recuperaciones

metalúrgicas graficadas tienden a disminuir a medida que el medio se vuelve más

alcalino. Comparando estos resultados con los obtenidos cuando se utiliza aire como

gas, se tienen diferencias en el pH en el cual se presenta la mayor recuperación (con

aire, se obtiene en torno a 8).

100

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

5 8 11

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

pH

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley As Rel Figura 48: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función del pH. N 2.

4.2.4. Análisis de variables que afectan el potenci al

Efecto del pH

Para analizar el efecto del pH en los resultados metalúrgicos, se presenta la Figura 49,

correspondientes a las pruebas programas en la Tabla 18. Se observa que existe un

máximo de recuperación cuando se trabaja entre pH 7 y 9. Esto coincide con los

resultados obtenidos en la Campaña Exploratoria cuando se estudia esta variable.

A pH 11, si bien las recuperaciones no son máximas, la caída de la recuperación en

peso y Cu es mayor a la de As, comparando con las alcanzadas entre pH 7 y 9. Esto

destaca porque la pulpa de concentrado final de Cu se recibe con un pH alcalino en

torno a 11 después de las etapas de 1° y 2° limpiez a. Por consecuencia, no sería

necesario acondicionar el pH, disminuyendo el consumo de cal.

101

0

1.000

2.000

3.000

4.000

5.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

5 7 8 9 11

Ley

As

Rel

ave

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

pH

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley As Rel Figura 49: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de pH.

En las figuras 47, 48 y 49 se presentan los resultados metalúrgicos correspondientes a

las pruebas en que utiliza H2O2, N2 y natural respectivamente (Tablas 16, 17 y 18), en

función del pH. Además del pH, el potencial de la pulpa es medido durante la

realización de estas pruebas.

En la Figura 50 se relaciona el pH con dicho Eh. Se observa que, independiente de la

condición en la cual se trabaje, el potencial tiende a disminuir a medida que la pulpa se

alcaliniza. Esto se debe a que cuando más alto es el potencial, mayor es la capacidad

oxidante del sistema y por ende, tiende a reducirse.

102

300

400

500

600

700

5 7 8 9 11

Eh

[mV

]

pH

Eh (Natural)

Eh (H2O2)

Eh (N2)

Figura 50: Eh en función de pH.

La reacción catódica de reducción del oxígeno:

H2O + ½ O2 + 2e- � 2OH-

Luego, la ecuación de Nerst aplicada a la reacción anterior resulta ser:

En la Figura 50 las mediciones del potencial de la pulpa en “estado natural”, es decir,

sin agregar reactivos para modificar el potencial y usando aire, están representadas por

la curva en azul. Al trabajar con N2 el potencial disminuye, ya que actúa como reductor.

Lo contrario ocurre al utilizar H2O2, reactivo oxidante, haciendo que el potencial crezca.

Estos dos efectos, reductor y oxidante, se observan en la Figura 50, ya que la curva

que representa el potencial al utilizar N2 está por bajo la curva del potencial de la pulpa

en “estado natural”, y ésta, a la vez, es inferior a la correspondiente al emplear H2O2.

103

Efecto de una posible oxidación superficial de conc entrado

Paralelamente se realiza una prueba de flotación acondicionando por 30 min a pH

ácido, a fin de disolver las posibles capas de óxidos superficiales que recubrieran a las

especies. Las condiciones de esta prueba se presentan en la Tabla 19. Los resultados

de esta prueba se presentan en la Tabla 36.

Tabla 36: Resultados metalúrgicos (pH 5 flotar pH 8 ).

Prueba Rec Peso Rec Cu Rec As

[%] [%] [%]

Base 46,3 46,1 78,3

Acond pH 5 45,5 56,7 72,0

Si se compara con los resultados de la prueba a las condiciones base, se observa que

al pretratar en un ambiente ácido la recuperación de Cu crece, al inverso de lo que

ocurre con la recuperación de As.

Estos resultados no se deberían a la posible oxidación superficial propuesta, ya que, de

la información entregada por el análisis microscópico, se observan sólo algunos gramos

de calcopirita con oxidaciones en parte de sus bordes, sobre todo en aquellas que

presentan pequeñas fracturas. Aproximadamente esta oxidación es de un 0,07%.

Luego, es posible descartar una oxidación superficial de la muestra.

La diferencia en los resultados alcanzados presentados en la Tabla 36 se podría deber

a que al acidificar el concentrado a pH 5 para luego alcalinizar los mismos, se consigue

una disminución de la flotabilidad de los sulfuros portadores de As, frente a otros de Cu.

Es decir, se lograría modificar la cinética de flotación de estas especies. En la Figura 51

se comparan la recuperación de Cu y As en función del tiempo, para estas dos pruebas.

104

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Acond pH 5

Base

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Acond pH 5

Base Figura 51: Recuperación en función del tiempo de fl otación.

Izquierda: Recuperación Cu, Derecha: Recuperación A s.

4.2.5. Análisis de las mediciones del potencial

Durante las pruebas de flotación en que se mide el potencial se observa que estos

valores no se mantienen constantes en el tiempo. A modo de ejemplo, en la Figura 52

se muestra a continuación la variación de Eh en función del tiempo, a distintos niveles

de pH.

Entre 0 y 30 min, se acondiciona la pulpa al Eh correspondiente de la prueba. Se

observa que este tiempo es suficiente para que las mediciones de potencial no varíen

más de 1%. Al minuto 30 se agregan los reactivos y se acondiciona por 1 min. Se

registra el potencial al minuto 31. Terminado el tiempo de flotación (16 minutos), se

anota el potencial al minuto 47.

105

200

300

400

500

600

0 10 20 30 40 50

Eh

[mV

]

Tiempo [min]

pH 5

pH 8

pH 11

Figura 52: Variación Eh en función del tiempo y pH.

Para el siguiente análisis se consideran las mediciones de potencial desde la prueba C1

a la C22, correspondientes a aquellas en que utilizan NaClO y NaSH, como agentes

oxidante y reductor respectivamente, a distintos valores de pH. En estas pruebas se

alcanzan valores extremos e intermedios de Eh, por lo cual se cuenta con suficiente

información sobre las variaciones en las mediciones del potencial.

Durante los 30 minutos de acondicionamiento iniciales se mide el potencial de la pulpa.

Se determina la variación de Eh como el promedio de las últimas 5 mediciones (entre

28 y 30 min) de la variación marginal porcentual.

A partir de la desviación estándar y media de las últimas 5 mediciones de potencial (n =

5), se calcula el error porcentual del siguiente modo.

[ ] 100% ⋅=x

SError x (9)

106

Se considera que con 30 min de acondicionamiento es suficiente para que la variación

de esta medición arroje un error bajo, como se muestra en la Tabla 37.

Tabla 37: Variación, promedio, desviación estándar y error de mediciones de potencial. 30 min.

Prueba pH Reactivo Dosis Variación Promedio Desv Est Error

Potencial Reactivo Eh Eh Eh

[cc] [%] [mV] [mV] [%]

C1 8 ---- ---- 0,1 386,9 0,9 0,2

C2 8 NaClO 10 0,3 406,8 1,8 0,4

C3 8 NaClO 30 0,9 580,4 8,1 1,4

C4 8 NaClO 50 1,8 854,6 25,7 3,0

C5 8 NaClO 100 0,2 1049,8 2,5 0,2

C6 8 NaSH 5 0,2 270,6 0,3 0,1

C7 8 NaSH 8 0,1 214,4 0,4 0,2

C8 8 NaSH 35 0,1 -347,4 0,3 -0,1

C9 11 ----- ----- 0,3 286,3 1,4 0,5

C10 11 NaClO 9 0,6 331,5 1,7 0,5

C11 11 NaClO 11,5 0,2 376,0 1,6 0,4

C12 11 NaClO 15 0,4 727,0 5,1 0,7

C13 11 NaClO 20 0,1 810,8 1,7 0,2

C14 11 NaClO 30 0,1 837,9 0,7 0,1

C15 11 NaSH 5 1,1 180,3 1,6 0,9

C16 11 NaSH 10 0,0 243,0 0,1 0,0

C17 11 NaSH 20 0,2 193,7 0,5 0,3

C18 5 ----- ----- 0,2 529,1 0,8 0,2

C19 5 NaClO 20 0,1 530,8 0,8 0,2

C20 5 NaClO 250 0,1 479,0 0,4 0,1

C21 5 NaSH 50 0,9 -139,5 1,0 -0,7

C22 5 NaSH 100 2,4 -132,3 1,8 -1,4

Además, debido a la adición de reactivos para variar el potencial, estas mediciones no

se mantienen constantes. Dado que el tiempo de acondicionamiento de los reactivos es

1 min, se mide el potencial antes de agregarlos (Eh30) y después de terminado el

acondicionamiento (Eh31). Se define la variación de Eh por la adición de reactivos como

sigue:

(10)

107

Durante los 16 min de flotación el potencial tampoco se mantiene constante. Se define

la variación de Eh en la prueba de flotación como la diferencia entre el potencial final

(Eh47) y el inicial (Eh31) del tiempo de flotación.

(11)

Los registros de las mediciones del potencial a los tiempos 30, 31 y 47 minutos se

presentan en la Tabla 38, junto con los valores de la variación de Eh por la adición de

reactivos y el tiempo de flotación.

Tabla 38: Potencial en 30, 31 y 47 min. Variación p or reactivos y durante flotación.

Prueba pH Reactivo Dosis Var React Var Flot

Potencial Reactivo 30 min 31 min 47 min Eh Eh

[cc] [mV] [mV] [mV] [%] [%]

C1 8 ---- ---- 385,6 385,7 374,0 0,0 -2,7

C2 8 NaClO 10 404,8 393,2 382,0 -2,6 -2,6

C3 8 NaClO 30 569,5 554,0 471,0 -2,5 -14,0

C4 8 NaClO 50 824,0 757,0 565,0 -7,8 -24,1

C5 8 NaClO 100 1053,2 985,0 837,0 -6,2 -14,4

C6 8 NaSH 5 270,7 270,0 289,0 -0,2 6,1

C7 8 NaSH 8 214,6 214,0 252,0 -0,2 15,0

C8 8 NaSH 35 -347,2 -346,4 99,6 0,3 145,6

C9 11 ----- ----- 284,0 275,0 266,4 -2,8 -2,7

C10 11 NaClO 9 329,9 314,0 302,0 -4,3 -3,4

C11 11 NaClO 11,5 374,0 373,0 368,8 -0,2 -1,0

C12 11 NaClO 15 720,5 544,0 431,0 -23,2 -19,3

C13 11 NaClO 20 809,0 735,4 682,6 -8,7 -6,8

C14 11 NaClO 30 837,0 696,0 694,0 -16,1 -0,3

C15 11 NaSH 5 179,0 179,0 214,0 0,0 16,0

C16 11 NaSH 10 243,0 242,6 274,0 -0,1 11,1

C17 11 NaSH 20 194,5 195,0 239,6 0,2 19,0

C18 5 ----- ----- 528,5 528,0 523,0 -0,1 -0,9

C19 5 NaClO 20 530,3 527,0 505,5 -0,6 -3,8

C20 5 NaClO 250 478,4 458,4 421,7 -3,9 -7,4

C21 5 NaSH 50 -139,0 -126,0 97,0 13,1 259,3

C22 5 NaSH 100 -132,6 -122,0 87,0 11,4 254,9

Eh

108

Se observa que en la misma condición (C2, C11 y C20), a mayor pH, menor es el

potencial. Además, en general se tiene que el potencial decrece cuando los reactivos

son agregados.

En la Tabla 38 se observa que en la mayoría de los casos estudiados, el potencial no

varía más allá de un 5% al agregar los reactivos. Sin embargo, las variaciones mayores

a un 5% ocurren cuando se adiciona los mayores volúmenes de NaClO y NaSH. Luego,

estas diferencias de Eh durante el tiempo de acondicionamiento de reactivos se deben

a que las reacciones de NaClO o NaSH aún no se estabilizan en solución.

Las variaciones del potencial durante la prueba de flotación (Var Flot) son negativas

cuando se agrega NaClO, y positivas con NaSH. Esto implica que estos reactivos

siguen reaccionando durante el tiempo de flotación. Al adicionar NaClO el potencial

tiende a bajar y con NaSH a aumentar. En ambos casos debería obtenerse que a

medida que aumenta el tiempo, los potenciales deberían estabilizarse.

Efecto del agua de reposición en variabilidad del p otencial

Esta variación del potencial de la pulpa es causada por varios factores, como los

siguientes.

1. Al ser una pulpa (mezcla de agua y concentrado) agitada, se producirían

cambios en las interfases del sistema.

2. La celda no está aislada del medio ambiente, existe contacto entre la pulpa y el

aire.

3. Por la agitación del impeler, se forma un vórtice alrededor de él, que atrapa el

aire a su alrededor.

4. La adición de los reactivos (colectores y espumante) varían el potencial.

109

5. La remoción del concentrado.

6. El agua de reposición usada durante la prueba de flotación está acondicionada al

mismo pH de la prueba pero no al mismo potencial.

Algunos de estos factores son inherentes a las condiciones de operación de estas

pruebas (como la agitación, dosificación de reactivos y remoción del concentrado) o al

tipo de celda con la cual se cuenta (no es aislada), siendo dificultoso minimizar su

efecto en la variación del potencial.

Sin embargo, la influencia que tendría la diferencia de potencial entre el agua de

reposición y la pulpa parece ser factible de controlar. Por esto, se realiza una prueba en

que se ajusta el agua de reposición al potencial de la pulpa al inicio del tiempo de

flotación (aproximadamente 435 mV).

Se observa que cuando el potencial de la pulpa es menor (por ejemplo cuando se

agrega NaSH), el potencial sube durante el tiempo de flotación, lo que podría deberse

al mayor potencial del agua de reposición.

En general se observa que el potencial decrece durante los 16 min de flotación.

En la prueba C24 se acondiciona el agua de reposición al mismo pH y Eh de la prueba,

y la variación disminuye a 0,1% (ver Tabla 39).

Tabla 39: Potencial en 30, 31 y 47 min. Variación p or reactivos y durante flotación.

Eh Var Prom Desv Est Error Var React Var Flot

Agua Eh Eh Eh 30 min 31 min 47 min Eh Eh

Reposición [%] [mV] [mV] [%] [mV] [mV] [mV] [%] [%]

Sin Ajustar 0,1 386,9 0,9 0,2 385,6 385,7 374,0 0,0 -2,7

Ajustar 0,3 395,3 1 0,3 396,4 391,6 391,1 -1,1 -0,1

Eh

La variación del potencial se compara con el registrado en la condición base, tal cual se

enseña en la Figura 53.

110

300

350

400

450

500

550

600

0 10 20 30 40 50

Eh

[mV

]

Tiempo [min]

Base

Acond Agua

Figura 53: Variación Eh. Condición base vs acondici onar agua de reposición a igual Eh.

Los resultados metalúrgicos de esta prueba, comparados con los resultados de la

prueba base se presentan a continuación. Se obtiene que sólo la recuperación en peso

varía al acondicionar el agua de reposición (Tabla 40).

Tabla 40: Resultados metalúrgicos. Agua de reposición.


[%] [%] [%]

Sin Ajustar Eh 46,3 78,3 46,5Ajustar Eh 37,2 76,8 45,9

111

4.3. RESULTADOS DE PRUEBAS VARIANDO LOS REACTIVOS

Se analizan los resultados de las pruebas A25 (Tabla 30), A28, A29, A30, A31 y A32

(Tabla 21), correspondientes a las fórmulas de reactivos A, B, C, D, E y F

respectivamente. A fin de comparar el efecto de variar el tipo de reactivos, las dosis de

los colectores y espumantes se mantienen fijas, correspondiente a aquella dosis que

permite alcanzar la mayor recuperación de As (Dosis de reactivo N° 2). En el Anexo H

se muestran las dosificaciones reales de los respectivos reactivos, las cuales se

calculan en base a la dosis de reactivos N°2. Las c ondiciones de la pruebas son las

definidas como bases (ver Tabla 32). En la Tabla 41 se comparan los resultados

alcanzados en estas pruebas.

Tabla 41: Recuperación As, Cu, en Peso y Ley As en relave, en función de la fórmula de reactivo.

Prueba Fórmula Reactivo Nombre Rec Rec Rec Ley As

Reactivo Reactivo As Cu Peso Relave

[%] [%] [%] [ppm]

A25 A Colector 1 MX 7016 78,32 47,50 46,26 1.200

Colector 2 AP 3738

Espumante X 133

A28 B Colector 1 Xantato 56,91 17,94 12,71 1.910

Colector 2 ---

Espumante MIBC

A29 C Colector 1 MX 7016 76,76 33,01 25,97 1.290

Colector 2 AP 3418

Espumante F-501

A30 D Colector 1 AP 3418 71,80 26,33 21,28 1.500

Colector 2 MX 7016

Espumante F-501

A31 E Colector 1 AP 3418 59,71 15,83 12,35 1.660

Colector 2 MX 945

Espumante F-501

A32 F Colector 1 Matcol TC-123 78,53 34,65 27,65 1.170



Se tiene que al utilizar la fórmula B, compuesta de xantato y MIBC, se alcanza la

menores recuperaciones de As, Cu y en peso.

112

Las pruebas en que se utiliza las fórmulas A, C y F obtienen las más altas

recuperaciones de As, pero las recuperaciones de Cu y en peso de las pruebas que

usan las fórmulas C y F son menores a la obtenida con la condición base (fórmula de

reactivos A), aumentando la selectividad de la separación Cu-As.

La fórmula de reactivos A y C se diferencian en el colectores secundario (AP 3738 y AP

3418 respectivamente) y espumante (X133 y F501 respectivamente). Ambas tienen

como colector principal al MX 7016. Si bien los colectores AP 3738 y AP 3418 son

ditiofosfatos modificados, el segundo reactivo debe tener características de mayor

selectividad dadas la diferencia en las recuperaciones de Cu y en peso alcanzada en

estas pruebas. La fórmula F, propuesta por Mathiesen, se diferencia en que utiliza

como colector principal isopropilo etil tionocarbamato, como colector secundario una

mezcla de tionocarbamato, mercaptobenzotiazol y MIBC y una mezcla de aceite de pino

y alcoholes como espumante.

Los ditiofosfatos y tionocarbamatos son colectores más selectivos que los xantatos,

particularmente en presencia de FeS2. Las fórmulas de reactivo A, C y F tienen estos

reactivos en su composición. No se conoce de forma exacta su composición, lo que

dificulta atribuir a algún componente de las fórmulas C y F la mayor selectividad de los

resultados, provocando que las recuperaciones de Cu y en peso disminuyan con

respecto a las alcanzadas con la fórmula A, pero que obtengan altas recuperaciones de

As.

Las fórmulas D y E tienen como colector principal a AP 3418 y espumante F501. Se

diferencian en el colector secundario, utilizan MX 7016 y MX 945 respectivamente. Las

recuperaciones alcanzadas al utilizar la fórmula D son mayores a las correspondientes

a la fórmula E.

113

4.4. RESULTADOS DE MEDICIÓN DE TAMAÑO DE BURBUJA PO R ANÁLISIS DE

IMÁGENES

4.4.1. Determinación de distribución en superficie de tamaño de burbujas

En esta etapa se determinan distribuciones de tamaño de burbujas. En el Anexo F se

explica el procedimiento seguido, mediante análisis de imágenes. Los resultados de las

mediciones de db se agrupan por clases de tamaño y se cuenta el número de burbujas

por clase, obteniendo luego la distribución de tamaño en número de burbuja.

Dada la naturaleza superficial del fenómeno de la flotación, se procede a determinar la

distribución en superficie de burbujas, para lo que se utiliza la siguiente relación:

=∑ 0

20

2

2ii

iii fx

fxf (12)

donde:

fi0: Fracción retenida, en número, en el tamaño i.

fi2: Fracción retenida, en superficie, en el tamaño i.

xi: Tamaño medio de burbujas en la clase i.

Para analizar el efecto de las variables operacionales sobre la distribución de tamaño

de burbujas se calculan los siguientes parámetros estadísticos.

d32: Diámetro de Sauter.

d10: Diámetro estadístico 1.0.

114

sd: Desviación estándar de la distribución.

d25: Diámetro bajo el cual se encuentra el 25% de la superficie de burbujas.



dmoda: Diámetro medio de la clase que presenta la mayor frecuencia retenida.

fi2 (dmoda): Máxima frecuencia de la distribución.

El diámetro estadístico d1.0 corresponde al promedio de los diámetros de la población, y

se calcula como la sumatoria de todos los diámetros dividida por la cantidad total de

burbujas.

En las tablas 42 y 43 se presentan los principales resultados estadísticos extraídos de

las distribuciones de tamaño de burbuja para cada una de las pruebas analizadas. Las

condiciones de flotación que se mantienen fijas son Cp a 17,4%, pH 8 y la dosis de

reactivo N°2. Las distribuciones experimentales de las mediciones están en el Anexo J.

Tabla 42: Resultados de mediciones de distribucione s de tamaño de burbuja. Aire.

Prueba Jg Nsd32 d10 sd d25 d50 d75 dmoda fi2 (dmoda )

[cm/s] [m/s] [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [%]

BA1 0,48 2,0 0,89 0,34 0,28 0,53 0,78 1,16 0,65 10,72

BA2 0,55 2,0 0,95 0,37 0,31 0,58 0,85 1,23 0,65 9,95

BA3 0,71 2,0 0,95 0,36 0,31 0,57 0,86 1,21 0,65 10,09

BA4 0,45 2,5 0,75 0,38 0,27 0,53 0,70 0,91 0,65 15,36

BA5 0,45 3,0 0,76 0,45 0,28 0,56 0,71 0,93 0,65 17,64

BA6 0,45 4,0 0,68 0,39 0,23 0,49 0,64 0,82 0,55 17,41

BA7 0,71 3,0 0,79 0,44 0,29 0,57 0,73 0,95 0,65 16,11

BA8 0,71 4,0 0,76 0,42 0,27 0,52 0,68 0,93 0,65 15,87

BA9 0,48 2,7 0,75 0,41 0,27 0,55 0,71 0,92 0,65 16,70

BA10 0,79 2,5 0,85 0,45 0,30 0,58 0,78 1,06 0,65 13,80

BA11 0,83 2,4 0,95 0,43 0,33 0,61 0,83 1,22 0,65 12,43

BA12 0,48 2,3 0,79 0,36 0,27 0,52 0,72 0,97 0,65 13,48

BA13 0,64 2,1 0,91 0,37 0,30 0,57 0,81 1,19 0,75 10,86

Distribución en superficie

115

Tabla 43: Resultados de mediciones de distribucione s de tamaño de burbuja. Nitrógeno.

Prueba Jg Nsd32 d10 sd d25 d50 d75 dmoda fi2 (dmoda )

[cm/s] [m/s] [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [%]

BN1 0,48 2,0 1,01 0,57 0,35 0,66 0,91 1,24 0,85 11,31

BN2 0,55 2,0 1,00 0,57 0,36 0,68 0,94 1,28 0,75 10,40

BN3 0,71 2,0 1,09 0,63 0,39 0,75 1,00 1,34 0,00 0,00

BN4 0,45 2,5 0,86 0,56 0,29 0,62 0,82 1,06 0,75 14,09

BN5 0,45 3,0 0,86 0,59 0,28 0,62 0,80 1,02 0,75 14,99

BN6 0,45 4,0 0,89 0,64 0,29 0,68 0,85 1,04 0,85 15,52

BN7 0,71 3,0 0,80 0,54 0,27 0,60 0,75 0,96 0,65 17,51

BN8 0,71 4,0 0,90 0,66 0,30 0,70 0,85 1,06 0,75 17,40

BN9 0,48 2,7 0,83 0,56 0,28 0,62 0,79 1,00 0,65 14,65

BN10 0,79 2,5 0,95 0,62 0,33 0,69 0,89 1,16 0,75 12,66

BN11 0,83 2,4 0,98 0,63 0,34 0,71 0,92 1,19 0,85 12,10

BN12 0,48 2,3 0,98 0,60 0,34 0,71 0,92 1,19 0,85 12,10

BN13 0,64 2,1 1,05 0,61 0,37 0,73 0,97 1,29 0,85 10,70


Estas mediciones arrojan valores del diámetro estadístico d32 relativamente bajos.

Cuando se utiliza aire, se encuentra entre 0,68 y 0,95 mm, mientras que con N2, está

entre 0,80 y 1,09 mm. Es importante resaltar que a escala industrial el diámetro

promedio se encuentra se encuentra por sobre estos valores. En la Tabla 44 se

presentan los resultados de mediciones de d32, realizadas en la Planta Concentradora

de Collahuasi en octubre de 2007.

Tabla 44: Mediciones d 32. Collahuasi.

Wenco 130 m 3 Wenco 130 m 3 OK 160 m3 Columna

Rougher Cleaner

[mm] [mm] [mm] [mm]

Promedio 2,60 2,33 2,54 2,50

Mínimo 1,65 1,58 1,69 2,05

Máximo 3,04 2,85 3,34 3,33

Estos diámetros pueden deberse a que la celda utilizada en estas pruebas tiene

dispersores radiales en su interior, lo cual genera una mejor dispersión del gas. Estos

dispersores podrían causar que los diámetros sean pequeños, si se compara con los

obtenidos en otro tipo de celda.

116

Además, la alimentación a las pruebas de flotación tiene un tamaño fino de partículas,

ya que se trata de concentrado final. Del análisis granulométrico se tiene que el P80 de

la muestra es de 96 µm. Este tamaño contribuye a que las burbujas generadas en estas

pruebas sea pequeño, dado que el tamaño medio de burbujas disminuye con tamaño

de partículas de mineral más pequeños.

A continuación se muestran los resultados estadísticos extraídos de las distribuciones

de tamaño de burbujas con el fin de analizar la influencia de las variables estudiadas.

a. Influencia de velocidad superficial de gas

Las mediciones BA1, BA2 y BA3, se realizan a una velocidad superficial de gas de 0,48,

0,55 y 0,71 cm/s respectivamente, utilizando aire. Con N2 las mediciones

correspondientes son BN1, BN2 y BN3. La velocidad de agitación se mantiene fija en 2

m/s.

En la Figura 54 se observa que un aumento del flujo de gas (aire o N2) tiende a

aumentar ligeramente el diámetro estadístico d32. Sin embargo, las variaciones son muy

pequeñas, en torno a 10%, lo que dificulta concluir con mayor certeza.

Además, se tiene que al utilizar aire y flujos de aire altos, se obtienen distribuciones de

burbujas más anchas que con flujos menores (mayor desviación estándar). Esto no

ocurre cuando se emplea N2.

117

0,6

0,7

0,8

0,9

1,0

1,1

1,2

0,4 0,5 0,6 0,7 0,8

d32

[mm

]

Jg [cm/s]

Aire

Nitrógeno

Figura 54: Influencia de la velocidad superficial d e gas en el diámetro estadístico d 32. Ns = 2 m/s.

b. Influencia de la velocidad de agitación

Las mediciones BA4, BA5 y BA6, se realizan a una velocidad de agitación igual a 2,5,

3,0 y 4,0 m/s respectivamente, utilizando aire. Con N2 las mediciones correspondientes

son BN4, BN5 y BN6. La velocidad superficial de gas es igual a 0,45 cm/s. También se

consideran las mediciones BA3, BA7 y BA8, cuyas velocidades de agitación son 2,0,

3,0 y 4,0 m/s respectivamente, a una velocidad superficial de gas de 0,71 cm/s.

En las Figura 55 se presenta el diámetro estadístico d32 en función de la velocidad de

agitación. En la Figura 55 (Izquierda), considerando una velocidad superficial de gas de

0,45 cm/s y en el caso de utilizar aire, se observa que d32 tiende a disminuir con el

aumento de la velocidad de agitación. En cambio, al utilizar N2 como gas, la variación

de d32 es casi nula. En la Figura 55 (Derecha), considerando un flujo de aire mayor (Jg

de 0,71 cm/s), se distingue que el diámetro d32 disminuye con velocidades de agitación

mayores al utilizar aire y que con N2 la tendencia no es tan clara. La disminución en el

118

diámetro de las burbujas se debe a que el tamaño de formación de éstas disminuye, a

causa del aumento de la velocidad de agitación.

0,6

0,7

0,8

0,9

1,0

1,1

1,2

2,0 2,5 3,0 3,5 4,0 4,5

d32

[mm

]

Ns [m/s]

Aire

Nitrógeno

0,6

0,7

0,8

0,9

1,0

1,1

1,2

2,0 2,5 3,0 3,5 4,0 4,5

d32

[mm

]

Ns [m/s]

Aire

Nitrógeno Figura 55: Influencia de la velocidad de agitación en el diámetro estadístico d 32.

Izquierda: Jg = 0,45 cm/s. Derecha: Jg = 0,71 cm/ s.

Si se comparan las desviaciones estándar, se observa que a medida que aumenta la

velocidad de agitación, este parámetro estadístico disminuye, significando que la

distribución en superficie es menos ancha.

c. Influencia del tipo de gas

Se observa en la Figura 56 que utilizando como gas N2 se obtienen d32 mayores que

usando aire. Los valores graficados son a iguales condiciones de Ns y Jg. Esta

tendencia se puede explicar porque el gas N2 actúa como reductor en el sistema y por

consecuencia el pH de la pulpa aumenta. Al crecer el pH, los iones OH- compiten con

los reactivos de flotación, evitando que éstos se adhieran a las interfases respectivas

(partículas y burbujas), inhibiendo la adsorción de los tensoactivos. Esto originaría

burbujas menos estables y con probabilidad de coalescer entre ellas (O´Connor et al.,

1990).

119

0,6

0,7

0,8

0,9

1,0

1,1

1,2

0,6 0,7 0,8 0,9 1,0 1,1 1,2

d32

Nitr

ógen

o [m

m]

d32 Aire [mm]

Figura 56: Influencia de tipo de gas en el diámetro estadístico d 32.

4.4.2. Estimación de d 32 usando Gorain

Para estimar los parámetros de la ecuación de Gorain se utilizan las mediciones de

distribuciones de tamaño de burbujas descritas en las tablas 42 y 43. Además es

necesario conocer los valores de razón de aspecto del impeler (RA) y el P80 de la

muestra de alimentación a las pruebas de flotación. En este caso, la RA es 3,96 y el P80

de la muestra de concentrado, es 96 µm.

A partir de las mediciones de tamaños de burbuja descritas anteriormente, se logra

determinar el d32 experimental de cada prueba. Luego, a partir de Jg y d32 se calcula el

Sb experimental.

La metodología de determinación de los parámetros de la ecuación de Gorain

(Ecuación 4) corresponde a la minimización de la suma de los errores cuadráticos entre

el Sb experimental y el Sb estimado a partir de la ecuación de Gorain. Para estos

120

efectos se decide utilizar 12 de las 13 pruebas para el ajuste de parámetros, dejando la

restante (BA13 y BN13 para aire y N2 respectivamente) para validar la calidad del

ajuste.

En la Tabla 45 se muestran los parámetros determinados para cada tipo de gas

incorporado a la celda.

Tabla 45: Parámetros de la ecuación de Gorain para distintos tipos de gas.

Gas

a b c d e

Aire 123,0 0,36 0,75 0,23 -0,29

Nitrógeno 122,6 0,31 0,86 0,23 -0,29

Parámetros

Se observa que dado que la razón de aspecto y el P80 son constantes en estas pruebas

e iguales en el caso de usar aire o N2 como gas, se tiene que los parámetros d y e de la

ecuación de Gorain son iguales.

En la Figura 57 se presentan los resultados de la estimación de Sb usando aire y N2. El

coeficiente de correlación R2 entre el Sb medido a partir de Jg y d32 y el Sb estimado

desde la ecuación de Gorain, es de 0,97 usando aire y de 0,92 con nitrógeno. Para un

intervalo de confianza del 95% y 5 grados de libertad calculados como: número de

datos utilizados – (número de parámetros del modelo +1), la hipótesis nula (Sb

experimental y Sb modelado son iguales) es aceptada si el estadístico chi-cuadrado es

menor que 12,6. Para los resultados mostrados X2 < 12,6. Además se utiliza el

contraste de Kolmogorov-Smirnov. El estadístico crítico D es 0,37 n = 13 y α = 0,05.

Para Sb con aire y Sb con N2 el estadístico D calculado es menor a 0,37 (0,17 y 0,08

respectivamente), por lo que la hipótesis nula es aceptada.

121

20

30

40

50

60

70

20 30 40 50 60 70

Sb

est

imad

o [1

/s]

Sb experimental [1/s]

20

30

40

50

60

70

20 30 40 50 60 70

Sb

est

imad

o [1

/s]

Sb experimental [1/s]

Figura 57: Sb medido versus Sb estimado por Gorain. Izquierda: Aire. Derecha: N 2.

En la Figura 58 se compara el d32 experimental y el predicho por la ecuación de Gorain.

El coeficiente de correlación R2 entre el d32 medido y el d32 estimado es igual a 0,85

usando aire y 0,65 con nitrógeno. Para un intervalo de confianza del 95% y 5 grados de

libertad calculados como: número de datos utilizados – (número de parámetros del

modelo +1), la hipótesis nula (d32 modelado y d32 experimental son iguales) es aceptada

si el estadístico chi-cuadrado es menor que 12,6. Para los resultados mostrados X2 <

12,6. Al igual que con el Sb, se utiliza el contraste de Kolmogorov-Smirnov. El

estadístico crítico D es 0,37 n = 13 y α = 0,05. Para d32 con aire y d32 con N2 el

estadístico D calculado es menor a 0,37 (0,25 para ambos), por lo que se acepta la

hipótesis nula.

0,6

0,7

0,8

0,9

1,0

1,1

1,2

0,6 0,7 0,8 0,9 1,0 1,1 1,2

d32

estim

ado

[mm

]

d32 experimental [mm]

0,6

0,7

0,8

0,9

1,0

1,1

1,2

0,6 0,7 0,8 0,9 1,0 1,1 1,2

d32

estim

ado

[mm

]

d32 experimental [mm]

Figura 58: d 32 medido versus d 32 estimado por Gorain. Izquierda: Aire. Derecha: N 2.

122

4.4.3. Relación entre d 32 y recuperación de As

De las variables estudiadas en la Campaña exploratoria, las que resultan ser más

significativas son la velocidad de agitación y el flujo de aire, por los valores alcanzados

de recuperación de As. Se tiene que al aumentar la velocidad de agitación, la

recuperación de As crece, y mientras que al trabajar con flujos de aire menores, se

obtienen recuperaciones de As más altas.

Por otra parte, al analizar la influencia de la velocidad de agitación y flujo de aire en el

diámetro de burbujas, se obtiene que mayores Ns y menores Jg, generan burbujas más

pequeños. Luego, se infiere, que al favorecer la formación de burbujas más pequeñas,

modificando las condiciones aerodinámicas, se tiende a aumentar la recuperación de

As.

En la Figura 59 se presentan algunos valores de recuperaciones de As obtenidas en la

correspondiente prueba de la Campaña exploratoria, que reproduce las mismas

condiciones en las cuales se midieron las distribuciones de tamaño de burbujas. Se

observa una tendencia de que al disminuir al diámetro de burbujas, la recuperación de

As aumenta. Además se tiene que para los diámetros menores a 0,7 mm, la

recuperación de As no continúa creciendo, lo que permite inferir que existe un d32

óptimo para flotar las partículas de enargita presentes en la muestra.

123

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1,0

Rec

uper

ació

n de

As

[%]

d32 medido [mm]

Figura 59: Recuperación de As en función del diámet ro estadístico d 32 medido.

Por otro lado, se realiza un análisis estadístico por pasos, dentro del cual se intenta

modelar la recuperación de As en función de las rpm, Ns, Jg, reactivos, etc. Además se

incluyen variables internas del proceso como, por ejemplo, d32 y Sb. Estos últimos

parámetros se calculan a través de la ecuación de Gorain, con los parámetros

mostrados en el capítulo anterior. En el Anexo K se detallan los pasos seguidos.

La mejor estructura encontrada para modelar la recuperación de As es la presentada en

la Ecuación 13. El coeficiente de correlación entre la recuperación metalúrgica de

arsénico experimental y modelada es de 0,79.

Rec As = – 224,14 d32 + 0,81 Sb + 204,91 (13)

Donde la recuperación de As (Rec As) está en unidades de porcentaje, el d32 en

milímetros y Sb está en s-1.

Luego, la variable que está más estrechamente correlacionada con la recuperación de

As es el diámetro de burbuja (d32). El modelo predice que al disminuir el diámetro de la

124

burbuja, la recuperación de As crece. Esto concuerda con los resultados de la campaña

experimental ya que se tiene que aquellas condiciones que favorecen la formación de

burbujas más pequeñas, como flujos de aire menores y velocidades de agitación altas,

producen recuperaciones de arsénico mayores.

4.4.4. Relación entre d 32 y el potencial de la pulpa

A fin de analizar el efecto de las condiciones aerodinámicas, modificando el potencial

de la pulpa, se realizan pruebas variando las condiciones de agitación y flujo de aire,

para obtener una distribución de tamaño de burbujas más gruesa que la resultante

aplicando la condición base. Para distinguir entre estas dos distribuciones, se asigna el

nombre “d32 menor” a la distribución de tamaño de burbujas generada por las condición

base, mientras que se llama “d32 mayor” a la distribución de tamaño de burbujas

generada por la condición variante.

Las condiciones de flotación que se mantienen fijas son Cp a 17,4%, pH 8 y la dosis de

reactivo N°2. En la Tabla 46 se definen las corresp ondientes condiciones de flotación,

mientras que en la Tabla 47 se describen los principales parámetros estadísticos de

estas distribuciones de burbujas. Cada una de estas condiciones tiene asociada un set

de pruebas.

Las pruebas a d32 menor – Aire son las pruebas C1 a C8 que utilizan la condición

aerodinámica definida por la condición base de esta etapa y aire como gas. Las

pruebas a d32 mayor – Aire son las pruebas C40 a C43 que usan la nueva condición

aerodinámica y aire como gas. Las pruebas a d32 menor – N2 son las pruebas C33, C35

a C39 que utilizan la condición aerodinámica definida por la condición base de esta

etapa y N2 como gas. Las pruebas a d32 mayor – N2 son las pruebas C44 a C48 que

usan la nueva condición aerodinámica y N2 como gas. En el Anexo G aparecen los

resultados metalúrgicos completos de estas pruebas.

125

Tabla 46: Condiciones base y variante.

Distribución Gas Jg Ns

Tamaño

Burbujas [cm/s] [m/s]d32 menor Aire 0,45 3,0

d32 mayor Aire 0,83 2,4

d32 menor N2 0,45 3,0

d32 mayor N2 0,83 2,4

Tabla 47: Distribuciones de tamaño de burbuja para condición base y variante.

Distribución Gas

Tamaño d32 d10 sd d25 d50 d75 dmoda fi 2 (dmoda )

Burbujas [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [mm] [%]d32 menor Aire 0,76 0,45 0,28 0,56 0,71 0,93 0,65 17,64

d32 mayor Aire 0,95 0,43 0,33 0,61 0,83 1,22 0,65 12,43

d32 menor N2 0,86 0,59 0,28 0,62 0,80 1,02 0,75 14,99

d32 mayor N2 0,98 0,63 0,34 0,71 0,92 1,19 0,85 12,10


En las figuras 60, 61 y 62 se presentan las recuperaciones de As, Cu y en peso en

función del potencial, utilizando aire o nitrógeno, en la condición de operación base.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n A

s [%

]

Eh [mV]

d32 menor

d32 mayor

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n A

s [%

]

Eh [mV]

d32 menor

d32 mayor Figura 60: Recuperación As en función de Eh de la p ulpa.

Izquierda: Aire, Derecha: Nitrógeno.

126

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n C

u [%

]

Eh [mV]

d32 menor

d32 mayor

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n C

u [%

]

Eh [mV]

d32 menor

d32 mayor Figura 61: Recuperación Cu en función de Eh de la p ulpa.


0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n P

eso

[%]

Eh [mV]

d32 menor

d32 mayor

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n P

eso

[%]

Eh [mV]

d32 menor

d32 mayor Figura 62: Recuperación en Peso en función de Eh de la pulpa.


Se observa que al cambiar la condición aerodinámica, ya sea utilizando aire o N2, las

recuperaciones en peso, Cu y As, disminuyen, lo cual se debe a que la condición base

maximiza estos resultados metalúrgicos.

Se obtiene que la forma de las curvas de las recuperaciones metalúrgicas en función

del potencial de la pulpa se mantiene, sólo se desplaza levemente hacia el rango de Eh

reductor cuando se utiliza N2. Con aire y d32 menor, se tiene que desde la máxima

recuperación hacia el lado izquierdo, la pendiente cae más bruscamente que hacia el

lado derecho. Esto dice que la flotabilidad de las especies de Cu y As tiene mayor

resistencia a mantenerse en el rango de potenciales oxidantes, y que para potenciales

reductores las recuperaciones rápidamente se anulan. Mientras, para las curvas con d32

127

mayor no se observa tal comportamiento, siendo necesario puntos intermedios para

concluir certeramente.

En cambio, los resultados obtenidos al utilizar N2 tienden a ser simétricos con respecto

al valor máximo de recuperación.

Para comparar el efecto de usar aire y nitrógeno, independiente de la distribución de

tamaño de burbujas, se construyen las figuras 63, 64 y 65.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n A

s [%

]

Eh [mV]

Aire

Nitrógeno

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n A

s [%

]

Eh [mV]

Aire

Nitrógeno Figura 63: Recuperación As en función de Eh de la p ulpa.

Izquierda: d 32 menor, Derecha: d 32 mayor.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n C

u [%

]

Eh [mV]

Aire

Nitrógeno

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n C

u [%

]

Eh [mV]

Aire

Nitrógeno Figura 64: Recuperación Cu en función de Eh de la p ulpa.


128

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n P

eso

[%]

Eh [mV]

Aire

Nitrógeno

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Rec

uper

ació

n P

eso

[%]

Eh [mV]

Aire

Nitrógeno Figura 65: Recuperación en Peso en función de Eh de la pulpa.


Se observa que con d32 menor, las curvas de las recuperaciones metalúrgicas tienen

distinta forma, para distinto tipo de aire. Con N2 las curvas son más simétricas que con

aire. Con d32 mayor, las curvas de recuperaciones son relativamente simétricas. La

curva de N2 está ligeramente desplazada hacia la izquierda, esto porque N2 actúa como

reductor.

129

4.5. RESULTADOS DE PRUEBAS CINÉTICAS

Todas las pruebas que se realizan son cinéticas. El detalle de los resultados de las

pruebas cinéticas se presenta en el Anexo L.

Para el cálculo de la constante cinética de flotación k y la recuperación a tiempo infinito

R∞, se utiliza las ecuaciones cinéticas para flotación batch de García-Zúñiga y Klimpel.

Los parámetros cinéticos y los coeficientes de correlación obtenidos para las pruebas

realizadas se encuentran en el Anexo M. Se obtiene que los coeficientes de correlación

R2 para el ajuste a la ecuación de Klimpel son mayores (0,97 en comparación con 0,95

con García-Zúñiga), por lo que en el siguiente análisis se trabaja con estos parámetros.

La metodología aplicada para obtener los parámetros cinéticos de las distintas pruebas

de flotación es minimizar la suma de errores al cuadrado, ponderando éstos por el

inverso de la pendiente de la curva experimental, utilizando la herramienta SOLVER de

EXCEL. Este procedimiento entrega mejores resultados que si se itera para minimizar la

suma de errores al cuadrado sin ponderaciones. El error cuadrático ponderado para el

tiempo ti de flotación es:

( )

−−⋅−=

−

−

1exp,exp,

12mod,exp,

ii

iiiii RR

ttRRerror (14)

donde:

errori : Error cuadrático ponderado.

Rexp,i : Recuperación experimental para el tiempo ti de flotación.

Rexp,i-1: Recuperación experimental para el tiempo ti-1 de flotación.

Rmod,i : Recuperación modelada en función de k y Rinf para el tiempo ti de flotación.

130

Se asume que para la primera fracción de tiempo (inicio y primer minuto de flotación), la

recuperación experimental es cero al comenzar la prueba. Esto para poder calcular el

error cuadrático ponderado de esta primera parte de la prueba cinética.

A continuación se analiza el efecto de las variables estudiadas en este trabajo en la

cinética de flotación. Para ello, se definen las siguientes constantes cinéticas.

kAs: Constante cinética de flotación de As.

kCu: Constante cinética de flotación de Cu.

a. Influencia de la velocidad de agitación en la cinética de flotación

En la Figura 66 se observa que existe una tendencia a aumentar la constante cinética al

crecer la velocidad de agitación. Sin embargo, la cantidad de datos es baja, por lo que

es necesario incorporar más información. Para este análisis se consideran mediciones

con Jg igual a 0,71 cm/s, Cp de 17,3%, pH 9 y la dosis reactivo N° 3.

Esta tendencia se debería a que a medida que la velocidad de agitación es mayor, se

forman burbujas más pequeñas, generando más superficie disponible para el proceso

de flotación, aumentando la velocidad de flotación, y por ende, la constante cinética de

flotación crece. Sin embargo, a velocidades de agitación muy altas, la formación de

burbujas más pequeñas no compensa el efecto de ruptura de los agregados partícula-

burbuja, y se tiene que la velocidad de flotación disminuye.

131

0,0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

0,6

0,7

0,8

0,9

1,0 2,0 3,0 4,0

k [1

/min

]

Ns [m/s]k As

k Cu Figura 66: Influencia de la velocidad de agitación en la cinética de flotación.

b. Influencia de la velocidad superficial de gas en la cinética de flotación

En la Figura 67 se observa que al crecer el flujo de aire, las constantes cinéticas de

flotación de Cu y As crecen. Estas mediciones se realizaron a una velocidad de

agitación constante de 2 m/s, Cp de 17,3%, pH 9 y la dosis reactivo N° 3.

La velocidad de agitación considerada es intermedia en el rango estudiado y genera

una buena dispersión de gas, entonces un aumento de la velocidad superficial de gas

produce una mayor superficie disponible para la flotación, y por consecuencia la

constante cinética de flotación crece. En cambio, si la dispersión de gas no es buena,

se podría obtener que un aumento de Jg no implicaría necesariamente una velocidad

de flotación mayor.

132

0,0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

0,6

0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1,0

k [1

/min

]

Jg [cm/s]k As

k Cu Figura 67: Influencia de la velocidad superficial d e gas en la cinética de flotación.

c. Influencia del pH en la cinética de flotación

A continuación se grafica la constante cinética en función del pH de la pulpa. Estas

mediciones se realizaron a una velocidad de agitación constante de 2 m/s, Jg de 0,71

cm/s, Cp de 17,3%, y la dosis reactivo N° 3.

Se tiene que kAs es mayor a kCu en los casos analizados. En la Figura 68 se observa

que las constantes cinéticas siguen la misma tendencia que las recuperaciones

metalúrgicas de As y Cu.

133

0,0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

0,6

8 9 10

k [1

/min

]

pHk As

k Cu Figura 68: Influencia de pH en la cinética de flota ción.

d. Influencia de la dosis de reactivos en la cinética de flotación

En la Figura 69 se grafica la constante cinética en función de la fórmula de reactivos

utilizada. Estas mediciones se realizaron a una velocidad de agitación constante de 2

m/s, Jg de 0,71 cm/s, Cp de 17,3% y pH 9.

Se observa que los valores de las constantes de flotación más altas ocurren cuando se

utiliza la dosis N° 2, lo cual concuerda con los re sultados de las recuperaciones de As y

Cu son máximas. Al utilizar la dosis de reactivos N° 1 se tiene que a k As es inferior a kCu,

pero esta relación se invierte cuando se aumenta la dosis de reactivos.

134

0,0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

0,6

N° 1 N° 2 N° 3

k [1

/min

]

Dosis de reactivok As

k Cu Figura 69: Influencia de la dosis de reactivos en l a cinética de flotación.

e. Influencia del Cp en la cinética de flotación

En la Figura 70 se observa la constante cinética de flotación en función del porcentaje

de sólidos en peso. Estas mediciones se realizaron a una velocidad de agitación

constante de 2 m/s, Jg de 0,71 cm/s, pH 9 y la dosis de reactivo N° 2.

La kAs es mayor a kCu en los casos analizados. Se observa que kAs y kCu siguen la

misma tendencia que las recuperaciones metalúrgicas obtenidas en estas pruebas.

135

0,0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

0,6

14 15 16 17 18 19 20 21

k [1

/min

]

Cp [%]k As

k Cu Figura 70: Influencia de Cp en la cinética de flota ción.

f. Influencia de la variación de potencial en la cinética de flotación

En la Figura 71 se grafica la constante cinética en función del potencial de la pulpa. Las

pruebas consideradas son las C1 a C8, descritas en la Tabla 15. A 386 mV se

encuentra los resultados para la condición natural de la pulpa. Entre 300 y 500 mV se

tiene que kAs es mayor a kCu. Sin embargo, cuando se está fuera de este rango del

potencial, esta relación se invierte, es decir, kCu es igual o supera a kAs.

Se observa que para el arsénico, en torno a 405 mV se obtiene el valor más alto de kAs.

Para el Cu, aparecen dos máximos, en torno a 215 y 405 mV respectivamente, los que

coinciden con los valores más altos de kAs.

136

0,0

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

k [1

/min

]

Eh [mV]k As

k Cu Figura 71: Influencia de la variación de potencial en la cinética de flotación. pH 8.

g. Influencia del estado de oxidación (H2O2) en la cinética de flotación

En la Figura 72 se presenta la constante cinética en función del pH, para aquellas

pruebas en que se modifica el potencial utilizando H2O2. Las pruebas consideradas con

las C28 a C31 descritas en la Tabla 16.

Se observa que kAs es mayor a kCu, independiente del pH, pero no se tiene una

tendencia clara de la relación entre estas constantes cinéticas y el pH, bajo estas

condiciones oxidantes.

137

400

450

500

550

600

650

0,0

0,2

0,4

0,6

0,8

1,0

1,2

1,4

1,6

1,8

2,0

5 7 8 9

Eh

[mV

]

k [1

/min

]

pH

k Ask CuEh

Figura 72: Influencia del estado de oxidación (H 2O2) en la cinética de flotación.

h. Influencia del gas N2 en la cinética de flotación

En la Figura 73 se muestran las constantes cinéticas de Cu y As determinadas para las

pruebas en que se utiliza N2 como gas. Las pruebas consideradas son C32 a C34

descritas en la Tabla 17. Se observa que kAs es mayor a kCu y existe un máximo en

torno a pH 8.

138

300

350

400

450

500

550

0,0

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

5 8 11

Eh

[mV

]

k [1

/min

]

pH

k Ask CuEh

Figura 73: Influencia del gas N 2 en la cinética de flotación.

i. Influencia del pH y Eh en la cinética de flotación

En la Figura 74 se presentan los valores de kAs y kCu en función del pH y el potencial

correspondiente. Estos resultados corresponden a las pruebas C23 a C27, detalladas

en la Tabla 18. Estas mediciones se realizaron con las condiciones bases definidas

para la Etapa II.

Se observa que existe un máximo para estas constantes cinéticas a pH 8, lo cual

coincide con los resultados metalúrgicos obtenidos en estas pruebas. En cuanto al

potencial, se tiene que no existe una tendencia clara en relación con la cinética de

flotación. Se obtiene que kAs es mayor a kCu.

139

300

350

400

450

500

550

0,0

0,2

0,4

0,6

0,8

1,0

1,2

1,4

1,6

1,8

2,0

5 7 8 9 11

Eh

[mV

]

k [1

/min

]

pH

k Ask CuEh

Figura 74: Influencia de pH y Eh en la cinética de flotación.

j. Influencia del pH en kAs y kCu

En las pruebas de la Campaña Exploratoria se observa en general que kAs es superior a

kCu. Cuando se modifica el potencial de la pulpa, ya sea utilizando reactivos u otro tipo

de gas, kCu es mayor a kAs, tal cual se muestra en la Figura 71, en la cual se presentan

los resultados cuando se modifica el potencial con NaClO y NaSH a pH 8.

Si se considera los resultados mostrados en la Figura 50 (Eh vs pH), donde se

presentan los resultados metalúrgicos correspondientes a las pruebas en que utiliza

H2O2, N2 y natural respectivamente (Tablas 16, 17 y 18), en función del pH. Se tiene

que el potencial es menor cuando se utiliza N2, mayor cuando se usa H2O2 e intermedio

a Eh natural. Considerando lo anterior, y analizando kAs, se tiene que a medida que el

potencial crece el valor de esta constante disminuye.

140

En la Figura 75 (Derecha) se tiene que la curva de kAs utilizando N2 está por sobre

aquella cuando se considera el potencial natural de la pulpa y ésta es mayor, al mismo

tiempo, a aquella que describe los resultados cuando se oxida con H2O2.

En cambio, kCu presenta un comportamiento más errático en las situaciones planteadas,

siendo difícil concluir. Se calcula kCu relativa a la recuperación de Cu, asociada a los

sulfuros de Cu sin As, y se encuentra que las tendencias presentadas en la Figura 75

(Izquierda) es la misma. Luego se infiere que el efecto del Cu asociado a la enargita no

afecta a kCu.

0,0

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

4 5 6 7 8 9 10 11 12

k [1

/min

]

pH

Natural

H2O2

N2

0,0

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

4 5 6 7 8 9 10 11 12

k [1

/min

]

pH

Natural

H2O2

N2 Figura 75: Constantes cinéticas en función de pH. I zquierda: k Cu. Derecha: k As.

141

4.6. RESULTADOS DE PRUEBAS ASOCIADAS A POSIBLES CIR CUITOS DE

FLOTACIÓN

4.6.1. Influencia del tiempo de flotación (scavenge r)

A continuación se comparan los resultados metalúrgicos obtenidos al flotar 16 min y 32

min. Al minuto 16 se agregan nuevamente reactivos, correspondiente a la dosis N° 2.

Las condiciones de flotación se muestran en la Tabla 26. En las tablas 48 y 49 se

observa que al agregar mayor tiempo a la prueba cinética, las recuperaciones

metalúrgicas aumentan y la ley de As en el relave disminuye de 1.200 a 680 ppm.

Tabla 48: Recuperación en peso, de Cu y As en funci ón del tiempo final de flotación.

Prueba Tiempo Rec Peso Rec Cu Rec As

[min] [%] [%] [%]

A25 16 46,26 47,50 78,32

A33 32 50,84 63,65 89,83

Tabla 49: Leyes Cu y As en función de la fórmula de reactivo.

Prueba Tiempo

Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As

[min] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

A25 16 24,17 2.975 24,82 5.037 23,61 1.200

A33 32 24,25 3.289 30,36 5.812 17,93 680


En la Figura 76 se comparan los resultados de las pruebas cinéticas. Se observa, que

al agregar una nueva dosis de reactivos al tiempo 16 min, la tendencia de las curvas

cinéticas cambia, aumentando las recuperaciones de As y Cu en forma significativa a

partir del minuto 16.

142

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 4 8 12 16 20 24 28 32 36

Rec

uper

ació

n A

s [%

]

Tiempo [min]

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 4 8 12 16 20 24 28 32 36

Rec

uper

ació

n C

u [%

]

Tiempo [min]

Figura 76: Recuperación en función del tiempo de fl otación. Izquierda: As. Derecha: Cu.

Si la prueba A33 se separa en dos etapas, en una flotación primaria o rougher (0-16

min), y otra de repaso o scavenger (16-32 min), se obtienen los resultados presentados

en las tablas 50 y 51. En la flotación scavenger se observa que, a pesar del valor

relativamente alto de la recuperación de As, la recuperación de Cu también crece, y es

más alta si se compara con valores alcanzados anteriormente. Es posible que este

resultado se deba a un efecto de flotación por arrastre por la baja selectividad

mostrada. Es necesario realizar pruebas tomando medidas para disminuir el arrastre

como utilizando una mayor profundidad de la espuma o controlando el agua de lavado.

Tabla 50: Resultados flotación rougher.

Etapa Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

Rougher 26,40 35,85 75,72 24,25 3.289 32,93 9.433 21,13 1.085


Tabla 51: Resultados flotación scavenger.

Etapa Rec Rec RecPeso Cu As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As

[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

Scavenger 33,20 43,33 58,14 21,13 1.085 27,58 1.900 17,93 680


143

4.6.2. Análisis etapas rougher – cleaner

a. Limpieza N° 1: Limpieza de un concentrado con al to contenido de As

Se realiza una prueba cinética cleaner y para ello debe realizarse una prueba de

flotación rougher primero. Las condiciones escogidas para realizar la etapa rougher,

son las definidas en la Tabla 52, correspondiente a la prueba A20.

Tabla 52: Condiciones de flotación. Limpieza N° 1.


Reactivo

[cm/s] [m/s] [%] [N°]

A20 0,45 3,0 17,24 8 3

En la Tabla 53 se muestran los resultados metalúrgicos obtenidos en la prueba A20. La

razón por la cual se eligen las condiciones de esta prueba es porque genera un

concentrado con alto contenido de As (aproximadamente 8.000 ppm). Además esta

prueba tiene una recuperación de As relativamente alta (60% aprox.) y recuperaciones

en peso y de Cu bajas (en torno al 20%).

Tabla 53: Resultados metalúrgicos prueba A20. Limpi eza N° 1.

Prueba Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

A20 22,2 21,8 59,5 24,44 3.073 23,98 8.239 24,57 1.600


De acuerdo a la recuperación en peso obtenida en la prueba A20, se realizan 4

pruebas, no cinéticas de 16 min, para alcanzar una alimentación a la etapa de limpieza

con un Cp cercano a 17%. Estas 4 pruebas, se consideran como una etapa de flotación

primaria o rougher. Los resultados metalúrgicos obtenidos en estas pruebas de flotación

se muestran en la Tabla 54.

144

Tabla 54: Resultados metalúrgicos de etapa rougher y cleaner. Limpieza N° 1 (16 min).

Etapa Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

Rougher 22,2 28,0 65,9 25,27 4.089 31,98 12.153 23,36 1.793Cleaner 88,1 92,0 96,4 31,98 12.153 33,38 13.293 21,63 3.680


Se observa que el concentrado rougher tiene un alto contenido de As, alrededor de

12.000 ppm. Si bien la prueba A20 se genera un concentrado con 8.000 ppm de As,

este valor no se repite en la prueba rougher, porque la ley de As en la cabeza es más

alta que en la prueba A20. Al aplicar las mismas condiciones a la etapa de limpieza, la

ley de As en el relave aumenta a 13.000 ppm aprox. Luego, la razón de enriquecimiento

es baja (1,1). Los altos niveles de recuperaciones metalúrgicas se deben a que la

flotación cleaner tiene una velocidad de flotación muy alta, tal como lo muestra la Figura

77.

10.000

11.000

12.000

13.000

14.000

15.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18

Ley

As

Acu

mul

ada

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley Acum As Figura 77: Recuperación y ley acumulada en función del tiempo de flotación. Limpieza N° 1.

145

b. Limpieza N° 2: Etapa rougher con alta recuperaci ón de As.

Se realiza una prueba cinética cleaner y para ello debe realizarse una prueba de

flotación rougher primero. Las condiciones escogidas para realizar esta prueba son las

definidas como bases para la Etapa II, presentadas en la Tabla 55.

Tabla 55: Condiciones de flotación. Limpieza N° 2.


Reactivo

[cm/s] [m/s] [%] [N°]

A25 0,45 3,0 17,35 8 2

En la Tabla 56 se muestran los resultados metalúrgicos obtenidos en esta prueba. La

razón por la cual se elige esta prueba es porque la recuperación de As es la más alta

obtenida en las pruebas de la Campaña Exploratoria. Además en esta prueba se

alcanzan recuperaciones en peso y de Cu también altas.

Tabla 56: Resultados metalúrgicos prueba A25. Limpi eza N° 2.

Prueba Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

A25 46,26 47,50 78,32 24,17 2.975 24,82 5.037 23,61 1.200


De acuerdo a la recuperación en peso obtenida en la prueba A20, se realizan 2

pruebas, no cinéticas, para alcanzar una alimentación a la etapa de limpieza con un Cp

cercano a 17%. Estas 2 pruebas, se consideran como una etapa de flotación rougher.

Los resultados metalúrgicos obtenidos en estas pruebas de flotación se muestran a la

Tabla 57.

Tabla 57: Recuperación en peso, de Cu y As. Prueba Limpieza N° 2 (16 min).

Etapa Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

Rougher 32,1 43,8 69,6 23,95 3.227 32,66 6.993 19,83 1.446Cleaner 89,7 91,5 96,2 32,66 6.993 33,31 7.498 26,92 2.600


146

Se observa que el concentrado rougher tiene un alto contenido de As, alrededor de

7.000 ppm. Si bien la prueba A25 se genera un concentrado con 5.000 ppm de As, este

valor no se repite en la prueba rougher, porque la ley de As en la cabeza es más alta

que en la prueba A25. Al aplicar las mismas condiciones a la etapa de limpieza, la ley

de As en el relave aumenta a 7.500 ppm. La razón de enriquecimiento es baja (1,1). Al

igual como se tiene en la Limpieza N° 1, las altas recuperaciones metalúrgicas se

deben a que la flotación cleaner tiene una velocidad de flotación muy alta, tal como lo

muestra la Figura 78.

5.000

6.000

7.000

8.000

9.000

10.000

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18

Ley

As

Acu

mul

ada

[ppm

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Ley Acum As Figura 78: Recuperación y ley acumulada en función del tiempo de flotación. Limpieza N° 2.

147

4.7. REPRODUCIBILIDAD DE RESULTADOS

4.7.1. Reproducibilidad de resultados metalúrgicos

Para analizar la reproducibilidad de los resultados metalúrgicos de la campaña de

pruebas realizada, se repite una misma prueba con las mismas condiciones de

flotación. Estas condiciones son Jg de 0,71 cm/s, Ns igual a 2 m/s, Cp de 17,4%, pH 9 y

dosis de reactivos N° 3. En las tablas 58 y 59 se m uestran los resultados metalúrgicos

obtenidos.

Tabla 58: Recuperación en peso, de Cu y As. Repetic ión A4.


[%] [%] [%]

A4 25,4 23,7 64,1

A14 32,5 31,7 69,2

A21 35,3 35,3 67,9

A22 33,3 32,1 70,3

A23 30,8 30 65,2

Tabla 59: Leyes Cu y As. Repetición A4.

Prueba


[%] [%] [%] [%] [%] [%]

A4 23,77 3.329 22,71 8.408 24,13 1.600A14 24,19 2.610 23,6 5.556 24,47 1.190A21 24,44 3.026 24,5 5.830 24,4 1.500A22 24,38 2.915 23,47 6.147 24,83 1.300A23 24,53 2.986 23,87 6.326 24,82 1.500


Para medir la dispersión de los valores respecto a la media se calcula la desviación

estándar de la muestra según la siguiente expresión.

148

)1(

)( 2

−−

= ∑nn

xxS i

x (15)

donde:

Sx : Desviación estándar de la muestra.

ix : Valor de la variable para la repetición i.

x : Promedio de todas las repeticiones de la variable a estudiar.

n : Número de datos.

El error porcentual se calcula del siguiente modo:

[ ] 100% ⋅=x

SError x (16)

En la Tabla 60 se muestra los valores promedios, las desviaciones estándar y los

errores porcentuales de las recuperaciones y leyes obtenidas de las pruebas repetidas.

Tabla 60: Promedio, Desv. Estándar y Error porcentu al. Repetición prueba A4.

Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

Promedio 31,5 30,7 67,4 24,26 2.973 23,63 6.453 24,53 1.418

Sx 1,7 1,8 1,2 0,13 115 0,29 506 0,13 75

Error [%] 5,4 5,9 1,8 0,54 3,9 1,23 7,8 0,53 5,3


Al trabajar con los valores puntuales de las recuperaciones de Cu y As de cada una de

estas pruebas como con el promedio, se está dentro de las tendencias, en particular la

analizada con la prueba A4 que es la influencia de la velocidad de agitación sobre las

149

recuperaciones metalúrgicas. En la Tabla 61, se presentan las recuperaciones en

promedio alcanzadas.

Tabla 61: Recuperación en peso, de Cu y As promedio . Repetición prueba A4.

Rec Peso Rec Cu Rec As

[%] [%] [%]

Promedio 31,5 30,6 67,4

4.7.2. Análisis nueva preparación de muestras

Se repiten dos pruebas de la Campaña Exploratoria, A17 y A20, detalladas en la Tabla

9. Los resultados se presentan a continuación.

a. Repetición prueba A17

La prueba A51 es la repetición de la prueba A17. Los resultados metalúrgicos se

comparan en las tablas 62 y 63.



[%] [%] [%]

A17 28,8 26,6 65,8

A51 21,1 26,3 60,7


Prueba


[%] [%] [%] [%] [%] [%]

A17 24,44 2.978 22,58 6.797 25,19 1.430

A51 24,41 3.291 30,42 9.466 22,8 1.640

Concentrado RelaveAlimentación

150

En la Tabla 64 se presentan el promedio y la desviación estándar de las pruebas. Se

observa que la mayor variación se tiene en la ley de As en el concentrado. A pesar de

esto, se tiene que la repetición de la prueba A17 no cambia los resultados obtenidos al

analizar la variable en estudio (velocidad de agitación). Los resultados son

reproducibles y la segunda muestra es igual a la primera.

Tabla 64: Promedio, Desv. Estándar. Repetición prue ba A17.

Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

Promedio 25,0 26,5 63,3 24,43 3.135 26,50 8.132 24,00 1.535

Sx 6,1 0,2 4,0 0,02 247 6,20 2.110 1,89 166


b. Repetición prueba A20

La prueba A52 es la repetición de la prueba A20. Los resultados metalúrgicos se

comparan en las tablas 65 y 66.



[%] [%] [%]

A20 22,2 21,8 59,5

A52 25,6 29,7 62,8


Prueba


[%] [%] [%] [%] [%] [%]

A20 24,44 3.073 23,98 8.239 24,57 1.600

A52 25,44 3.242 29,46 7.949 24,05 1.620

RelaveAlimentación Concentrado

En la Tabla 67 se presentan el promedio y la desviación estándar de las pruebas. Se

observa que las desviaciones son pequeñas, obteniéndose una aceptable

151

reproducibilidad de los resultados. Los resultados son reproducibles y la segunda

muestra es igual a la primera.

Tabla 67: Promedio, Desv. Estándar. Repetición prue ba A20.

Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

Promedio 23,9 25,8 61,2 24,94 3.158 26,72 8.094 24,31 1.610

Sx 1,7 4,0 1,7 0,50 85 2,74 145 0,26 10


152

5. EFICIENCIA DE SEPARACIÓN CU-AS

5.1. ANÁLISIS DE RECUPERACIONES METALÚRGICAS

Una forma de medir la separación Cu – As en las pruebas de flotación es comparando

la recuperación metalúrgica de ambos elementos.

En el Figura 79 se presenta la recuperación de As en función de la recuperación de Cu

de las pruebas A1 a A33, pertenecientes a la Etapa I de este trabajo. Se observa que

ambas variables son dependientes.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100

Rec

As

[%]

Rec Cu [%]

Figura 79: Recuperación As en función de la recuper ación de Cu.

Se observa que la recuperación de arsénico es siempre mayor a la recuperación de

cobre, a excepción de los resultados de la prueba A27 realizada para estudiar la

flotabilidad natural de las especies presentes en la muestra (prueba sin adición de

colector), donde la recuperación de Cu es 3,5% y la de As es 1,6%.

153

Es posible ajustar la curva anterior según la Ecuación 17, con un coeficiente de

correlación R2 entre la recuperación de As y Cu de 0,97.

Rec As = 30,44 ln (Rec Cu) – 35,70 (17)

La recuperación de cobre y en peso también son dependientes, como lo expresa la

siguiente ecuación, con un coeficiente de correlación R2 de 0,96.

Rec Peso = 0,96 Rec Cu – 0,53 (18)

Esta relación, de aproximadamente 1:1, entre la recuperación de Cu y en peso, se debe

a las características propias de un concentrado de Cu. Al ser un concentrado de Cu, las

partículas portadoras de Cu tienen una velocidad de flotación similar a la del total del

concentrado. Esto se verifica al comparar los parámetros cinéticos obtenidos para la

recuperación de Cu y en peso, presentados en el Anexo M, donde se observa que son

muy cercanos.

En la Figura 80 se muestran las recuperaciones de As y en peso en función de la

recuperación de Cu, obtenidas de las pruebas realizadas en la campaña exploratoria.

Se tiene que para un determinado valor de recuperación de As, se encuentran

caracterizadas la recuperación de Cu y en peso a través de las relaciones entre ellas.

Por ejemplo, para una recuperación de As igual a un 60% (1), se tiene un 22% de

recuperación de cobre (2) y un 22% de recuperación en peso de concentrado de alto

arsénico (3), aproximadamente. Cabe destacar, que estas curvas son características

del tipo de concentrado y de las condiciones de flotación utilizadas.

154

0

10

20

30

40

50

0

10

20

30

40

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60

70

80

90

100

0 10 20 30 40 50

Rec

Pes

o [%

]

Rec

As

[%]

Rec Cu [%]Rec As

Rec Peso

Rec Peso (3)

Rec Cu (2)

Rec As (1)

Figura 80: Recuperación de As y Cu en función de la recuperación en peso.

155

5.2. DEFINICIÓN DE EFICIENCIA DE SEPARACIÓN CU-AS

Uno los objetivos de este trabajo es encontrar una condición de operación en la cual se

recupere la mayor parte de las especies portadoras de As, pero minimizando las de

cobre presentes, es decir, con un alto nivel de selectividad. Lo anterior se traduce en

que la recuperación en peso sea lo mínimo posible. Aplicando esta condición a los

resultados mostrados en la Figura 80 es posible definir la eficiencia de separación

como:

(19)

donde:

Rec Enarg: Recuperación de enargita.

Rec Otros Sulf Cu: Recuperación de otros sulfuros de cobre a excepción de la enargita.

La máxima recuperación de enargita deseable es aquella que entrega un “relave”

(concentrado de Cu de bajo contenido de As) aceptable por los compradores. Si se

considera como límite 2.000 ppm As, se puede determinar cuál es la máxima

recuperación de As deseable. Para las características del concentrado utilizado en este

trabajo, la recuperación de As que permite estar bajo la restricción de 2.000 ppm de As

es 48% aproximadamente. En tanto, que la recuperación de Cu asociada a otros

sulfuros de Cu deseable es 0%. Estos valores hacen que la definición de eficiencia sea

relativa a las restricciones mencionadas, ya que la máxima recuperación de enargita

debería ser de un 100% en un caso ideal.

Esta definición se basa en los siguientes supuestos:

156

a. Recuperación de enargita

De los resultados del análisis microscópico a la muestra de alimentación a las pruebas

de flotación se tiene que las especies sulfuradas de As son enargita, presente en un

1,06%, y tenantita, con un 0,69%.

La fórmula química de la enargita y la tenantita es muy similar:

• Enargita: Cu3AsS4

• Tenantita: Cu3AsS3

En la Tabla 68 se presenta el contenido de Cu, As y S en estas especies. Ya que la

relación estequiométrica entre Cu y As es la misma en estos dos minerales, la razón

Cu-As es la misma (2,54).

Tabla 68: Contenido Cu, As y S en enargita y tenant ita.

Cu As S[%] [%] [%]

Enargita 48,4 19,0 32,6

Tenantita 52,7 20,7 26,6

Bajo estas condiciones, es una aproximación aceptable suponer que en la muestra de

concentrado, el único sulfuro que contiene As es enargita. Por lo tanto, la recuperación

de enargita resulta ser equivalente a la recuperación de As.

b. Recuperación de sulfuros de Cu excepto enargita

Dado que de los resultados de análisis químicos se cuenta con las leyes de As y Cu de

la alimentación, concentrado y relave, además de las masas respectivas, se pueden

157

calcular las masas de arsénico y cobre totales presentes en cada uno de los productos

de las pruebas de flotación.

Suponiendo que todo el arsénico está contenido en la enargita y con las proporciones

de Cu y As en esta especie, mostradas en la Tabla 68, se determina la masa de

enargita y la masa de cobre presente en ella, tanto en la alimentación como en el

concentrado. La diferencia entre la masa de cobre total y la de cobre aportada por la

enargita es la masa de cobre que proviene de los otros sulfuros de cobre presentes en

la muestra de concentrado (calcopirita, covelina, bornita, calcosina y digenita). Luego, la

recuperación de sulfuros de cobre a excepción de la enargita es la razón entre la masa

de cobre proveniente de estos sulfuros en el concentrado y la alimentación. La

recuperación de Cu es, por lo tanto, mayor a la recuperación de Cu de otros sulfuros

descontando el aporte de la enargita.

En promedio la diferencia entre estas recuperaciones es de 0,94% con la desviación

estándar de 0,35%. El coeficiente de correlación R2 entre ellas es 0,998 (Figura 81).

0

10

20

30

40

50

60

0 10 20 30 40 50 60

Rec

Sul

f Cu

[%]

Rec Cu [%]

Figura 81: Recuperación de otros sulfuros de Cu en función de la Recuperación de Cu.

158

Con las consideraciones anteriores se determina la eficiencia de separación para las

pruebas realizadas. En el Anexo N se presentan los resultados de la eficiencia de

separación para las pruebas realizadas en este trabajo. En la Figura 82 se muestran los

valores de eficiencia para las pruebas A1 a A27.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

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40

50

60

70

80

90

100

0 10 20 30 40 50

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Rec Cu [%]

Rec Enarg

Rec Peso

Ef iciencia Figura 82: Eficiencia de separación. Campaña explor atoria.

Se observa que la curva de eficiencia de separación tiene un máximo. La eficiencia

alcanza valores máximos (entre 80% y 86%) cuando la recuperación en peso y Cu

están entre 20% y 30% y la recuperación de enargita se encuentra entre 60 y 70%.

Como se explica anteriormente, las recuperaciones metalúrgicas están relacionadas

entre sí. Por ello, cuando la recuperación de Cu o en peso son mayores a un 30% o la

recuperación de As supera el 70%, se observa que la eficiencia de separación

comienza a disminuir.

A través del signo y valor de la eficiencia se puede inferir si la vía de separación es

obteniendo las especies de As en el concentrado o el relave. Si la eficiencia es positiva,

la recuperación de la enargita es mayor a la recuperación de los otros sulfuros de cobre

159

y viceversa cuando es negativa. La magnitud de la eficiencia dice que tan selectivo es

el proceso, es decir, mientras mayor sea su valor, significa que una fracción mayor de

enargita (eficiencia positiva) o los restantes sulfuros de Cu (eficiencia negativa) se

obtiene ya sea en el concentrado o relave.

En la mayoría de los resultados obtenidos, se observa que el valor de la eficiencia es

mayor que 0, no superando un 90%. En casos puntuales, la eficiencia es negativa, pero

en valores muy bajos, resultando la prueba poco selectiva.

Además de buscar la condición que maximicen la eficiencia de separación, esta

condición debe considerar que la recuperación en peso sea lo más baja posible. Esto

porque el concentrado de Cu rico en As posiblemente sea tratado en una etapa de

lixiviación para recuperar el Cu. Este proceso es costoso cuando se tratan grandes

flujos. Para las pruebas estudiadas en este trabajo, esta restricción está incluida en la

definición de eficiencia de manera indirecta, porque las recuperaciones en peso y de Cu

son linealmente dependientes, tal como lo muestra la Ecuación 18. Entonces al buscar

minimizar la recuperación de Cu, también se está tras una baja recuperación en peso.

160

5.3. EFECTO DE LAS VARIABLES ESTUDIADAS EN LA EFICI ENCIA DE

SEPARACIÓN

Los resultados presentados en el Capítulo 4 se exponen a continuación a fin de estudiar

su efecto en la eficiencia de separación. En general, para las variables estudiadas, se

observa que la eficiencia tiene la misma tendencia que las recuperaciones

metalúrgicas. Los resultados se encuentran en detalle en el Anexo O. A continuación se

presentan aquellos resultados en que la eficiencia no se comporta de esta manera.

a. Etapa I: Campaña exploratoria

Velocidad de agitación

En la Figura 83 se presenta la eficiencia de separación en función de la velocidad de

agitación a dos niveles de Jg (0,45 cm/s y 0,71 cm/s, respectivamente). Las pruebas

consideradas son A15, A16, A17 y A19 a Jg de 0,45 cm/s, las pruebas A5, A11, A4 y

A18 para Jg de 0,71 cm/s, ordenadas de forma creciente según la velocidad de

agitación (ver Tabla 9).

Se observa que la eficiencia no sigue la misma tendencia que las recuperaciones

graficadas, observándose un máximo cuando la velocidad de agitación es 3 m/s. Esto

ocurre cuando la recuperación de enargita está en torno a 65% y las recuperaciones de

los otros sulfuros de Cu y en peso son de un 25% aproximadamente. Sobre estos

valores, las recuperaciones siguen creciendo, pero la eficiencia baja.

161

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

1,5 2,0 2,5 3,0 3,5 4,0 4,5

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Ns [m/s]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia

0

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90

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0

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60

70

80

90

100

1,5 2,0 2,5 3,0 3,5 4,0 4,5

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Ns [m/s]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Eficiencia Figura 83: Eficiencia de separación en función de l a velocidad de agitación.

Izquierda: Jg = 0,45 cm/s. Derecha: Jg = 0,71 cm/s.

b. Etapa II: Análisis de alternativas basadas en la revisión bibliográfica

Efecto de uso de depresantes

En la Figura 84 se grafica la eficiencia de separación en función de la concentración del

respectivo depresante. Las pruebas corresponden a las presentadas en la Tabla 14. Se

observa que la eficiencia no sigue la misma tendencia que las recuperaciones

mostradas, sino que presenta un máximo. Eso ocurre, para NaCN, cuando la

recuperación de enargita es de 65% y para Na2S, cuando es 60%, aproximadamente.

Las otras recuperaciones están en torno a 25%.

0

10

20

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100

0

10

20

30

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50

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70

80

90

100

0,00 0,05 0,10 0,15 0,20 0,25

Efic

ienc

ia[%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Dosis NaCN [kg/t]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Eficiencia

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

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40

50

60

70

80

90

100

0,0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5

Efic

ienc

ia[%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Dosis Na 2S [kg/t]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia Figura 84: Eficiencia de separación en función del depresante. Izquierda: NaCN. Derecha: Na 2S.

162

Efecto de la variación del potencial de la pulpa

Al variar del potencial usando NaClO y NaSH se observa que, independiente del pH de

trabajo, la máxima recuperación de enargita ocurre cuando se mantiene el potencial

natural de la pulpa. Estas pruebas corresponden a las presentadas en la Tabla 15. La

eficiencia de separación alcanzan el valor más alto con la mayor recuperación de

enargita, decreciendo cuando se varía el Eh, ya sea hacia potenciales reductores,

utilizando NaSH, como oxidantes con NaClO (ver figuras O5, O6 y O7 en Anexo O).

Al analizar el efecto de la variación del potencial usando H2O2 se observa que la

eficiencia aumenta hasta mantenerse relativamente constante en torno a un 75% al

crecer el pH, tal como se muestra en la Figura 85 (Izquierda). Esta máxima eficiencia

ocurre, al igual que en los casos anteriores, cuando la recuperación de enargita es de

60% aproximadamente. Estas pruebas se presentan en la Tabla 16.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

5 7 8 9

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

pH

Rec En

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

60

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80

90

100

5 8 11

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

pH

Rec En

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia Figura 85: Eficiencia de separación en función de p H. Izquierda: H 2O2. Derecha: N 2.

En la Figura 85 (Derecha) se presenta los resultados de la eficiencia en función del pH

de la pulpa, cuando se utiliza como gas N2. Estos resultados corresponden a las

pruebas presentadas en la Tabla 17. A pH 8 se observa la máxima eficiencia. A pH 11

la eficiencia disminuye ya que la recuperación de los otros sulfuros de Cu no varía con

respecto a los resultados obtenidos a pH 8, a pesar de que la recuperación de enargita

baja.

163

c. Efecto del pH como variable que afecta el potencial

Al aplicar la definición de eficiencia de separación a las pruebas de la Etapa II, en que

se modifica el pH de la pulpa, midiendo además el potencial, se obtienen los resultados

presentados en la Figura 86. Estas pruebas se presentan en la Tabla 18.

0

10

20

30

40

50

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70

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90

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0

10

20

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40

50

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70

80

90

100

5 7 8 9 11

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

pH

Rec En

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia Figura 86: Eficiencia de separación en función de p H.

Se observa que la eficiencia alcanza el valor más alto cuando el pH de la pulpa es 11, a

pesar de que la recuperación de enargita disminuye a un 63%. La eficiencia se

mantiene constante en torno a un 50% cuando el pH está entre 7 y 9, al mismo tiempo

que la recuperación de enargita es de 75% aproximadamente.

Este resultado es relevante si se considera la aplicabilidad de estas condiciones a un

concentrado de limpieza, ya que éste viene con un pH en torno a 11, independizándose

parcial o completamente de una etapa de acondicionamiento de pH.

164

d. Efecto de la variación de reactivos en eficiencia de separación

Las pruebas consideradas son A25 (Tabla 30), A28, A29, A30, A31 y A32 (Tabla 21),

las cuales utilizan las fórmulas de reactivos A, B, C, D, E y F respectivamente. Las

fórmulas A, C, D y E son reactivos fabricados por Cytec, la formula B está compuesta

por xantato y MIBC y la fórmula F pertenece a Mathiesen. En el Anexo E se detallan las

características de estos reactivos. A fin de comparar el efecto de variar los reactivos, las

dosis de los colectores y espumante se mantienen fijas, correspondiente a aquella dosis

que permite alcanzar la mayor recuperación de As (Dosis de reactivo N° 2). En la Tabla

69 se presenta la eficiencia de separación para estas pruebas.

Tabla 69: Eficiencia de separación en función de la fórmula de reactivo.

Prueba Fórmula Reactivo Nombre Rec Rec Rec Eficiencia

Reactivo Reactivo Enar Sulf Cu Peso

[%] [%] [%] [%]

A25 A Colector 1 MX 7016 78,32 46,51 46,26 66,28

Colector 2 AP 3738

Espumante X 133

A28 B Colector 1 Xantato 56,91 16,30 12,71 84,62

Colector 2 ---

Espumante MIBC

A29 C Colector 1 MX 7016 76,76 31,05 25,97 95,24

Colector 2 AP 3418

Espumante F-501

A30 D Colector 1 AP 3418 71,80 24,26 21,28 99,04

Colector 2 MX 7016

Espumante F-501

A31 E Colector 1 AP 3418 59,71 14,10 12,35 95,02

Colector 2 MX 945

Espumante F-501

A32 F Colector 1 Matcol TC-123 78,53 32,77 27,65 95,35



Se observa que la condición base definida para la Etapa, que utiliza la fórmula de

reactivo A, obtiene la menor eficiencia de separación. Esto se debe a que al emplear en

las pruebas las nuevas fórmulas de reactivos (B, C, D, E y F), las recuperaciones de los

otros sulfuros de Cu y en peso son menores que las obtenidas en la condición base.

165

La prueba que utiliza la fórmula reactivo D es la que obtiene la mayor eficiencia, igual a

99%. Las fórmulas C, E y F alcanzan una eficiencia en torno a 95%.

Estas fórmulas presentan en su composición ditiofosfatos y tionocarbamatos

modificados por sus respectivos fabricantes. Estos reactivos son colectores de más

selectivos que los xantatos, particularmente en presencia de FeS2. La presencia de

estos colectores otorgaría mayor selectividad al proceso, causando que las

recuperaciones de Cu y en peso disminuyan con respecto a las alcanzadas con la

fórmula A, pero que obtengan altas recuperaciones de As.

No obstante la fórmula A también está compuestos por tionocarbamatos y ditiofosfatos

modificados (MX 7016 y AP 3738 respectivamente), pero los resultados muestran que

sus propiedades selectivas son menos efectivas que los reactivos utilizados en las otras

fórmulas de reactivo.

166

5.4. INFLUENCIA DE LOS RESULTADOS CINÉTICOS EN LA E FICIENCIA DE

SEPARACIÓN

Aplicando el concepto de eficiencia a los resultados de las pruebas cinéticas, se

observa que ésta varía en función del tiempo. En el Anexo N aparecen las eficiencias

calculadas para las pruebas cinéticas.

Para analizar cómo se comporta la eficiencia en función del tiempo, se consideran

aquellas pruebas de la campaña exploratoria que obtienen una recuperación de As

mayor o igual a un 60%. Estas pruebas se presentan en la Tabla 70.

Tabla 70: Condiciones de pruebas para comparar efic iencias.


[cm/s] [m/s] [%] [N°]A17 0,45 3 17,27 9 3

A18 0,71 4 17,28 9 3

A19 0,45 4 17,24 9 3

A20 0,45 3 17,24 8 3

A23 0,71 3 17,25 9 3

A24 0,45 4 17,23 8 2

A25 0,45 3 17,35 8 2

Para cada una de estas pruebas, se presenta a continuación un resumen de los

resultados metalúrgicos obtenidos (Figuras 87 a 93). En las figuras de la izquierda,

aparecen las recuperaciones de As, Cu y en peso en función del tiempo de flotación,

mientras que en las figuras de la derecha, están graficadas las recuperaciones de

enargita y otros sulfuros de Cu, junto con la eficiencia de separación para cada tiempo.

167

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

0

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0

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Efic

ienc

ia [

%]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Eficiencia Figura 87: Resultados cinéticos y Eficiencia Prueba A17. Tabla 70.

Izquierda: Recuperaciones metalúrgicas. Derecha: Ef iciencia.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

0

10

20

30

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100

0

10

20

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Efic

ienc

ia [

%]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu



0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

0

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100

0

10

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30

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Efic

ienc

ia [

%]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu



168

0

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30

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50

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70

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

0

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0

10

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90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Efic

ienc

ia [

%]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu



0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

0

10

20

30

40

50

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100

0

10

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30

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50

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Efic

ienc

ia [

%]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu



0

10

20

30

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50

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70

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90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

0

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Efic

ienc

ia [

%]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu



169

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

0

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70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Efic

ienc

ia [

%]

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu



Según las figuras anteriores, se tienen tres tipos de comportamiento de la eficiencia en

función del tiempo. En las pruebas A17 y A20, se observa que la eficiencia de

separación no alcanza un máximo al final del tiempo de flotación. En las pruebas A18 y

A23, al minuto 16 se alcanza un máximo, manteniéndose en ese valor. En el resto de

las pruebas (A19, A24 y A25), la eficiencia muestra un máximo en torno al minuto 4 u 8

y después comienza a decrecer.

Luego, para alcanzar la máxima eficiencia de separación es necesario estudiar el

comportamiento metalúrgico en función del tiempo de flotación, porque es factible que

exista un tiempo intermedio al cual se alcance la más alta eficiencia (en las figuras

anteriores es 4 u 8 min según corresponda) y la prueba se acorte a ese tiempo. De esta

manera, reduciendo el tiempo de flotación se previene de una posible flotación por

arrastre, la cual disminuye la eficiencia de separación.

170

6. ANÁLISIS DE POSIBLES CIRCUITOS DE FLOTACIÓN

Se analizan diferentes circuitos a partir del análisis de las pruebas correspondientes a

definir etapas rougher, cleaner y scavenger (Capítulo 4.6). Así se pueden determinar los

tiempos óptimos de flotación batch asociados a cada etapa y estimar los

correspondientes parámetros cinéticos de flotación del mineral (por especie y en cada

etapa del proceso). Con ello, se puede hacer una primera aproximación sobre los

resultados metalúrgicos que se obtendrían en caso de que la ley de As en la

alimentación aumentara.

Se analizan dos condiciones de flotación:

• Condición N°1: Correspondiente a la prueba A20 (ve r Tabla 52). Esta prueba genera

un concentrado con alto contenido de As.

• Condición N° 2: Correspondiente a la prueba A25 (v er Tabla 55). En esta prueba se

obtiene la mayor recuperación de As.

En la Tabla 71 se describen los resultados metalúrgicos obtenidos en estas pruebas.

Tabla 71: Resultados metalúrgicos. Condiciones N° 1 y 2.

Prueba Rec Rec Rec


[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

A20 22,2 21,8 59,5 24,44 3.073 23,98 8.239 24,57 1.600

A25 45,6 46,5 81,3 24,35 3.200 24,79 5.700 23,98 1.100


Ambas pruebas se analizan en el Capítulo 4.6.2. (Análisis etapas rougher – cleaner),

constituyendo las pruebas rougher, junto con las respectivas flotaciones de limpieza.

Los parámetros cinéticos de estas etapas, correspondientes a las condiciones N° 1 y 2,

se presentan en la Tabla 72.

171

Tabla 72: Parámetros cinéticos Klimpel. Etapa Rough er-Cleaner.

Condición N° 1 Condición N° 2 Condición N° 1 Condición N° 2

As Rinf [%] 74,11 80,60 98,58 98,83

k [1/min] 0,31 1,75 2,65 2,35

Cu Rinf [%] 40,87 51,18 94,50 94,63

k [1/min] 0,11 0,73 2,08 1,88

Peso Rinf [%] 59,70 50,16 90,59 92,76

k [1/min] 0,06 0,70 2,04 1,86

Etapa Rougher Etapa Cleaner

A partir de las etapas rougher y cleaner, se definen los siguientes circuitos.

• Circuito N° 1: El concentrado de la flotación prim aria alimenta a la etapa de limpieza.

El concentrado de Cu rico en As es el concentrado cleaner. El relave cleaner se

junta con el relave rougher, formando el concentrado de Cu bajo en As (Figura 94).

Figura 94: Diagrama circuito N° 1.

• Circuito N° 2: El concentrado rougher alimenta a u na etapa cleaner. El relave de la

etapa cleaner retorna, alimentado a la etapa rougher. El concentrado de Cu rico en

As es el concentrado de la etapa de limpieza y el concentrado de Cu bajo en As es

el relave rougher (Figura 95).

172

Figura 95: Diagrama circuito N° 2.

A continuación se presentan los resultados obtenidos a partir de una alimentación con

3.000 ppm As y 24% Cu, aproximadamente igual a la utilizada en las pruebas de

flotación realizadas en este trabajo. Los balances se realizan utilizando Excel, y

habilitando la opción de cálculos iterativos, para el circuito N° 2, dada la recirculación de

un flujo.

Utilizando la ecuación cinética de flotación batch de Klimpel y los parámetros cinéticos

señalados anteriormente, se varían los tiempos de flotación de la etapa rougher y

cleaner. Los tiempos de flotación se ajustan de tal forma de que en todos los circuitos

se tenga que la ley de As en el producto bajo As esté bajo los 2.000 ppm. Esta

condición se alcanza para los siguientes tiempos:

• tRougher = 16 [min]

• tCleaner = 1,5 [min]

Dado los resultados de las pruebas cinéticas cleaner, el tiempo de flotación en esta

etapa debe ser bajo, porque de lo contrario, las recuperaciones de Cu y en peso crecen

significativamente.

173

En las figuras 96 y 97 se presentan los balances metalúrgicos para estos circuitos, para

las dos condiciones de flotación.

Condición N° 1 Condición N° 2

222 t 457 t

8.021 ppm As 5.104 ppm As

23,49% Cu 24,59% Cu


139 t 281 t


24,68% Cu 25,18% Cu


1.000 t 1.000 t


24% Cu 24% Cu


778 t 543 t


24,15% Cu 23,50% Cu


861 t 719 t


23,89% Cu 23,54% Cu


83 t 175 t


21,51% Cu 23,65% Cu


Rec Rougher As 59,34% 77,72%

Rec Global As 44,05% 55,65%

Rec Rougher Cu 21,72% 46,80%

Rec Global Cu 14,25% 29,51%

Eficiencia 64,13% 56,24%Concentrado de Cu rico As

Concentrado de Cu bajo As

Figura 96: Balance metalúrgico circuito N° 1.


1.000 t 1.000 t


24% Cu 24% Cu


1.091 t 1.213 t


23,78% Cu 23,93% Cu


91 t 213 t


21,31% Cu 23,57% Cu


151 t 341 t

10.321 ppm As 6.279 ppm As

24,25% Cu 25,10% Cu


242 t 554 t


23,27% Cu 24,51% Cu


849 t 659 t


23,92% Cu 23,43% Cu


Rec Rougher As 59,34% 77,72%

Rec Global As 52,00% 71,41%

Rec Rougher Cu 21,72% 46,80%

Rec Global Cu 15,40% 35,68%

Eficiencia 78,76% 76,88%

Concentrado de Cu bajo As

Concentrado de Cu rico As

Figura 97: Balance metalúrgico circuito N° 2.

El circuito que entrega la menor ley de As en el concentrado de Cu bajo en As y mayor

eficiencia de separación es el segundo, a causa de la recirculación de la cola de la

174

etapa de limpieza. En tanto que la mayor diferencia entre los resultados obtenidos al

aplicar la condición N° 1 y N° 2, ocurre en la recu peración en peso global. La segunda

condición duplica la recuperación en peso alcanzada por la primera condición.

Por otra parte, la ley de Cu del concentrado colectivo utilizado en este trabajo es igual a

22,9%. Sin embargo, y dada la composición mineralógica de esta muestra, la ley de Cu

debería ser más alta, en torno a un 30%. Se esperaría que si la ley de Cu aumenta,

entonces la ley de As también. Utilizando la información de las pruebas rougher y

cleaner, se observa que dependiendo de las condiciones de flotación, el contenido varía

entre 6.000 ppm As (condición N° 1) y 9.000 ppm As (condición N° 2).

En caso de que la ley de As aumentara a 6.000 ppm, se obtiene que ninguno de estos

circuitos entrega un producto bajo los límites permisibles de As (2.000 ppm). Una

solución es aumentar el tiempo de flotación de la etapa de limpieza, lo cual trae como

consecuencia que las recuperaciones de Cu y en peso aumentarían significativamente,

disminuyendo la eficiencia de separación Cu-As. Otra opción es agregar una etapa de

repaso para aumentar la recuperación de As. De los resultados de la prueba scavenger

realizada, se observa que la recuperación de As continúa aumentando. Luego, es

factible la utilización de etapas de barrido en el circuito para contrarrestar el efecto de

altas leyes de As en la alimentación.

Si se plantea un circuito rogher-limpieza-scavenger, en donde el barrido trata el relave

rougher, se tiene que ambas condiciones presentan sus ventajas y desventajas. El

circuito N° 1 alcanza valores de recuperación en pe so menores, al contrario de lo que

ocurre al aplicar la condición N° 2 (sobre 40%). Po r otro lado, el segundo circuito

permite obtener una ley de As en el relave final bajo el límite permisible, utilizando

menores tiempos de flotación.

Se infiere de lo anterior, que manejando los tiempos de flotación, a partir de los

parámetros cinéticos obtenidos para cada etapa, y la combinación de las etapas de

flotación, se puede obtener el circuito apropiado frente a perturbaciones como la ley de

alimentación.

175

7. DISCUSIÓN Y CONCLUSIONES

7.1 DISCUSIÓN

De los resultados obtenidos de la campaña exploratoria se observa que existen

variables que son posibles de manipular de tal manera de obtener altos niveles de

recuperación de As. Estas son el flujo de aire y la velocidad de agitación. Para las

condiciones analizadas, se obtiene que al crecer el flujo de aire, la recuperación de As

decrece, mientras que al aumentar la velocidad de agitación, la recuperación de As

crece. Sin embargo, del análisis de las pruebas destinadas a definir la condición base

para la Etapa II, se puede inferir que existe un umbral para estas dos variables, sobre el

cual, una modificación de sus valores no afecta significativamente el proceso, y puede

generar problemas como una mala dispersión de aire al interior de la celda,

perjudicando los resultados.

Lo anterior se ve mejor ilustrado al analizar los diámetros de burbujas de gas, como

variable interna en el proceso de flotación. Se obtiene que las condiciones que

favorecen la formación de diámetros de burbujas menores, como mayor agitación y

flujos de aire pequeños, permiten alcanzar mayores recuperaciones de As. En

consecuencia, al trabajar con burbujas más pequeñas, se tiene una mayor capacidad

de transporte de partículas flotables, y en este caso, partículas portadoras de As. Es

necesario notar que para partículas pequeñas, como es el caso de la muestra de

concentrado utilizada en estas pruebas, burbujas más pequeñas favorecen la flotación

de ellas. Pero para diámetros menores a 0,7 mm, la recuperación de As no continúa

creciendo significativamente, ya que burbujas más pequeñas no serían capaces de

transportar las partículas flotables.

Los resultados de la Etapa II muestran que al aumentar el potencial en un medio ácido,

las especies sulfuradas de Cu, incluyendo las portadoras de As, tienen una alta

flotabilidad, en el rango de potenciales bajo estudio. Esto no concuerda con lo expuesto

en los antecedentes bibliográficos sobre este punto, ya que se espera que la mayoría

176

de los sulfuros de Cu pierdan flotabilidad al aumentar el potencial de oxidación, a

diferencia de la enargita, la cual disminuye levemente su flotabilidad.

La alta flotabilidad de la enargita, se debería, según Kantar (2002) a que bajo estas

condiciones, se produce una cubierta hidrófoba aumentando su flotabilidad. Los

productos de oxidación son Cu2S, H2AsO4- y S0. La formación de azufre elemental sería

el factor clave en la hidrofobización de la enargita.

En medio alcalino, al oxidar la superficie de la enargita se encontraría CuO, HAsO4- y

SO42-. La formación de CuO en la superficie del mineral le daría características

hidrófilas. Castro y Hecker (1997) argumentan que un enriquecimiento de CuO sobre la

superficie de la enargita se debe a la oxidación simultánea de cobre (I) a cobre (II) y la

disolución de los iones tetratioarsenatos.

Este concepto concuerda con Kantar (2002), quien concluye que la flotabilidad de la

enargita, en presencia de xantato, es incrementada al aumentar el potencial de la

solución debido a la formación de xantato cuproso y dixantógeno, luego decrece por la

descomposición del CuX a CuO, bajo la influencia del exceso de oxígeno.

En un medio reductor y alcalino, las especies de Cu y As pierden su flotabilidad. Del

diagrama Eh-pH (Figura 7) se aprecia que bajo potenciales catódicos en medio alcalino,

la reducción de Cu(I) a Cu(0) y As(V) a As(III) con formación de AsS o Cu2S son

termodinámicamente posibles. A pesar de esto, la enargita pierde su flotabilidad. El

efecto de inhibición de la adsorción de los reactivos es mayor, obteniéndose que las

recuperaciones disminuyen.

Por un lado, el resultado anterior se debería al efecto del NaSH, ya que además de

disminuir el potencial, actúa como depresor de sulfuros de Cu. Por lo tanto la

disminución de las recuperaciones metalúrgicas en ambiente reductor se debería a un

efecto combinado entre la no adsorción de los reactivos y depresión por NaSH.

En cambio cuando se utiliza como agente reductor N2 (Figura 48) se obtiene que a pH

ácido (pH 5) las recuperaciones son altas, tanto de As como de Cu. Del diagrama Eh-

177

pH se tiene que a potenciales catódicos y medio ácido la formación de AsS o Cu2S es

termodinámicamente posible, lo que favorece la flotabilidad de las especies,

aumentando su recuperación. A pH 11 se tiene que bajo un ambiente reductor las

recuperaciones aumentan con respecto a la misma condición pero sin modificar el

potencial de la pulpa, lo que se debería también a la formación de estas especies según

el diagrama Eh-pH.

Si bien los autores considerados en el Capítulo 2.3. (Antecedentes sobre la flotación

selectiva de la enargita), encuentran en sus trabajos rangos de potencial en los cuales

es posible flotar y/o deprimir enargita, y así alcanzar una selectividad entre los sulfuros

de cobre considerados, estos resultados dependen fuertemente de las condiciones de

flotación, tipo de celda y características de los minerales en estudio utilizados, siendo

particulares para cada caso. Además, en estos trabajos no se hace referencia a la

condición aerodinámica utilizada en las pruebas. Estas diferencias causan que al

comparar estos resultados y los obtenidos en este trabajo discrepen en cuanto al rango

de potencial en el cual flota o no la enargita y los resultados metalúrgicos alcanzados.

De los resultados de las pruebas en que se mide el potencial de la pulpa se infiere que

las variaciones del potencial son intrínsecas a las condiciones de las pruebas.

Acondicionar el agua de reposición al mismo Eh de la prueba no tiene una gran

influencia en los resultados, ya que las recuperaciones metalúrgicas no varían

significativamente.

Por otra parte, de los resultados de las pruebas de la campaña exploratoria

presentados, se observa que de las variables analizadas, a excepción de la velocidad

de agitación, en todas se obtiene que la eficiencia de separación tiene la misma

tendencia que las recuperaciones metalúrgicas determinadas. Sin embargo, cuando se

analiza la velocidad de agitación se observa que a pesar de que se tiene que a medida

que Ns aumenta, las recuperaciones crecen, la eficiencia presenta un máximo a 3 m/s.

Cuando se trabaja a 4 m/s, la recuperación de arsénico es la más alta (superior a 70%)

y las restantes recuperaciones también aumentan, pero la selectividad del proceso

disminuye (eficiencia baja), debido a que una mayor velocidad de agitación provoca una

178

mayor flotación por arrastre mecánico, debido a la mayor turbulencia causada por la

mayor velocidad de agitación.

Para aquellas pruebas que son realizadas bajo las condiciones bases (pruebas de la

Etapa II), en general se tiene que la máxima eficiencia ocurre cuando la recuperación

de enargita está en torno a 60 y 65% y la recuperación en peso y de los otros sulfuros

de Cu entre 25 y 30%. Estos rangos se deben a que todas operan en la misma

condición, definida a partir de los resultados de la campaña exploratoria.

De las variables analizadas, existen unas más influyentes que otras, como la velocidad

de agitación y el flujo de aire, por los niveles de recuperación alcanzados. Otra variable

que se estudia es el tipo de reactivos. Cuando se trabaja con reactivos derivados de

ditiofosfatos y tionocarbamatos, se observa que los valores alcanzados por las

recuperaciones metalúrgicas analizadas varían con respecto a los obtenidos con la

campaña exploratoria, y por consecuencia cambia la eficiencia de separación. Estas

fórmulas presentan en su composición ditiofosfatos y tionocarbamatos modificados por

sus respectivos fabricantes. Estos reactivos son colectores más selectivos que los

xantatos, particularmente en presencia de FeS2. La presencia de estos colectores

otorgaría mayor selectividad al proceso, causando que las recuperaciones de Cu y en

peso disminuyan con respecto a las alcanzadas con la fórmula A, pero que obtengan

altas recuperaciones de As.

Con respecto a la influencia del tiempo de flotación en la eficiencia de separación, tal

como se obtiene para las pruebas de la campaña exploratoria, en algunos casos existe

un tiempo intermedio en el cual se alcanza la máxima eficiencia. En particular para las

pruebas analizadas, se tiene que cuando la recuperación es mayor a 70%, este tiempo

está entre 4 y 8 min, lo que permite acortar el tiempo de flotación a fin de mejorar la

eficiencia de separación, ya que reduciendo el tiempo de flotación se previene de una

posible flotación por arrastre.

Al analizar la influencia del tiempo de flotación se tiene que al aumentar el tiempo de

flotación se observa que, a pesar del valor relativamente alto de la recuperación de As,

la recuperación de Cu también crece, y es más alta si se compara con valores

179

alcanzados anteriormente. Es posible que este resultado se deba a un efecto de

flotación por arrastre por la baja selectividad mostrada. Es necesario realizar pruebas

tomando medidas para disminuir el arrastre como utilizando una mayor profundidad de

la espuma o controlando el agua de lavado.

7.2 CONCLUSIONES

• Como respuesta al objetivo de este trabajo se puede concluir que es posible generar

un procedimiento que permite limpiar de As un concentrado de Cu, entregando un

concentrado de Cu de bajo contenido de As vendible y un concentrado con alto Cu y

As. Este último concentrado podría ser tratado por otros métodos, posiblemente

hidrometalúrgicos, tema que está fuera del alcance de este estudio.

• La mayor eficiencia relativa de separación (definida en la Ecuación 19 del Capítulo

5, considerando lo posible de separar) obtenida es de 99%, en la prueba A30, en la

cual se modifica el tipo de reactivo de flotación. La recuperación de As es igual a

71,8 %, la recuperación de Cu es 26,3 % y la recuperación en peso es 21,3 %. Esta

prueba se realiza a una velocidad superficial de gas (Jg) igual a 0,45 cm/s, la

velocidad de agitación (Ns) es de 3,0 m/s, el porcentaje de sólidos en peso (Cp) es

de 17,4% y el pH es 8. Se utilizan 15 g/t del colector AP 3418, 7,5 g/t del colector

MX 7016 y 15 g/t del espumante F 501.

De las mediciones realizadas, el d32 que se alcanza en las mismas condiciones de

flujo de aire y velocidad de agitación que las utilizadas en la prueba A30 es igual a

0,76 mm.

El potencial de la pulpa en estas condiciones está en torno a 400 mV vs SHE.

• Al analizar los resultados metalúrgicos de la Etapa II, en la cual se revisaron

alternativas para separar la enargita del resto de los sulfuros de Cu presentes en la

180

muestra, se obtiene que los niveles de recuperación de As no sufren mejoras con

respecto a los resultados obtenidos en la Campaña Exploratoria.

Al utilizar depresantes de sulfuros de cobre, si bien las recuperaciones disminuyen,

no se observa que exista una depresión selectiva de las especies portadoras de As

o Cu, ya que las recuperaciones alcanzadas por ambos elementos siguen la misma

tendencia.

Cuando se analiza la influencia de la variación del potencial, se observa que el punto

máximo de recuperación, independiente del pH de la pulpa, se alcanza cuando no

se modifica el Eh de la pulpa. Tal como se presenta en la Figura 50, el Eh natural de

la pulpa disminuye al crecer el pH: a pH 5, el Eh está en torno a 500 mV vs SHE;

para pH 8, alrededor de 400 mV vs SHE y a pH 5 cercano a 300 mV vs SHE. Ya sea

trabajando en un rango de Eh reductor u oxidante, las recuperaciones de Cu y As

disminuyen. Esto se debe a que la condición base definida para la Etapa II es la que

maximiza la recuperación de As. Si el potencial aumenta, la exposición a un exceso

de oxígeno causaría que el dixantógeno se oxide, disminuyendo por tanto las

recuperaciones. En tanto, al disminuir el potencial, se inhibe la adsorción de los

reactivos de flotación, disminuyendo la recuperación.

• Se analizan circuitos de flotación a través de una primera aproximación. Modificando

los tiempos de flotación, a partir de los parámetros cinéticos obtenidos para cada

etapa, y la combinación de las etapas de flotación, permiten obtener el posible

escenario en caso de que la ley de As en la alimentación aumentara. Como primera

aproximación, se obtiene que al utilizar la condición N° 2 y el circuito N° 2 se alcanza

la mayor eficiencia de separación. La condición N° 2 corresponde a la definida por la

prueba A25 (ver Tabla 55). En estas condiciones se obtiene la mayor recuperación

de As. En el circuito N°2, el concentrado rougher a limenta a la etapa cleaner. El

relave de la etapa cleaner retorna, alimentando a la etapa rougher. El concentrado

de Cu rico en As es el concentrado de la etapa de limpieza, y el concentrado de Cu

bajo en As es el relave rougher.

181

7.3 RECOMENDACIONES

• La realización de este trabajo plantea como recomendaciones, en una siguiente

fase, estudiar más profundamente diversas configuraciones de circuitos, a objeto de

seleccionar el mejor circuito de operación y validar los resultados de las

simulaciones de los circuitos cerrado a través de pruebas de test de ciclo cerrado o

pilotaje. Esta fase entonces deberá ser complementada con la realización

experimental de test de ciclos a escala de laboratorio, utilizando las mejores

condiciones experimentales extraídas de este trabajo. Además, es necesario

estudiar experimentalmente el efecto de utilizar un concentrado con leyes más altas

de Cu y As, a fin de obtener resultados más concluyentes.

• También, otra recomendación que surge al analizar los resultados de las mediciones

del tamaño de burbujas, se tiene que se alcanzan valores de d32 bajos, entre 0,7 y

1,0 mm. Industrialmente no se tienen estos diámetros de burbujas. En las celdas

instaladas en el circuito de flotación de Collahuasi, el d32 se encuentra en promedio

alrededor de 2,5 mm (ver Tabla 44). Es necesario entonces estudiar la factibilidad de

contar con celdas con un diseño distinto a las convencionales, que permitan generar

burbujas de diámetros pequeños, a fin de poder reproducir las condiciones

aerodinámicas alcanzadas es estas pruebas.

182

REFERENCIAS

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185

ANEXOS

186

ANEXO A

PROTOCOLO DE PREPARACIÓN DE PAQUETES DE 1 KG SOBRE LA MUESTRA

DE CONCENTRADO (COLLAHUASI BLENDING PROCESS)

187

Muestra de Concentrado

Filtrada

188

ANEXO B

ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO V/S LIBERACIÓN-ASOCIACIÓN-O CLUSIÓN.

ALIMENTACIÓN.

190

ANEXO C

CÁLCULO DE LA DENSIDAD POR PICNOMETRÍA

191

La densidad se calcula según la siguiente ecuación

)()(

)(

3124

12

PPPP

PPlm +−+

−= δδ (C1)

donde:

δm: Densidad del mineral.

δl: Densidad del agua. A 15°C, es 0,9991 g/cm 3.

P1: Peso del picnómetro vacío.

P2: Peso del picnómetro con mineral.

P3: Peso del picnómetro con mineral y agua.

P4: Peso del picnómetro con agua.

Los pesos se registran en una balanza analítica, con precisión de 0,00005 g.

Prueba Densidad

P1 P2 P3 P4 Mineral

[g] [g] [g] [g] [g/cm 3]1 23,3740 38,8656 59,1755 47,7601 3,7972

2 24,6182 42,2074 62,4703 49,4213 3,8707

3 24,5961 40,6995 60,5943 48,6886 3,8329

4 23,8473 43,0047 62,4018 48,2530 3,8216

5 25,4891 41,1911 61,5787 49,9358 3,8650

6 24,1365 37,4310 58,2356 48,3399 3,9081

7 22,5007 36,6241 58,1031 47,6267 3,8692

8 22,8600 36,6933 57,8898 47,6818 3,8124

3,8471

0,0371Desviación Estándar

Densidad Promedio

Peso

192

ANEXO D

CALIBRACIÓN DE ROTÁMETRO

193

El volumen desplazado es 740 ml.

Qnom Tiempo Qreal

[l/min] [s] [l/min]

7,0 4,58 9,7

9,5 3,66 12,1

10,0 3,54 12,5

12,0 2,86 15,5

14,0 2,62 16,9

14,3 2,39 18,6

15,0 2,39 18,6

17,0 2,18 20,4

19,1 1,82 24,4

20,0 1,74 25,5

y = 1,2162x + 0,6556R² = 0,9882

0

5

10

15

20

25

30

5 7 9 11 13 15 17 19 21

Qre

al [l

/min

]

Qnominal [l/min]

194

ANEXO E

CARACTERIZACIÓN DE REACTIVOS

195

A continuación se presentan las principales características de los reactivos utilizados en

las pruebas de flotación realizadas en este trabajo.

Gravedad

Específica

Alcohol 0-23Tionocarbamato modificado (#2)

25-35Tionocarbamato modificado (#4)

24-28

Isopropanol 1-1,2

Alcohol primario 0-13

Isobutanol 2-2,8

Ditiofosfatos 5-10

Hidróxido de sodio 0,2-1

Sulfuros inorgánicos 10-24Compuesto de Dithiocarbonate

1-5

Isopropanol 0,3-1

2-metil-1-pentanol 3-7

Hidrocarburo 3-7Mezcla de alcoholes, ésteres y aldehídos

60-95Mezcla de alcohol

alifático 60-95

Butanol 3-7Mezcla del complejo

oxigenato/hidrocarburo60-95

AEROPHINE® 3418A Promoter

Ditiofosfinado modificadoDiisobutil-ditiofosfinado

de sodio 50-52 1,14 a 24°C

Tionocarbamato modificado

10-20

Metil isobutil carbinol 35-35Tionocarbamato modificado (#2)

20-35Tionocarbamato modificado (#5)

4-6

Carbamic acid ester 0,5-1

Isopropanol 1-3

Butanol 1-5

Complex hydrocarbon 15-25

AERO® MX945 Promoter

Ditiocarbamato modificado

[% p/p]

Colector mineral de sulfuro

0,91 – 0,93

Promotor de la flotación de la espuma para los minerales del sulfuro

1,15 – 1,2

Mezcla de alcoholes, aldehídos pesados, ésteres y glicoles

0,89 – 0,91 a 25°C

Nombre Descripción Composición

AERO® MX7016 Promoter

AERO® AP3738 Promoter

OrepPrep® X-133 Frother

0,88 – 0,91

196

2-Etilhexanol 5-1

Butanol 0-5Mezcla del complejo

oxigenato/hidrocarburo 70-100

Matcol TC-123 Isopropil Etil Tionocarbamato

Isopropil Etil Tionocarbamato

95 0,98 a 20°C

Tionocarbamato 10-50

Mercaptobenzotiazol 10-30

MIBC 5-35

Mezcla de alcoholes aldehídos pesados y

ésteres.0,89 a 25°C

Matcol 154Colector de sulfuros de

cobre0,939 a 20°c

OrePrep® F-501 Frother

Mezcla de Aceite de pino y alcoholes

No indicado para mezcla 0,86 a 20°C

Isobutil xantato de sodioSal del éster del ácido de

carbonodithioic O-(2-Methylpropyl)

87-89 1,24 a 20°C

Carbinol metil isobutilico Metil isobutil carbinol 60-100 0,81 a 20°CAEROFROTH® 70

Frother

AERO® 317 Xantato

MATHFROT CH-421

Las características de los reactivos depresantes de sulfuros de cobre se presentan a

continuación.

Cianuro de sodio > 96

Otras sales de sodio < 4

ComposiciónDescripciónNombre

NaCN Cianuro de sodio 1,6 11,3 – 11,7

Soluciones altamente alcalinas

1,427 a 20°C60-62Na2S.9H2OSulfuro de sodioSulfuro de sodio

pHGravedad específica

[% p/p]

Las características de los reactivos utilizados para variar el potencial se muestran a

continuación.

Agua 95

Hipoclorito de sodio 5

Agua 65-75

Peróxido de hidrogeno 29 -32

pHGravedad específica

[% v/v]ComposiciónDescripciónNombre

Hipoclorito de sodio, grado técnico

Hipoclorito de sodio 1,07 – 1,14 pH 9 -10

Sulfhidrato de sodio

Peróxido de hidrógeno

1,11 a 20°C pH 3,3Agua oxigenada 30 vol.

Solución de hidrosulfuro de sodio

NaSH 42 1,26 a 1,28

197

ANEXO F

DETERMINACIÓN DE LA DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑO DE BURBU JAS

198

La siguiente metodología se extrae del trabajo de Barona (2007).

El procedimiento usado para obtener la información sobre la distribución de tamaño de

burbujas se puede dividir en cuatro etapas:

1. Captación del video.

2. Digitalización y procesamiento del video.

3. Análisis de imágenes.

4. Determinación de la distribución de tamaño de burbujas.

Captura del video

Para la captación de la imagen se ocupa el sistema ejemplificado en las siguientes

figuras.

199

Figura F1: Esquema general del sistema de filmación de Burbujas

Cámara de Visualización

Patrón

Entrada de Agua desde Bomba

Salida de Aire hacia Bomba

Tubo de Ascenso

Figura F2: Esquema específico del visualizador de B urbujas

200

Este sistema actualmente se encuentra implementado en el Laboratorio de

Procesamiento de Minerales y contempla los siguientes pasos:

1. En una celda de vidrio se prepara una mezcla de agua y espumante con una

concentración igual a la concentración de espumante en la pulpa, expresada en gramos

de espumante por litro de agua en la pulpa.

2. El muestreador se sitúa entre la cámara y la lámpara, como se observa en la

Figura F3.

3. Utilizando una bomba, el muestreador se llena con la mezcla de agua y

espumante.

4. Comienza la filmación del video.

5. La toma de video continúa hasta por 45 segundos.

6. El contenido del visualizador se vierte en la celda para evitar perder el mineral

que asciende con las burbujas.

Figura F3: Instalación del muestreador de burbujas.

201

Digitalización del video

Lo primero que hay que hacer con el video filmado es digitalizarlo, esto significa que de

la grabación en casete se pasa a un video con formato digital. Para esto se ocupa un

programa llamado VirtualDub que transforma el video grabado en un conjunto de

imágenes (cuadros).

Los criterios más importantes de la digitalización se detallan a continuación:

• El video debe ser descargado por la metodología FireWire.

• El video debe ser captado a una tasa de 29.97 cuadros por segundo.

• Se deben aplicar dos filtros a las imágenes:

• Filtro deinterlace con la opción Discar field 2

• Filtro reize con la opción 320 x 240 y Interlaced

• Se exporta las imágenes (cuadros) con formato Windows BMP para ser

procesados por el programa ImageJ.

Análisis del video

Para el análisis del video se ocupa el programa ImageJ. Este programa contiene una

serie de herramientas para el procesamiento de imágenes digitales, donde el uso de

éstas depende del usuario y el objetivo que se requiere cumplir.

202

Los criterios más importantes utilizados en esta etapa se detallan a continuación:

• Mejora de Contraste. Utilizar la herramienta de mejorar el contraste para que las

burbujas tengan contornos más delimitados.

• Setear la referencia conocida, el patrón de cuadrado, en su diagonal a √2·15

para determinar la escala.

• Pasar a escala de grises las imágenes en 8-bit.

• Pasar a blancos y negros puros las imágenes.

• Seleccionar un área clara, para analizar, en donde sólo las burbujas estén

delimitadas por el color negro y no el fondo.

• Usar la herramienta para cerrar posibles burbujas que hubiesen quedado

abiertas en su contorno.

• Rellenar las burbujas con color negro, para contar el área a través de los píxeles

de éstas.

• Usar la herramienta para separar posibles burbujas que hubiesen quedado

pegadas. Esta herramienta sirve cuando hay burbujas sobrepuestas unas a otras.

• Analizar imágenes con los siguientes criterios:

• Filtro en tamaño de área, desde 0,01 mm2 hasta el infinito.

• Filtro de esfericidad entre 0,85 y 1,00.

203

Determinación de diámetro en cámara de visualizació n

Para procesar la información entregada por el programa ImageJ se crean dos planillas

Excel. La primera para filtrar la información en función de una elección cada cierta

cantidad de cuadros, y la segunda para procesar y generar la información estadística de

la distribución de tamaño de burbuja.

Filtrado de cuadros

Como se menciona en el párrafo anterior se debe establecer cada cuantos cuadros se

debe tomar la información.

El criterio que prevalece es el de no contar una burbuja más de una vez. Según esto lo

necesario es conocer la velocidad con que ascienden las burbujas para ver el tiempo

que demoran en cruzar el área definida en el programa ImageJ.

Pruebas realizadas con algunos videos arrojaron que la velocidad de ascenso de las

burbujas es de 200 mm/s para un caudal de aire de 17,72 l/min. Según esto y con la

información de la distancia que atraviesa la burbuja en el área de análisis, se puede

llegar a que el número de cuadros mínimo era del orden de 1 a 2 cuadros. De forma

conservadora, se decide ocupar un muestreo uniforme para todas las pruebas de 1

cada 4 cuadros.

Análisis de la distribución de tamaño de burbujas

204

Se toma la información entregada por la planilla de filtro y se calcula el diámetro

obtenido por la información de área según la siguiente expresión.

πArea

d4* = (F1)

El diámetro d* corresponde al valor medido en la cámara de visualización, no obstante,

este valor está afectado por la diferencia de presión entre el punto de muestreo y el

punto de medición. Por esta razón es necesario corregir el tamaño medido (d*) en la

cámara de visualización para tener el valor del tamaño de burbuja correspondiente a la

celda (db).

La corrección se lleva a cabo a partir del cálculo de las presiones en la celda (punto de

muestreo), Ecuación F2 y en el punto de medición (cámara de visualización), Ecuación

F3, las que se presentan a continuación:

0celda

espumagceldapulpacelda P

A

gm

1001hgP ++

ε−ρ= (F2)

donde:

Pcelda : Presión hidrostática en el punto de muestreo en la celda.

ρpulpa : Densidad de la pulpa en la celda.

g : Aceleración de gravedad.

hcelda : Distancia entre el punto de muestreo en la celda y la interfase pulpa

espuma (7,0 cm).

εg : Holdup de gas en la celda.

mespuma : Masa de espuma en el instante de muestreo.

Acelda : Área de la celda.

P0 : Presión atmosférica.

205

La Ecuación F2 corresponde a la presión en la celda, más específicamente, en el punto

de muestreo, y considera tanto la presión ejercida por la fase de pulpa, descontada la

fracción de aire, y la presión ejercida por la fase espuma.

La masa de espuma en el instante de muestreo se estima a partir de la masa de

espuma correspondiente al primer paleteo en el desarrollo de la prueba experimental.

La presión en la cámara de visualización se expresa de la siguiente forma:

vacíovisg

visaguavis P100

1hgP +

ε−ρ= (F3)

donde:

Pvis : Presión hidrostática en el punto de medición en la cámara de visualización.

ρagua : Densidad del agua.

hvis : Distancia entre el punto de medición y la superficie del agua en la cámara

de visualización (3,5 cm).

εg vis : Holdup de gas en la cámara de visualización (10%).

Pvacío : Presión de vacío en la cámara de visualización, calculada a través de un

balance de presiones hidrostáticas tanto por el lado del medidor como por

el lado de la pulpa.

Una vez que se han calculado las presiones en la celda y en la cámara de visualización,

se puede calcular el factor de corrección para el tamaño de burbuja (λ). Para tal efecto

se considera la ley de los gases ideales, obteniendo la siguiente relación:

visbvisceldabcelda VPVP = (F4)

donde:

Vb celda : Volumen de burbuja en el punto de muestreo.

206

Vb vis : Volumen de burbuja en la cámara de visualización.

Asumiendo esfericidad para las burbujas dentro de la celda, se puede llegar a la

siguiente expresión para la corrección de tamaño de burbuja por presión hidrostática:

**3

celda

visb dd

P

Pd λ== (F5)

Donde λ es el factor de corrección por presión hidrostática.

Para llevar a cabo la corrección de tamaño de burbuja se consideran los promedios

tanto de holdup en la celda, como de masa de espuma inicial para cada tipo de

flotación, obteniéndose para λ un valor igual a 0,995.

207

ANEXO G

RESULTADOS METALÚRGICOS

208

Prueba Rec Rec RecPeso Cu As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

A1 2,54 2,99 5,52 23,93 3.095 28,07 6.720 23,82 3.000A2 5,29 6,20 17,45 23,55 3.442 27,60 11.354 23,32 3.000A3 7,97 8,82 28,15 23,88 3.330 26,40 11.756 23,66 2.600A4 25,40 24,26 64,14 23,77 3.329 22,71 8.408 24,13 1.600A5 7,40 9,63 28,01 22,47 3.473 29,26 13.154 21,93 2.700A6 11,41 12,91 37,42 24,03 3.398 27,20 11.146 23,62 2.400A7 9,83 11,61 37,34 23,96 3.310 28,31 12.582 23,49 2.300A8 8,12 9,66 29,84 23,79 3.405 28,28 12.504 23,39 2.600A9 14,23 15,61 42,94 23,55 3.457 25,84 10.434 23,17 2.300A10 6,79 8,42 25,84 23,11 3.394 28,67 12.916 22,70 2.700A11 6,01 7,27 21,05 23,90 3.452 28,91 12.084 23,58 2.900A12 13,03 14,37 44,76 24,45 2.960 26,96 10.170 24,07 1.880A13 6,02 7,14 23,37 24,38 2.931 28,91 11.383 24,09 2.390A14 32,52 31,73 69,23 24,19 2.610 23,60 5.556 24,47 1.190A15 11,30 12,56 42,53 24,46 2.840 27,19 10.692 24,11 1.840A16 14,47 14,98 47,81 24,43 3.032 25,29 10.016 24,29 1.850A17 28,83 26,64 65,82 24,44 2.978 22,58 6.797 25,19 1.430A18 40,14 40,00 74,92 24,37 3.102 24,28 5.790 24,43 1.300A19 44,21 41,72 76,50 24,42 3.086 23,04 5.339 25,51 1.300A20 22,19 21,78 59,50 24,44 3.073 23,98 8.239 24,57 1.600A21 35,25 35,35 67,91 24,44 3.026 24,50 5.830 24,40 1.500A22 33,33 32,08 70,27 24,38 2.915 23,47 6.147 24,83 1.300A23 30,79 29,96 65,23 24,53 2.986 23,87 6.326 24,82 1.500A24 48,00 45,35 75,43 24,14 3.175 22,81 4.990 25,37 1.500A25 46,26 47,50 78,32 24,17 2.975 24,82 5.037 23,61 1.200A26 45,64 46,47 81,31 24,35 3.200 24,79 5.700 23,98 1.100A27 2,91 3,49 2,11 24,49 3.075 29,32 2.228 24,35 3.100A28 12,71 17,94 56,91 24,39 3.869 34,42 17.325 22,93 1.910A29 25,97 33,01 76,76 24,31 4.109 30,90 12.145 22,00 1.290A30 21,28 26,33 71,80 24,41 4.187 30,20 14.126 22,84 1.500A31 12,35 15,83 59,71 24,16 3.611 30,97 17.457 23,20 1.660A32 27,65 34,65 78,53 24,39 3.943 30,56 11.199 22,03 1.170A33 50,84 63,65 89,83 24,25 3.289 30,36 5.812 17,93 680

RelaveConcentradoAlimentación

209

Prueba Rec Rec Rec

Peso Cu As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As Ley Cu Ley As[%] [%] [%] [%] [ppm] [%] [ppm] [%] [ppm]

B1 28,31 36,76 66,50 24,45 3.252 31,75 7.639 21,57 1.520B2 23,33 30,59 64,81 24,47 3.268 32,08 9.077 22,15 1.500B3 32,24 42,58 67,32 24,71 3.338 32,63 6.971 20,94 1.610B4 34,31 43,77 72,34 24,53 3.325 31,30 7.012 21,00 1.400B5 20,43 25,36 59,99 24,73 3.301 30,70 9.694 23,20 1.660B6 17,87 22,10 52,98 24,49 3.459 30,29 10.256 23,23 1.980B7 34,31 45,59 69,39 24,53 3.370 32,60 6.815 20,32 1.570C1 46,26 47,50 78,32 24,17 2.975 24,82 5.037 23,61 1.200C2 34,41 42,17 70,10 23,96 3.071 29,36 6.257 21,12 1.400C3 11,76 15,20 27,26 24,53 3.191 31,71 7.396 23,57 2.630C4 5,10 6,19 8,61 24,58 3.063 29,79 5.167 24,30 2.950C5 1,45 1,36 1,45 24,69 3.000 23,29 3.014 24,71 3.000C6 5,45 6,27 13,08 24,42 3.111 28,07 7.462 24,21 2.860C7 2,66 3,03 4,05 24,35 3.155 27,79 4.808 24,26 3.110C8 2,27 2,55 2,98 24,51 3.113 27,63 4.098 24,44 3.090C9 24,84 32,66 62,30 24,36 3.249 32,03 8.148 21,83 1.630

C10 18,48 24,89 49,35 24,71 3.123 33,28 8.340 22,77 1.940C11 10,67 14,68 30,89 24,57 3.244 33,82 9.392 23,47 2.510C12 1,42 1,51 1,62 24,44 3.006 26,06 3.422 24,42 3.000C13 1,09 1,18 1,20 24,46 3.063 26,40 3.360 24,44 3.060C14 1,39 1,52 1,71 24,40 3.110 26,78 3.845 24,37 3.100C15 2,71 3,22 5,91 24,46 2.999 29,01 6.541 24,33 2.900C16 1,15 1,37 1,57 24,30 3.013 28,78 4.100 24,25 3.000C17 1,23 1,41 1,51 24,67 3.009 28,17 3.700 24,63 3.000C18 53,54 52,17 70,21 24,56 2.964 23,93 3.887 25,28 1.900C19 49,21 53,62 67,10 24,32 3.088 26,51 4.211 22,21 2.000C20 30,67 39,77 44,22 24,31 3.107 31,53 4.480 21,12 2.500C21 6,63 7,94 8,01 24,35 3.045 29,19 3.680 24,01 3.000C22 10,56 14,55 13,54 23,83 3.000 32,82 3.843 22,77 2.900C23 35,22 42,53 59,98 23,95 3.302 28,92 5.624 21,25 2.040C24 43,25 51,76 74,60 24,44 3.128 29,25 5.397 20,77 1.400C25 41,62 50,73 74,47 24,39 3.156 29,73 5.649 20,58 1.380C26 39,81 49,58 74,05 24,27 3.108 30,22 5.782 20,33 1.340C27 24,05 31,78 62,91 24,29 3.112 32,09 8.140 21,82 1.520C28 66,20 73,20 77,98 23,99 3.038 26,52 3.579 19,02 1.980C29 37,88 48,01 62,23 24,30 3.158 30,79 5.187 20,34 1.920C30 20,63 26,10 60,09 24,45 3.202 30,93 9.326 22,76 1.610C31 21,11 26,63 61,36 24,44 3.246 30,83 9.434 22,73 1.590C32 65,76 66,74 79,73 24,18 3.041 24,54 3.687 23,49 1.800C33 39,48 49,54 76,58 24,54 2.998 30,79 5.814 20,46 1.160C34 39,47 51,76 71,65 24,28 2.925 31,84 5.309 19,35 1.370C35 3,76 4,58 5,67 24,34 3.112 29,60 4.688 24,13 3.050C36 1,74 1,92 2,22 24,53 2.975 27,06 3.798 24,49 2.960C37 2,48 2,95 3,34 24,46 3.107 29,02 4.180 24,34 3.080C38 0,84 0,99 0,97 24,25 3.064 28,47 3.530 24,21 3.060C39 1,27 1,51 1,55 24,35 3.099 28,95 3.760 24,29 3.090C40 30,13 39,97 66,50 24,35 3.065 32,30 6.764 20,92 1.470C41 2,07 2,42 2,58 24,50 3.106 28,60 3.880 24,41 3.090C42 3,07 3,63 3,93 24,07 3.078 28,51 3.950 23,93 3.050C43 1,92 2,22 2,39 24,35 3.235 28,17 4.020 24,28 3.220C44 28,90 38,07 64,79 24,38 3.069 32,12 6.881 21,23 1.520C45 6,61 7,11 7,02 24,38 3.144 26,22 3.340 24,25 3.130C46 5,31 5,78 7,64 24,34 3.014 26,50 4.340 24,22 2.940C47 1,20 1,37 1,43 24,36 3.067 27,71 3.640 24,32 3.060C48 2,04 2,38 3,64 24,24 2.267 28,31 4.050 24,16 2.230C49 45,48 57,20 72,02 24,06 3.098 30,26 4.906 18,89 1.590C50 37,16 46,85 76,76 24,40 3.109 30,77 6.422 20,64 1.150


210

ANEXO H

FÓRMULAS Y DOSIS DE REACTIVOS

211

Fórmula Reactivo Nombre

Reactivo Reactivo

A Colector 1 MX 7016 10,0 [g/t] 10,1 [g/t]

(Dosis N° 1) Colector 2 AP 3738 5,0 [g/t] 5,3 [g/t]








A Colector 1 MX 7016 --- ----

(Dosis N° 4) Colector 2 AP 3738 --- ----


B Colector 1 Xantato 22,5 [g/t] 22,5 [g/t]

(Dosis N° 2) Colector 2 --- --- ----

Espumante MIBC 4,0 [ppm] 4,0 [ppm]

C Colector 1 MX 7016 15,0 [g/t] 15,2 [g/t]


Espumante F-501 3,6 [ppm] 3,6 [ppm]

D Colector 1 AP 3418 15,0 [g/t] 15,3 [g/t]

(Dosis N° 2) Colector 2 MX 7016 7,5 [g/t] 7,8 [g/t]


E Colector 1 AP 3418 15,0 [g/t] 15,3 [g/t]

(Dosis N° 2) Colector 2 MX 945 7,5 [g/t] 7,6 [g/t]


F Colector 1 Matcol TC-123 15,0 [g/t] 15,2 [g/t]

(Dosis N° 2) Colector 2 Matcol 154 7,5 [g/t] 7,5 [g/t]

Espumante Matfroth 421 3,7 [ppm] 3,7 [ppm]

Dosis Nominal Dosis Real

212

ANEXO I

ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO V/S LIBERACIÓN-ASOCIACIÓN-O CLUSIÓN.

CONCENTRADO CONDICIÓN BASE.

214

ANEXO J

DISTRIBUCIONES EXPERIMENTALES DE TAMAÑO DE BURBUJAS

215

DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑO DE BURBUJAS USANDO AIRE

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%]

fi2 [%

]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2

Distribución BA1d32 0,89 [mm]d10 0,34 [mm]sd 0,28 [mm]d25 0,53 [mm]d50 0,78 [mm]d75 1,16 [mm]

dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 10,72 [%]

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%]

fi2 [%

]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2

Distribuciónd32 0,95 [mm]d10 0,37 [mm]sd 0,31 [mm]d25 0,58 [mm]d50 0,85 [mm]d75 1,23 [mm]

dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 9,95 [%]

BA2

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%]

fi2 [%

]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 10,09 [%]

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%]

fi2 [%

]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 15,36 [%]

216

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%]

fi2 [%

]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 17,64 [%]

BA5

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,55 [mm]fi2 (dmoda ) 17,41 [%]

BA6

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%]

fi2 [%

]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 16,11 [%]

BA7

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 15,87 [%]

BA8

217

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 16,70 [%]

BA9

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 13,80 [%]

BA10

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 12,43 [%]

BA11

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 13,48 [%]

BA12

218

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,75 [mm]fi2 (dmoda ) 10,86 [%]

BA13

DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑO DE BURBUJAS USANDO N 2

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,85 [mm]fi2 (dmoda ) 11,31 [%]

BN1

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,75 [mm]fi2 (dmoda ) 10,40 [%]

BN2

219

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,85 [mm]fi2 (dmoda ) 10,35 [%]

BN3

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,75 [mm]fi2 (dmoda ) 14,09 [%]

BN4

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,75 [mm]fi2 (dmoda ) 14,99 [%]

BN5

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,85 [mm]fi2 (dmoda ) 15,52 [%]

BN6

220

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 17,51 [%]

BN7

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,75 [mm]fi2 (dmoda ) 17,40 [%]

BN8

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,65 [mm]fi2 (dmoda ) 14,65 [%]

BN9

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,75 [mm]fi2 (dmoda ) 12,66 [%]

BN10

221

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,85 [mm]fi2 (dmoda ) 12,10 [%]

BN11

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,75 [mm]fi2 (dmoda ) 12,42 [%]

BN12

0

20

40

60

80

100

0

4

8

12

16

20

0,0 0,4 0,8 1,2 1,6 2,0 2,4 2,8

Fu2

[%

]

fi2

[%]

Diámetro [mm]

f i2 Fu2


dmoda 0,85 [mm]fi2 (dmoda ) 10,70 [%]

BN13

222

ANEXO K

REGRESIÓN POR PASOS

223

El propósito de este capítulo es poder determinar la o las variables que podrían estar

gobernando la separación selectiva del arsénico. Para ello se realiza un análisis

estadístico por pasos, dentro del cual se intenta modelar la recuperación de As en

función de las rpm, Ns, Jg, reactivos, etc. Además se incluyeron variables internas del

proceso como, por ejemplo, d32 y Sb. Estos últimos parámetros se calculan a través de

la ecuación de Gorain.

Variables candidatas

La salida del modelo es la recuperación metalúrgica de As. Las variables candidatas

son las siguientes:

x1 : Jg

x2 : pH

x3 : Cp

x4 : Dosis de reactivo

x5 : Sb

x6 : d32

Las pruebas seleccionadas son aquellas pertenecientes a la campaña exploratoria. En

la siguiente tabla se presenta la descripción de estas pruebas, ordenadas de acuerdo a

la variable en estudio.

224

x1 x2 x3 x4 x5 x6 yPrueba Jg Ns Cp Dosis Sb db R_As

[cm/s] [m/s] [%] [N°] [1/s] [mm] [%]

A1 0,7 2,0 17,3 1,0 44,5 1,0 5,5

A2 0,9 2,0 17,3 3,0 55,1 1,0 17,4

A3 0,5 2,0 17,3 3,0 33,1 0,9 28,2

A4 0,7 3,0 17,3 3,0 51,3 0,8 64,1

A5 0,7 1,7 17,4 3,0 41,9 1,0 28,0

A6 0,7 2,0 20,2 3,0 44,5 1,0 37,4

A7 0,7 2,0 14,3 3,0 44,5 1,0 37,3

A8 0,7 2,0 17,3 3,0 44,5 1,0 29,8

A9 0,7 2,0 17,3 3,0 44,5 1,0 42,9

A10 0,7 2,0 17,3 2,0 44,5 1,0 25,8

A11 0,7 2,0 17,4 3,0 44,5 1,0 21,0

A12 0,4 2,0 17,2 3,0 29,3 0,8 44,8

A13 0,5 2,0 17,3 3,0 36,8 0,9 23,4

A14 0,7 3,0 17,4 3,0 51,3 0,8 69,2

A15 0,5 2,0 17,3 3,0 31,8 0,9 42,5

A16 0,5 2,5 17,3 3,0 34,4 0,8 47,8

A17 0,5 3,0 17,3 3,0 36,7 0,7 65,8

A18 0,7 4,0 17,3 3,0 56,8 0,7 74,9

A19 0,5 4,0 17,2 3,0 40,6 0,7 76,5

A20 0,5 3,0 17,2 3,0 36,7 0,7 59,5

A21 0,7 3,0 17,2 3,0 51,3 0,8 67,9

A22 0,7 3,0 17,3 3,0 51,3 0,8 70,3

A23 0,7 3,0 17,2 3,0 51,3 0,8 65,2

A24 0,5 4,0 17,2 2,0 40,6 0,7 75,4

A25 0,5 3,0 17,2 2,0 36,7 0,7 78,3

A26 0,5 3,0 17,4 2,0 36,7 0,7 81,3

A27 0,7 2,0 17,3 4,0 44,5 1,0 2,1

A28 0,5 3,0 17,2 2,0 36,7 0,7 56,9

A29 0,5 3,0 17,2 2,0 36,7 0,7 76,8

A30 0,5 3,0 17,2 2,0 36,7 0,7 71,8

A31 0,5 3,0 16,8 2,0 36,7 0,7 59,7

A32 0,5 3,0 16,6 2,0 36,7 0,7 78,5

A33 0,5 3,0 16,2 2,0 36,7 0,7 89,8

225

La matriz de correlación entre estas variables se presenta en la siguiente tabla:

x1 x2 x3 x4 x5 x6

x1 1,00 0,14 0,01 0,12 0,76 0,58

x2 0,14 1,00 0,01 0,06 0,01 0,77

x3 0,01 0,01 1,00 0,02 0,01 0,01

x4 0,12 0,06 0,02 1,00 0,08 0,12

x5 0,76 0,01 0,01 0,08 1,00 0,12

x6 0,58 0,77 0,01 0,12 0,12 1,00

En general las correlaciones son bajas, pero se observa que la mayor correlación

ocurre entre la variable x1 y x5 (Jg y Sb, respectivamente), y en menor grado entre las

variables x1 y x6 (Jg y d32, respectivamente). Este resultado concuerda con los

antecedentes teóricos presentados anteriormente. Para fines de este análisis se

consideró que estas variables se comportan en forma independiente.

Determinación del modelo

Como indicador que permita determinar si la variable entra o no al modelo se considera

como valor cota del criterio de Fich o Test de la Razón. Se utiliza en este caso 0,5.

En la siguiente tabla se muestran los pasos realizados para la obtención de la

estructura del modelo. El primer paso corresponde a la entrada de la variable x6, la cual

arroja un coeficiente de correlación R2 igual a 0,74 con la salida (recuperación de As).

226

1º paso R2 0,74Variable θ σθ σθ/θ

x6 db -0,859 0,090 -0,11

2º paso R2 0,789Variable θ σθ σθ/θ

x6 db -0,942 0,088 -0,09

x5 Sb 0,238 0,088 0,37

3º paso R2 0,790

Variable θ σθ σθ/θ

x6 db -0,938 0,089 -0,10

x5 Sb 0,240 0,089 0,37

x3 Cp -0,043 0,084 -1,94

En el tercer paso la variable candidata a formar parte del modelo (x3) no pasa el test de

la razón, por lo tanto no entra al modelo.

Se encuentra la siguiente estructura para modelar la recuperación de As:

Rec As = – 224,14 d32 + 0,81 Sb + 204,91 (K1)

El coeficiente de correlación entre la recuperación metalúrgica de arsénico experimental

y modelada es de 0,79.

Lo anterior dice que la recuperación de arsénico para este concentrado está

estadísticamente “explicada” por dos variables: el d32, Sb. La variable que tiene mayor

impacto en los resultados presentados es el diámetro de burbuja d32, ya que es el

primero en entrar al modelo. La segunda variable que entró al modelo fue Sb.

227

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100

Rec

uper

ació

n A

s M

odel

ada

[%]

Recuperación As Experimental [%]

Figura K1: Recuperación de As modelada en función d e la recuperación de As experimental.

Luego, la variable que está más estrechamente correlaciona con la recuperación de As

es el diámetro de burbuja. El modelo predice que al disminuir el diámetro de la burbuja,

la recuperación de As crece. Si compara esto con los resultados de la campaña

experimental se tiene que aquellas condiciones que favorecen la formación de burbujas

más pequeñas, como flujos de aire menores y velocidades de agitación altas, obtienen

recuperaciones de arsénico mayores.

228

ANEXO L

RESULTADOS PRUEBAS CINÉTICAS

229

RESULTADOS CINÉTICOS ETAPA I

Prueba: A1 Cu As

Tiempo Rec Ley Rec Ley Ley Rec Ley

Peso Acum Acum Acum Acum

[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 2,00 0,20 25,20 0,20 25,20 0,00 0,00 0,00

2 1,50 0,40 0,00 0,20 14,40 0,00 0,00 0,00

4 2,70 0,70 31,30 0,60 21,70 0,00 0,00 0,00

8 5,10 1,20 31,90 1,40 26,20 0,90 1,70 0,40

16 12,00 2,50 29,80 3,00 28,10 0,90 5,50 0,70

Relave 893,60 100,00 23,80 100,00 23,90 0,30 100,00 0,30

Alimentación 916,90 23,90 0,30

Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A2 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 13,40 1,50 26,90 1,70 26,90 1,20 4,90 1,20

2 6,80 2,20 29,10 2,60 27,60 1,10 7,40 1,20

4 8,20 3,10 30,40 3,70 28,40 1,20 10,50 1,20

8 8,40 4,00 29,30 4,90 28,60 1,10 13,50 1,20

16 11,70 5,30 24,40 6,20 27,60 1,10 17,40 1,10

Relave 868,10 100,00 23,30 100,00 23,50 0,30 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A3 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 6,40 0,70 28,50 0,80 28,50 1,30 2,80 1,30

2 5,90 1,30 29,90 1,60 29,20 1,50 5,70 1,40

4 9,10 2,30 30,10 2,90 29,60 1,40 9,80 1,40

8 18,70 4,40 28,00 5,30 28,80 1,30 17,80 1,40

16 33,40 8,00 23,50 8,80 26,40 1,00 28,20 1,20

Relave 848,10 100,00 23,70 100,00 23,90 0,30 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A4 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 77,00 8,40 25,40 8,90 25,40 1,20 30,40 1,20

2 21,30 10,70 23,80 11,30 25,00 1,10 38,20 1,20

4 25,60 13,50 21,80 13,80 24,40 0,80 45,20 1,10

8 48,20 18,70 19,90 18,20 23,10 0,60 54,30 1,00

16 61,40 25,40 21,50 24,30 22,70 0,50 64,10 0,80

Relave 685,80 100,00 24,10 100,00 23,80 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A5 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 9,80 1,10 29,50 1,40 29,50 1,80 5,50 1,80

2 7,30 1,80 29,80 2,40 29,60 1,60 9,20 1,70

4 10,00 2,90 30,60 3,90 30,00 1,50 13,90 1,70

8 15,00 4,50 29,50 6,00 29,80 1,30 20,10 1,50

16 26,50 7,40 28,40 9,60 29,30 1,00 28,00 1,30

Relave 857,90 100,00 21,90 100,00 22,50 0,30 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

230

Prueba: A6 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 27,80 2,50 27,80 2,90 27,80 1,50 11,00 1,50

2 17,20 4,10 28,80 4,80 28,20 1,30 17,00 1,40

4 21,00 6,00 28,30 7,00 28,20 1,20 23,50 1,30

8 28,60 8,60 26,20 9,90 27,60 1,00 30,90 1,20

16 31,00 11,40 26,00 12,90 27,20 0,80 37,40 1,10

Relave 975,60 100,00 23,60 100,00 24,00 0,20 100,00 0,30

Alimentación 1101,20 24,00 0,30

Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A7 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 14,60 2,00 29,40 2,40 29,40 1,70 9,90 1,70

2 11,30 3,50 29,50 4,30 29,40 1,60 17,10 1,60

4 12,50 5,20 28,90 6,30 29,30 1,30 23,80 1,50

8 16,20 7,40 27,30 8,80 28,70 1,10 30,70 1,40

16 18,00 9,80 27,20 11,60 28,30 0,90 37,30 1,30

Relave 667,00 100,00 23,50 100,00 24,00 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A8 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 13,80 1,50 29,10 1,80 29,10 1,60 6,90 1,60

2 10,60 2,60 30,40 3,30 29,70 1,60 12,10 1,60

4 14,30 4,20 25,50 5,00 28,10 1,30 18,10 1,50

8 17,60 6,10 28,90 7,30 28,40 1,10 24,00 1,30

16 18,30 8,10 28,00 9,70 28,30 1,00 29,80 1,30

Relave 843,30 100,00 23,40 100,00 23,80 0,30 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A9 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 28,10 3,10 27,30 3,50 27,30 1,60 14,00 1,60

2 19,10 5,10 26,40 5,90 26,90 1,50 23,10 1,60

4 16,40 6,90 27,80 8,00 27,20 0,90 27,90 1,40

8 28,60 10,00 25,00 11,30 26,50 0,80 35,10 1,20

16 38,90 14,20 24,30 15,60 25,80 0,60 42,90 1,00

Relave 790,70 100,00 23,20 100,00 23,50 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A10 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 11,20 1,20 28,30 1,50 28,30 1,60 5,60 1,60

2 9,50 2,30 28,30 2,80 28,30 1,50 10,10 1,50

4 11,30 3,50 29,50 4,30 28,70 1,40 15,00 1,50

8 14,30 5,00 28,00 6,20 28,50 1,20 20,60 1,40

16 16,10 6,80 29,20 8,40 28,70 1,00 25,80 1,30

Relave 855,90 100,00 22,70 100,00 23,10 0,30 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

231

Prueba: A11 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 7,50 0,80 28,20 1,00 28,20 1,10 2,70 1,10

2 5,80 1,40 27,30 1,70 27,80 1,30 5,00 1,20

4 7,90 2,30 29,60 2,70 28,50 1,30 8,30 1,30

8 13,80 3,80 29,90 4,60 29,00 1,30 13,90 1,30

16 20,40 6,00 28,70 7,30 28,90 1,10 21,00 1,20

Relave 866,90 100,00 23,60 100,00 23,90 0,30 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A12 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 12,70 1,40 29,40 1,70 29,40 2,00 9,50 2,00

2 11,60 2,70 29,30 3,20 29,30 1,70 16,70 1,90

4 19,20 4,80 28,30 5,60 28,90 1,10 24,80 1,50

8 31,40 8,20 26,60 9,40 27,90 0,90 34,80 1,30

16 44,00 13,00 25,30 14,40 27,00 0,60 44,80 1,00

Relave 793,70 100,00 24,10 100,00 24,40 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A13 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 6,40 0,70 28,00 0,80 28,00 1,40 3,40 1,40

2 5,60 1,30 29,00 1,50 28,50 1,40 6,20 1,40

4 9,20 2,30 29,10 2,70 28,70 1,10 10,10 1,30

8 13,50 3,80 29,30 4,50 28,90 1,10 15,50 1,20

16 20,70 6,00 28,90 7,10 28,90 1,00 23,40 1,10

Relave 863,70 100,00 24,10 100,00 24,40 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A14 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 128,10 13,90 25,50 14,60 25,50 0,80 40,80 0,80

2 29,30 17,00 24,50 17,90 25,30 0,70 48,80 0,70

4 22,50 19,50 22,90 20,20 25,00 0,60 54,30 0,70

8 42,70 24,10 20,60 24,10 24,20 0,30 60,20 0,70

16 77,60 32,50 22,00 31,70 23,60 0,30 69,20 0,60

Relave 623,10 100,00 24,50 100,00 24,20 0,10 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A15 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 19,20 2,10 28,40 2,40 28,40 1,90 14,00 1,90

2 13,40 3,50 28,20 4,10 28,30 1,40 21,20 1,70

4 18,50 5,60 27,80 6,40 28,10 1,10 28,80 1,50

8 21,70 7,90 26,90 9,00 27,80 0,80 35,60 1,30

16 31,20 11,30 25,80 12,60 27,20 0,60 42,50 1,10

Relave 816,50 100,00 24,10 100,00 24,50 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

232

Prueba: A16 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 20,50 2,20 28,00 2,60 28,00 1,60 11,40 1,60

2 12,20 3,60 28,80 4,10 28,30 1,50 18,00 1,50

4 12,50 4,90 28,70 5,70 28,40 1,50 24,60 1,50

8 21,20 7,20 26,70 8,20 27,80 1,10 32,90 1,40

16 66,60 14,50 22,80 15,00 25,30 0,60 47,80 1,00

Relave 785,90 100,00 24,30 100,00 24,40 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A17 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 44,60 4,90 26,90 5,40 26,90 1,30 21,20 1,30

2 20,20 7,10 27,00 7,80 26,90 1,30 30,90 1,30

4 20,00 9,20 25,40 10,10 26,60 1,10 38,70 1,20

8 45,50 14,20 21,60 14,40 24,80 0,70 49,90 1,00

16 134,20 28,80 20,40 26,60 22,60 0,30 65,80 0,70

Relave 653,00 100,00 25,20 100,00 24,40 0,10 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A18 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 144,60 15,70 25,80 16,60 25,80 0,80 40,50 0,80

2 29,10 18,90 25,00 19,90 25,70 0,90 49,40 0,80

4 30,50 22,20 23,10 23,00 25,30 0,60 56,30 0,80

8 57,80 28,40 22,00 28,70 24,60 0,40 64,40 0,70

16 107,80 40,10 23,60 40,00 24,30 0,30 74,90 0,60

Relave 551,30 100,00 24,40 100,00 24,40 0,10 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A19 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 69,70 7,60 26,60 8,30 26,60 1,10 27,60 1,10

2 31,30 11,00 24,70 11,70 26,00 1,10 39,90 1,10

4 37,50 15,10 22,10 15,40 25,00 0,70 48,90 1,00

8 84,00 24,30 20,70 23,20 23,30 0,40 61,60 0,80

16 183,20 44,20 22,70 41,70 23,00 0,20 76,50 0,50

Relave 512,10 100,00 25,50 100,00 24,40 0,10 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A20 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 27,80 3,00 28,30 3,50 28,30 1,40 14,10 1,40

2 13,10 4,50 29,10 5,20 28,50 1,50 21,20 1,50

4 17,40 6,40 27,70 7,40 28,30 1,50 30,30 1,50

8 61,70 13,10 22,80 13,60 25,50 0,70 46,50 1,10

16 83,60 22,20 21,80 21,80 24,00 0,40 59,50 0,80

Relave 714,00 100,00 24,60 100,00 24,40 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

233

Prueba: A21 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 162,20 17,70 25,60 18,50 25,60 0,80 44,50 0,80

2 29,00 20,90 24,70 21,70 25,40 0,60 51,10 0,70

4 20,50 23,10 24,10 23,90 25,30 0,60 55,40 0,70

8 40,40 27,60 22,60 28,00 24,80 0,40 61,10 0,70

16 70,30 35,30 23,30 35,30 24,50 0,30 67,90 0,60

Relave 592,20 100,00 24,40 100,00 24,40 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A22 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 129,50 14,10 24,60 14,30 24,60 0,90 41,60 0,90

2 29,30 17,30 23,60 17,40 24,40 0,80 49,90 0,80

4 23,90 19,90 22,90 19,80 24,20 0,60 55,50 0,80

8 48,60 25,20 21,20 24,40 23,60 0,40 62,70 0,70

16 74,50 33,30 23,10 32,10 23,50 0,30 70,30 0,60

Relave 611,70 100,00 24,80 100,00 24,40 0,10 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A23 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 117,80 12,90 25,40 13,30 25,40 0,90 37,50 0,90

2 26,70 15,80 24,50 16,20 25,20 0,80 44,80 0,80

4 17,50 17,70 23,60 18,10 25,10 0,70 49,50 0,80

8 41,40 22,20 21,20 22,00 24,30 0,40 55,80 0,70

16 78,50 30,80 22,80 30,00 23,90 0,30 65,20 0,60

Relave 633,70 100,00 24,80 100,00 24,50 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A24 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 124,00 13,50 24,50 13,70 24,50 0,90 37,90 0,90

2 52,10 19,20 22,40 19,00 23,90 0,70 49,70 0,80

4 57,50 25,50 20,50 24,30 23,00 0,40 58,40 0,70

8 88,70 35,10 20,80 32,60 22,40 0,30 66,90 0,60

16 117,80 48,00 23,90 45,40 22,80 0,20 75,40 0,50

Relave 476,90 100,00 25,40 100,00 24,10 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A25 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 179,20 19,50 25,80 20,80 25,80 0,70 48,60 0,70

2 68,30 27,00 24,40 28,30 25,40 0,50 60,40 0,70

4 45,80 32,00 23,90 33,30 25,10 0,40 67,80 0,60

8 71,50 39,80 23,30 40,80 24,80 0,20 73,50 0,50

16 59,40 46,30 25,10 47,50 24,80 0,20 78,30 0,50

Relave 492,90 100,00 23,60 100,00 24,20 0,10 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

234

Prueba: A27 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 4,8 0,5 27,3 0,6 27,3 0,3 0,5 0,3

2 4,2 1,0 28,7 1,1 27,9 0,2 0,9 0,3

4 5,2 1,5 29,8 1,8 28,6 0,2 1,3 0,2

8 6,2 2,2 30,2 2,6 29,1 0,2 1,7 0,2

16 6,4 2,9 30,0 3,5 29,3 0,2 2,1 0,2

Relave 893,6 100,0 24,4 100,0 24,5 0,3 100,0 0,3


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A28 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 33,90 3,70 33,90 5,10 33,90 2,40 22,40 2,40

2 19,40 5,80 34,50 8,00 34,10 2,10 33,60 2,30

4 22,80 8,20 35,30 11,60 34,40 1,60 44,00 2,10

8 19,70 10,30 35,10 14,70 34,60 1,30 51,10 1,90

16 21,90 12,70 33,80 17,90 34,40 1,00 56,90 1,70

Relave 808,20 100,00 22,90 100,00 24,40 0,20 100,00 0,40


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A29 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 83,20 9,00 30,70 11,40 30,70 2,00 43,10 2,00

2 42,90 13,60 30,40 17,20 30,60 1,20 56,60 1,70

4 27,20 16,60 30,60 20,90 30,60 0,90 63,20 1,60

8 35,20 20,40 30,70 25,70 30,60 0,60 69,10 1,40

16 51,50 26,00 32,00 33,00 30,90 0,60 76,80 1,20

Relave 683,80 100,00 22,00 100,00 24,30 0,10 100,00 0,40


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A30 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 69,30 7,50 29,90 9,20 29,90 2,20 39,60 2,20

2 33,30 11,10 29,30 13,50 29,70 1,40 51,60 1,90

4 29,30 14,30 29,10 17,30 29,60 1,00 58,80 1,70

8 31,20 17,60 30,50 21,50 29,70 0,80 65,30 1,50

16 33,60 21,30 32,50 26,30 30,20 0,70 71,80 1,40

Relave 727,30 100,00 22,80 100,00 24,40 0,20 100,00 0,40


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: A31 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 29,10 3,10 29,40 3,80 29,40 2,40 20,80 2,40

2 30,70 6,50 29,80 7,90 29,60 1,70 36,50 2,00

4 17,90 8,40 30,40 10,40 29,80 1,50 44,40 1,90

8 15,50 10,10 32,80 12,70 30,30 1,40 51,00 1,80

16 20,90 12,40 34,00 15,80 31,00 1,40 59,70 1,70

Relave 809,60 100,00 23,20 100,00 24,20 0,20 100,00 0,40


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

235

Prueba: A32 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 72,80 7,90 31,50 10,20 31,50 2,00 40,50 2,00

2 36,30 11,80 31,10 15,20 31,40 1,20 52,80 1,80

4 41,00 16,20 30,10 20,70 31,00 0,80 62,30 1,50

8 54,90 22,20 29,70 27,90 30,70 0,60 71,60 1,30

16 50,40 27,70 30,00 34,60 30,60 0,50 78,50 1,10

Relave 668,60 100,00 22,00 100,00 24,40 0,10 100,00 0,40


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

RESULTADOS CINÉTICOS ETAPA I

Prueba: B1 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 124,28 13,43 32,14 17,65 32,14 0,99 40,91 0,99

2 37,55 17,48 32,10 22,97 32,13 0,79 50,82 0,95

4 28,54 20,57 31,64 26,96 32,06 0,62 56,67 0,90

8 37,45 24,61 30,89 32,07 31,87 0,43 62,02 0,82

16 34,21 28,31 31,02 36,76 31,75 0,39 66,50 0,76

Relave 663,54 100,00 21,57 100,00 24,45 0,15 100,00 0,33


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: B2 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 83,02 8,97 32,23 11,81 32,23 1,27 34,71 1,27

2 31,18 12,34 32,83 16,33 32,39 1,05 45,56 1,21

4 31,94 15,79 32,09 20,86 32,33 0,73 53,29 1,10

8 34,40 19,50 31,42 25,63 32,15 0,54 59,41 1,00

16 35,46 23,33 31,73 30,59 32,08 0,46 64,81 0,91

Relave 709,78 100,00 22,15 100,00 24,47 0,15 100,00 0,33


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: B3 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 174,30 18,83 33,05 25,19 33,05 0,76 42,65 0,76

2 35,28 22,64 32,76 30,24 33,00 0,71 50,75 0,75

4 29,32 25,81 32,07 34,35 32,89 0,69 57,33 0,74

8 36,09 29,71 31,26 39,29 32,67 0,53 63,47 0,71

16 23,42 32,24 32,11 42,58 32,63 0,51 67,32 0,70

Relave 627,14 100,00 20,94 100,00 24,71 0,16 100,00 0,33


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

236

Prueba: B4 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 140,34 15,18 31,68 19,60 31,68 0,96 43,87 0,96

2 46,26 20,18 32,24 26,18 31,82 0,71 54,58 0,90

4 37,66 24,26 31,40 31,39 31,75 0,61 62,07 0,85

8 47,03 29,34 30,60 37,73 31,55 0,37 67,77 0,77

16 45,90 34,31 29,82 43,77 31,30 0,31 72,34 0,70

Relave 607,40 100,00 21,00 100,00 24,53 0,14 100,00 0,33


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: B5 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 57,04 6,16 30,32 7,55 30,32 1,44 26,85 1,44

2 24,28 8,78 31,04 10,84 30,53 1,24 36,69 1,38

4 30,07 12,03 31,00 14,91 30,66 0,94 45,89 1,26

8 44,65 16,85 30,46 20,85 30,60 0,58 54,41 1,07

16 33,10 20,43 31,16 25,36 30,70 0,52 59,99 0,97

Relave 736,81 100,00 23,20 100,00 24,73 0,17 100,00 0,33


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: B6 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 57,47 6,21 29,88 7,58 29,88 1,43 25,61 1,43

2 31,32 9,60 30,48 11,79 30,09 1,08 36,21 1,31

4 30,40 12,88 29,95 15,81 30,06 0,78 43,65 1,17

8 28,41 15,96 30,27 19,61 30,10 0,67 49,61 1,08

16 17,69 17,87 31,94 22,10 30,29 0,61 52,98 1,03

Relave 759,74 100,00 23,23 100,00 24,49 0,20 100,00 0,35


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: B7 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 198,55 21,44 32,79 28,65 32,79 0,73 46,32 0,73

2 40,83 25,85 32,62 34,51 32,76 0,66 54,92 0,72

4 19,55 27,96 33,80 37,42 32,84 0,78 59,82 0,72

8 16,26 29,71 33,24 39,80 32,86 0,70 63,47 0,72

16 42,60 34,31 30,87 45,59 32,60 0,43 69,39 0,68

Relave 608,41 100,00 20,32 100,00 24,53 0,16 100,00 0,34


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C1 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 179,18 19,54 25,75 20,82 25,75 0,74 48,61 0,74

2 68,28 26,98 24,39 28,33 25,37 0,47 60,37 0,67

4 45,84 31,98 23,87 33,26 25,14 0,44 67,76 0,63

8 71,48 39,78 23,29 40,77 24,78 0,22 73,53 0,55

16 59,41 46,26 25,10 47,50 24,82 0,22 78,32 0,50

Relave 492,87 100,00 23,61 100,00 24,17 0,12 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

237

Prueba: C2 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 154,37 16,71 29,98 20,91 29,98 0,83 45,16 0,83

2 40,76 21,12 30,01 26,44 29,99 0,66 54,64 0,79

4 34,13 24,82 29,47 30,98 29,91 0,49 60,54 0,75

8 46,31 29,83 28,36 36,92 29,65 0,33 65,92 0,68

16 42,29 34,41 27,49 42,17 29,36 0,28 70,10 0,63

Relave 605,98 100,00 21,12 100,00 23,96 0,14 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C3 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 35,03 3,83 30,41 4,75 30,41 0,56 6,72 0,56

2 13,29 5,28 31,32 6,60 30,66 0,67 9,77 0,59

4 8,73 6,24 31,87 7,84 30,85 0,81 12,18 0,62

8 16,09 8,00 32,65 10,18 31,24 0,97 17,51 0,70

16 34,45 11,76 32,69 15,20 31,71 0,83 27,26 0,74

Relave 807,21 100,00 23,57 100,00 24,53 0,26 100,00 0,32


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C4 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 17,59 1,91 28,45 2,21 28,45 0,358 2,23 0,36

2 4,45 2,40 28,59 2,78 28,48 0,474 2,98 0,38

4 3,16 2,74 28,59 3,17 28,49 0,474 3,51 0,39

8 3,61 3,13 28,59 3,63 28,50 0,474 4,12 0,40

16 18,15 5,10 31,82 6,19 29,79 0,697 8,61 0,52

Relave 873,08 100,00 24,30 100,00 24,58 0,295 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C5 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 5,68 0,62 22,70 0,57 22,70 0,302 0,62 0,30

2 1,87 0,82 23,73 0,76 22,96 0,301 0,83 0,30

4 1,30 0,96 23,73 0,90 23,07 0,301 0,97 0,30

8 1,42 1,12 23,73 1,05 23,16 0,301 1,12 0,30

16 3,02 1,45 23,73 1,36 23,29 0,301 1,45 0,30

Relave 905,41 100,00 24,71 100,00 24,69 0,3 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C6 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 24,47 2,68 26,47 2,90 26,47 0,685 5,89 0,69

2 6,11 3,35 27,61 3,66 26,70 0,826 7,67 0,71

4 6,12 4,02 28,75 4,45 27,04 0,863 9,53 0,74

8 7,02 4,78 30,54 5,41 27,60 0,79 11,48 0,75

16 6,13 5,45 31,37 6,27 28,07 0,744 13,08 0,75

Relave 864,19 100,00 24,21 100,00 24,42 0,286 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

238

Prueba: C7 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 16,99 1,86 27,73 2,11 27,73 0,488 2,87 0,49

2 2,64 2,14 27,94 2,44 27,76 0,464 3,30 0,48

4 1,37 2,29 27,94 2,62 27,77 0,464 3,52 0,48

8 1,32 2,44 27,94 2,78 27,78 0,464 3,73 0,48

16 1,99 2,66 27,94 3,03 27,79 0,464 4,05 0,48

Relave 890,99 100,00 24,26 100,00 24,35 0,311 100,00 0,32


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C8 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 2,54 0,28 25,05 0,28 25,05 0,364 0,32 0,36

2 3,68 0,68 25,05 0,69 25,05 0,364 0,79 0,36

4 5,24 1,25 25,05 1,28 25,05 0,364 1,46 0,36

8 5,27 1,82 30,79 2,00 26,86 0,466 2,32 0,40

16 4,07 2,27 30,79 2,55 27,63 0,466 2,98 0,41

Relave 896,82 100,00 24,44 100,00 24,51 0,309 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C9 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 68,27 7,35 32,49 9,81 32,49 1,219 27,59 1,22

2 31,44 10,74 33,23 14,43 32,72 1,122 39,28 1,19

4 21,30 13,03 33,57 17,59 32,87 0,928 45,84 1,14

8 28,27 16,08 33,20 21,74 32,93 0,64 51,83 1,05

16 81,34 24,84 30,38 32,66 32,03 0,388 62,30 0,81

Relave 697,74 100,00 21,83 100,00 24,36 0,163 100,00 0,32


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Series1

Series2

Series3

Prueba: C10 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 69,27 7,48 32,59 9,86 32,59 0,751 17,98 0,75

2 28,29 10,53 33,51 14,00 32,86 0,834 26,13 0,78

4 15,02 12,15 33,45 16,19 32,94 1,186 32,29 0,83

8 11,94 13,44 33,99 17,97 33,04 1,26 37,49 0,87

16 46,71 18,48 33,94 24,89 33,28 0,735 49,35 0,83

Relave 755,36 100,00 22,77 100,00 24,71 0,194 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Series1

Series2

Series3

Prueba: C11 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 33,55 3,65 31,53 4,68 31,53 0,50 5,59 0,50

2 12,43 5,00 32,80 6,49 31,87 0,72 8,57 0,56

4 10,27 6,12 34,15 8,04 32,29 0,98 11,94 0,63

8 13,64 7,60 35,27 10,17 32,87 1,30 17,90 0,76

16 28,16 10,67 36,18 14,68 33,82 1,38 30,89 0,94

Relave 820,99 100,00 23,47 100,00 24,57 0,25 100,00 0,32


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

239

Prueba: C12 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 7,23 0,79 27,11 0,87 27,11 0,36 0,94 0,36

2 2,32 1,04 24,75 1,13 26,54 0,32 1,21 0,35

4 1,09 1,16 24,75 1,25 26,35 0,32 1,34 0,35

8 0,70 1,24 24,75 1,33 26,25 0,32 1,42 0,35

16 1,69 1,42 24,75 1,51 26,06 0,32 1,62 0,34

Relave 904,72 100,00 24,42 100,00 24,44 0,3 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C13 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 5,03 0,55 26,40 0,59 26,40 0,336 0,60 0,34

2 1,58 0,72 26,40 0,77 26,40 0,336 0,79 0,34

4 0,98 0,82 26,40 0,89 26,40 0,336 0,90 0,34

8 0,95 0,93 26,40 1,00 26,40 0,336 1,02 0,34

16 1,53 1,09 26,40 1,18 26,40 0,336 1,20 0,34

Relave 910,55 100,00 24,44 100,00 24,46 0,306 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C14 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 6,33 0,69 26,58 0,75 26,58 0,389 0,86 0,39

2 2,68 0,98 26,97 1,07 26,70 0,38 1,21 0,39

4 1,31 1,12 26,97 1,23 26,73 0,38 1,39 0,39

8 0,89 1,22 26,97 1,33 26,75 0,38 1,51 0,39

16 1,56 1,39 26,97 1,52 26,78 0,38 1,71 0,38

Relave 908,56 100,00 24,37 100,00 24,40 0,31 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C15 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 14,75 1,61 28,93 1,90 28,93 0,65 3,48 0,65

2 3,65 2,01 29,13 2,38 28,97 0,66 4,36 0,65

4 1,88 2,21 29,13 2,62 28,98 0,66 4,81 0,65

8 1,49 2,37 29,13 2,81 28,99 0,66 5,17 0,65

16 3,11 2,71 29,13 3,22 29,01 0,66 5,91 0,65

Relave 892,67 100,00 24,33 100,00 24,46 0,29 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C16 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 7,45 0,81 28,78 0,96 28,78 0,41 1,11 0,41

2 1,25 0,95 28,78 1,12 28,78 0,41 1,29 0,41

4 0,60 1,01 28,78 1,20 28,78 0,41 1,38 0,41

8 0,41 1,06 28,78 1,25 28,78 0,41 1,44 0,41

16 0,86 1,15 28,78 1,37 28,78 0,41 1,57 0,41

Relave 906,30 100,00 24,25 100,00 24,30 0,3 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

240

Prueba: C17 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 8,20 0,89 28,17 1,02 28,17 0,37 1,09 0,37

2 1,57 1,06 28,17 1,21 28,17 0,37 1,30 0,37

4 0,50 1,11 28,17 1,27 28,17 0,37 1,37 0,37

8 0,52 1,17 28,17 1,34 28,17 0,37 1,44 0,37

16 0,55 1,23 28,17 1,41 28,17 0,37 1,51 0,37

Relave 909,75 100,00 24,63 100,00 24,67 0,3 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C18 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 171,14 18,78 23,05 17,62 23,05 0,5 31,68 0,50

2 80,84 27,65 23,88 26,25 23,32 0,42 44,25 0,47

4 58,36 34,05 24,60 32,66 23,56 0,44 53,75 0,47

8 63,81 41,05 24,94 39,77 23,79 0,34 61,79 0,45

16 113,81 53,54 24,39 52,17 23,93 0,2 70,21 0,39

Relave 423,49 100,00 25,28 100,00 24,56 0,19 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C19 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 206,48 22,59 26,09 24,23 26,09 0,47 34,39 0,47

2 56,93 28,82 26,26 30,96 26,13 0,45 43,47 0,47

4 38,92 33,08 27,48 35,77 26,30 0,51 50,50 0,47

8 47,34 38,26 27,99 41,73 26,53 0,44 57,89 0,47

16 100,03 49,21 26,42 53,62 26,51 0,26 67,10 0,42

Relave 464,17 100,00 22,21 100,00 24,32 0,2 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C20 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 156,76 17,01 31,19 21,82 31,19 0,41 22,44 0,41

2 53,14 22,77 31,97 29,40 31,39 0,48 31,34 0,43

4 29,95 26,02 31,92 33,67 31,45 0,51 36,68 0,44

8 18,36 28,01 31,93 36,28 31,49 0,51 39,95 0,44

16 24,49 30,67 31,92 39,77 31,53 0,5 44,22 0,45

Relave 639,07 100,00 21,12 100,00 24,31 0,25 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C21 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 6,54 0,71 24,75 0,72 24,75 0,33 0,77 0,33

2 4,35 1,18 27,27 1,25 25,76 0,38 1,36 0,35

4 4,96 1,72 27,27 1,85 26,23 0,38 2,03 0,36

8 4,52 2,21 27,27 2,40 26,46 0,38 2,64 0,36

16 40,75 6,63 30,55 7,94 29,19 0,37 8,01 0,37

Relave 861,10 100,00 24,01 100,00 24,35 0,3 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

241

Prueba: C22 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 9,75 1,05 25,93 1,14 25,93 0,37 1,30 0,37

2 3,53 1,43 29,21 1,61 26,80 0,42 1,83 0,38

4 2,79 1,73 29,21 1,98 27,22 0,42 2,25 0,39

8 6,65 2,45 29,21 2,86 27,80 0,42 3,26 0,40

16 75,18 10,56 34,33 14,55 32,82 0,38 13,54 0,38

Relave 828,75 100,00 22,77 100,00 23,83 0,29 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

40

50

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C23 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 120,40 13,17 28,41 15,62 28,41 0,71 28,27 0,71

2 61,25 19,86 29,77 23,94 28,87 0,59 40,30 0,67

4 48,29 25,14 29,95 30,54 29,10 0,51 48,50 0,64

8 51,95 30,82 28,62 37,33 29,01 0,38 55,06 0,59

16 40,16 35,22 28,34 42,53 28,92 0,37 59,98 0,56

Relave 592,46 100,00 21,25 100,00 23,95 0,20 100,00 0,33


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C24 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 196,91 21,29 29,81 25,97 29,81 0,71 47,98 0,71

2 58,41 27,61 29,39 33,57 29,71 0,48 57,73 0,65

4 38,38 31,76 29,50 38,58 29,69 0,47 63,91 0,63

8 56,02 37,81 28,19 45,57 29,45 0,31 69,91 0,58

16 50,24 43,25 27,88 51,76 29,25 0,27 74,60 0,54

Relave 524,88 100,00 20,77 100,00 24,44 0,14 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C25 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 192,15 20,79 30,38 25,90 30,38 0,73 47,94 0,73

2 55,57 26,80 29,99 33,29 30,29 0,51 57,73 0,68

4 38,00 30,91 29,64 38,29 30,21 0,50 64,30 0,66

8 59,82 37,38 28,26 45,78 29,87 0,31 70,57 0,60

16 39,13 41,62 28,49 50,73 29,73 0,29 74,47 0,56

Relave 539,68 100,00 20,58 100,00 24,39 0,14 100,00 0,32


Peso

0

10

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C26 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 189,58 20,51 30,57 25,84 30,57 0,70 46,45 0,70

2 47,78 25,68 30,74 32,38 30,60 0,59 56,32 0,68

4 32,58 29,20 31,00 36,89 30,65 0,58 62,94 0,67

8 50,71 34,69 29,44 43,54 30,46 0,36 69,28 0,62

16 47,32 39,81 28,61 49,58 30,22 0,29 74,05 0,58

Relave 556,35 100,00 20,33 100,00 24,27 0,13 100,00 0,31


Peso

0

10

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

242

Prueba: C27 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 79,44 8,56 32,09 11,31 32,09 1,10 30,11 1,10

2 29,84 11,77 32,77 15,64 32,28 1,04 40,81 1,08

4 20,89 14,02 32,94 18,69 32,38 0,87 47,07 1,04

8 31,01 17,36 32,47 23,16 32,40 0,64 53,95 0,97

16 62,11 24,05 31,29 31,78 32,09 0,42 62,91 0,81

Relave 705,00 100,00 21,82 100,00 24,29 0,15 100,00 0,31


Peso

0

10

20

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50

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C28 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 315,03 34,28 27,37 39,11 27,37 0,38 43,32 0,38

2 62,33 41,06 27,29 46,83 27,36 0,37 51,53 0,38

4 48,87 46,38 28,47 53,14 27,48 0,42 58,94 0,39

8 78,22 54,89 26,89 62,68 27,39 0,36 68,96 0,38

16 103,99 66,20 22,31 73,20 26,52 0,24 77,98 0,36

Relave 310,61 100,00 19,02 100,00 23,99 0,20 100,00 0,30


Peso

0

10

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C29 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 214,55 23,17 31,35 29,89 31,35 0,58 42,48 0,58

2 40,61 27,56 30,84 35,46 31,27 0,49 49,32 0,57

4 23,41 30,08 30,35 38,62 31,19 0,48 53,13 0,56

8 39,35 34,33 29,26 43,73 30,95 0,37 58,13 0,53

16 32,88 37,88 29,25 48,01 30,79 0,37 62,23 0,52

Relave 575,20 100,00 20,34 100,00 24,30 0,19 100,00 0,32


Peso

0

10

20

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C30 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 79,68 8,60 31,07 10,93 31,07 1,21 32,50 1,21

2 25,77 11,38 31,44 14,51 31,16 1,06 41,71 1,17

4 20,95 13,64 31,21 17,40 31,17 0,83 47,55 1,12

8 28,20 16,69 30,81 21,23 31,10 0,64 53,65 1,03

16 36,51 20,63 30,19 26,10 30,93 0,52 60,09 0,93

Relave 735,33 100,00 22,76 100,00 24,45 0,16 100,00 0,32


Peso

0

10

20

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C31 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 90,71 9,79 31,11 12,47 31,11 1,21 36,57 1,21

2 26,52 12,66 31,17 16,12 31,12 1,03 45,63 1,17

4 19,05 14,71 31,00 18,73 31,11 0,79 50,66 1,12

8 23,79 17,28 30,35 21,92 30,99 0,63 55,66 1,05

16 35,45 21,11 30,11 26,63 30,83 0,48 61,36 0,94

Relave 730,61 100,00 22,73 100,00 24,44 0,16 100,00 0,32


Peso

0

10

20

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

243

Prueba: C32 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 251,98 27,46 25,29 28,72 25,29 0,49 43,98 0,49

2 72,45 35,36 24,68 36,78 25,15 0,38 53,87 0,46

4 85,34 44,66 24,35 46,15 24,99 0,31 63,42 0,43

8 137,47 59,64 22,98 60,39 24,48 0,23 74,70 0,38

16 56,19 65,76 25,06 66,74 24,54 0,25 79,73 0,37

Relave 314,14 100,00 23,49 100,00 24,18 0,18 100,00 0,30


Peso

0

10

20

30

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C33 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 167,29 18,28 31,81 23,69 31,81 0,85 51,52 0,85

2 50,96 23,85 31,17 30,77 31,66 0,53 61,31 0,77

4 51,76 29,50 30,15 37,71 31,37 0,38 68,52 0,70

8 52,30 35,22 29,06 44,48 31,00 0,25 73,21 0,62

16 39,06 39,48 29,12 49,54 30,79 0,24 76,58 0,58

Relave 553,88 100,00 20,46 100,00 24,54 0,12 100,00 0,30


Peso

0

10

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C34 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 160,78 17,39 32,55 23,31 32,55 0,72 42,98 0,72

2 49,70 22,76 32,66 30,54 32,58 0,54 52,94 0,68

4 43,00 27,41 32,49 36,76 32,56 0,46 60,30 0,64

8 44,85 32,26 31,21 42,99 32,36 0,31 65,51 0,59

16 66,65 39,47 29,53 51,76 31,84 0,25 71,65 0,53

Relave 559,74 100,00 19,35 100,00 24,28 0,14 100,00 0,29


Peso

0

10

20

30

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70

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C35 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 7,86 0,85 27,75 0,97 27,75 0,40 1,09 0,40

2 3,78 1,26 29,21 1,46 28,22 0,43 1,65 0,41

4 4,17 1,71 29,21 2,00 28,48 0,43 2,27 0,41

8 7,02 2,47 30,48 2,95 29,10 0,52 3,54 0,45

16 12,00 3,76 30,56 4,58 29,60 0,51 5,67 0,47

Relave 890,98 100,00 24,13 100,00 24,34 0,31 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C36 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 6,33 0,68 24,97 0,70 24,97 0,36 0,82 0,36

2 2,06 0,91 28,42 0,95 25,82 0,39 1,12 0,37

4 1,52 1,07 28,42 1,14 26,22 0,39 1,34 0,37

8 2,24 1,31 28,42 1,42 26,62 0,39 1,66 0,38

16 3,93 1,74 28,42 1,92 27,06 0,39 2,22 0,38

Relave 909,71 100,00 24,49 100,00 24,53 0,30 100,00 0,30


Peso

0

10

20

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40

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

244

Prueba: C40 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 153,44 16,54 32,27 21,92 32,27 0,84 45,12 0,84

2 46,50 21,56 32,55 28,63 32,34 0,56 54,32 0,77

4 31,71 24,97 32,25 33,16 32,32 0,49 59,77 0,73

8 25,13 27,68 31,97 36,71 32,29 0,39 63,18 0,70

16 22,73 30,13 32,37 39,97 32,30 0,42 66,50 0,68

Relave 648,04 100,00 20,92 100,00 24,35 0,15 100,00 0,31


Peso

0

10

20

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C44 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 154,54 16,65 32,17 21,98 32,17 0,85 46,17 0,85

2 39,17 20,87 32,29 27,57 32,19 0,52 53,31 0,78

4 32,20 24,34 31,93 32,11 32,16 0,47 58,60 0,74

8 26,12 27,16 31,54 35,75 32,09 0,38 62,06 0,70

16 16,16 28,90 32,51 38,07 32,12 0,48 64,79 0,69

Relave 659,89 100,00 21,23 100,00 24,38 0,15 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

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50

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C49 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 215,34 23,16 31,34 30,17 31,34 0,63 47,10 0,63

2 60,93 29,71 30,46 38,47 31,15 0,44 56,40 0,59

4 48,28 34,91 29,98 44,94 30,97 0,38 62,76 0,56

8 52,46 40,55 28,22 51,55 30,59 0,28 67,80 0,52

16 45,87 45,48 27,51 57,20 30,26 0,27 72,02 0,49

Relave 506,89 100,00 18,89 100,00 24,06 0,16 100,00 0,31


Peso

0

10

20

30

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100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C50 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 161,26 17,38 31,37 22,34 31,37 0,87 48,58 0,87

2 46,49 22,39 31,55 28,82 31,41 0,68 59,57 0,83

4 40,60 26,77 31,00 34,38 31,34 0,52 66,95 0,78

8 58,09 33,03 29,37 41,92 30,97 0,30 72,89 0,69

16 38,34 37,16 29,14 46,85 30,77 0,29 76,76 0,64

Relave 583,01 100,00 20,64 100,00 24,40 0,12 100,00 0,31


Peso

0

10

20

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

Prueba: C51 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 57,74 6,27 30,72 7,89 30,72 1,41 26,83 1,41

2 22,02 8,66 31,40 10,96 30,91 1,28 36,14 1,37

4 21,85 11,03 31,47 14,02 31,03 1,00 43,37 1,29

8 32,16 14,52 30,47 18,38 30,89 0,72 50,97 1,16

16 60,58 21,10 29,38 26,30 30,42 0,49 60,68 0,95

Relave 726,88 100,00 22,80 100,00 24,41 0,16 100,00 0,33


Peso

0

10

20

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50

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70

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90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

245

Prueba: C52 Cu As



[min] [g] [%] [%] [%] [%] [%] [%] [%]

1 71,37 7,72 30,55 9,27 30,55 1,22 29,15 1,22

2 30,76 11,05 30,85 13,31 30,64 1,01 39,54 1,16

4 27,81 14,06 30,44 16,91 30,60 0,82 47,15 1,09

8 49,85 19,45 28,79 23,01 30,10 0,50 55,48 0,92

16 57,08 25,63 27,44 29,68 29,46 0,39 62,83 0,79

Relave 687,49 100,00 24,05 100,00 25,44 0,16 100,00 0,32


Peso

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Rec

uper

ació

n [%

]

Tiempo [min]

Rec As

Rec Cu

Rec Peso

246

ANEXO M

PARÁMETROS CINETICOS

247

Prueba

Rinf kCu R2 Rinfinito kAs R2 Rinf kPeso R2 Rinf kCu R2 Rinfinito kAs R2 Rinf kPeso R2

[%] [1/min] [%] [1/min] [%] [1/min] [%] [1/min] [% ] [1/min] [%] [1/min]

A1 2,91 0,04 0,98 6,00 0,10 0,85 20,12 0,01 1,00 2,95 0,08 0,97 7,20 0,00 0,96 20,12 0,02 1,00

A2 6,33 0,21 0,99 19,09 0,15 0,99 5,43 0,20 0,98 7,21 0,41 0,99 20,28 0,41 0,99 6,21 0,38 0,99

A3 15,90 0,05 1,00 42,39 0,07 1,00 22,24 0,03 1,00 20,28 0,08 1,00 54,22 0,11 1,00 28,89 0,04 1,00

A4 24,48 0,21 0,95 66,32 0,21 0,99 26,29 0,18 0,96 27,79 0,41 0,95 68,28 0,77 0,95 30,33 0,35 0,96

A5 12,92 0,08 1,00 33,16 0,12 1,00 10,24 0,08 0,99 15,95 0,14 1,00 36,62 0,25 1,00 12,69 0,13 1,00

A6 13,59 0,18 0,99 39,18 0,19 1,00 12,15 0,17 0,99 15,78 0,33 1,00 42,59 0,49 0,99 14,20 0,31 1,00

A7 12,25 0,18 0,99 39,16 0,19 0,99 10,49 0,17 0,99 14,24 0,33 1,00 42,54 0,48 0,99 12,27 0,30 1,00

A8 10,40 0,16 1,00 31,69 0,18 1,00 8,77 0,16 1,00 12,22 0,29 1,00 34,95 0,41 1,00 10,33 0,29 1,00

A9 16,81 0,16 0,99 45,16 0,19 0,98 15,70 0,14 0,99 19,73 0,28 0,99 47,81 0,54 0,98 18,60 0,25 0,99

A10 9,17 0,15 1,00 27,64 0,17 1,00 7,37 0,15 1,00 10,82 0,27 1,00 30,75 0,38 1,00 8,69 0,28 1,00

A11 10,52 0,08 1,00 29,40 0,08 1,00 8,27 0,08 1,00 12,60 0,13 1,00 33,96 0,15 1,00 10,27 0,13 1,00

A12 19,33 0,08 1,00 48,80 0,16 1,00 19,20 0,07 0,99 23,97 0,14 1,00 54,41 0,34 1,00 24,09 0,11 1,00

A13 10,24 0,07 1,00 31,61 0,08 1,00 8,58 0,08 1,00 12,79 0,12 1,00 35,22 0,17 1,00 10,70 0,12 1,00

A14 30,43 0,27 0,88 70,83 0,24 0,97 31,78 0,24 0,90 33,58 0,59 0,89 70,51 1,22 0,92 35,53 0,49 0,90

A15 13,79 0,14 0,99 44,20 0,20 0,99 12,66 0,13 0,99 16,31 0,26 0,99 47,10 0,58 0,99 15,08 0,24 0,99

A16 23,77 0,06 0,98 60,22 0,10 0,99 34,41 0,03 0,98 29,71 0,10 0,98 60,86 0,27 0,98 43,95 0,05 0,98

A17 41,02 0,06 0,97 73,34 0,14 0,99 71,64 0,03 0,98 51,07 0,10 0,97 75,68 0,41 0,97 91,81 0,05 0,98

A18 39,20 0,22 0,89 76,99 0,23 0,98 40,10 0,20 0,91 44,03 0,45 0,89 77,61 0,99 0,94 45,51 0,39 0,91

A19 63,09 0,07 0,98 81,23 0,18 0,99 76,50 0,05 0,98 78,60 0,11 0,98 84,99 0,53 0,97 96,60 0,08 0,98

A20 32,55 0,07 0,99 64,59 0,16 1,00 46,40 0,04 0,99 40,87 0,11 0,99 74,11 0,31 0,99 59,70 0,06 0,99

A21 33,44 0,33 0,84 68,78 0,27 0,96 33,61 0,30 0,85 36,45 0,76 0,86 69,11 1,50 0,91 36,83 0,68 0,87

A22 31,23 0,25 0,90 71,29 0,27 0,98 32,85 0,24 0,91 34,71 0,54 0,90 72,54 1,23 0,94 36,79 0,49 0,92

A23 28,94 0,24 0,87 67,17 0,22 0,96 30,32 0,22 0,89 32,25 0,51 0,88 66,65 1,09 0,91 34,18 0,44 0,89

A24 47,26 0,17 0,97 76,67 0,26 0,98 50,37 0,17 0,98 54,63 0,33 0,97 79,05 1,03 0,98 58,44 0,32 0,98

A25 46,88 0,32 0,96 78,65 0,34 0,98 45,82 0,32 0,97 51,18 0,73 0,97 80,60 1,75 0,99 50,16 0,70 0,97

A26 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

A27 3,78 0,16 1,00 1,97 13,12 0,47 3,12 0,16 1,00 4,46 0,28 1,00 2,48 0,40 1,00 3,66 0,30 1,00

A28 18,09 0,24 0,99 57,67 0,27 0,99 12,81 0,24 0,99 20,34 0,49 1,00 60,87 0,88 1,00 14,39 0,49 0,99

A29 32,81 0,24 0,96 77,73 0,27 0,96 25,78 0,24 0,96 36,70 0,50 0,97 78,81 1,36 0,97 28,79 0,51 0,97

A30 26,21 0,26 0,98 72,52 0,29 0,98 21,16 0,28 0,98 29,15 0,56 0,98 74,37 1,31 0,98 23,44 0,59 0,99

A31 15,90 0,24 0,97 61,49 0,22 0,95 12,32 0,26 0,97 17,85 0,49 0,98 63,82 0,76 0,98 13,73 0,54 0,98

A32 35,31 0,22 0,99 79,28 0,29 0,99 28,29 0,22 0,99 40,07 0,44 0,99 82,40 1,13 0,98 32,22 0,42 0,99

A33 45,47 0,40 0,97 75,92 0,37 0,98 34,90 0,39 0,97 48,94 0,95 0,98 78,03 1,86 0,99 37,63 0,92 0,98

Modelo Cinético Garcia Zúñiga Modelo Cinético KlimpelCu As Peso Cu As Peso

248

Prueba

Rinf kCu R2 Rinfinito kAs R2 Rinf kPeso R2 Rinf kCu R2 Rinfinito kAs R2 Rinf kPeso R2

[%] [1/min] [%] [1/min] [%] [1/min] [%] [1/min] [% ] [1/min] [%] [1/min]

B1 36,07 0,37 0,95 66,84 0,33 0,98 27,80 0,36 0,95 39,01 0,86 0,97 68,48 1,65 0,98 30,12 0,84 0,97

B2 30,29 0,29 0,98 65,34 0,30 0,98 23,12 0,29 0,98 33,40 0,63 0,98 67,43 1,29 0,99 25,53 0,62 0,98

B3 41,87 0,51 0,94 67,57 0,35 0,99 31,73 0,49 0,94 44,32 1,31 0,96 69,56 1,66 0,97 33,63 1,26 0,96

B4 43,04 0,34 0,96 72,67 0,34 0,98 33,75 0,33 0,96 46,81 0,78 0,97 74,64 1,65 0,99 36,80 0,75 0,97

B5 25,91 0,22 0,99 60,62 0,28 1,00 20,86 0,23 0,99 29,45 0,44 0,99 63,94 0,93 0,99 23,69 0,44 0,99

B6 22,06 0,32 0,99 53,23 0,34 0,99 17,84 0,33 0,99 24,17 0,70 1,00 55,66 1,23 1,00 19,51 0,72 1,00

B7 42,45 0,63 0,85 70,00 0,30 0,96 31,75 0,62 0,84 45,31 1,56 0,91 70,12 1,89 0,96 33,95 1,53 0,90

C1 46,88 0,32 0,96 78,69 0,34 0,98 45,82 0,32 0,97 51,18 0,73 0,97 80,60 1,75 0,99 50,16 0,70 0,97

C2 41,37 0,38 0,95 70,37 0,34 0,98 33,76 0,36 0,95 44,68 0,88 0,96 72,05 1,80 0,98 36,59 0,83 0,96

C3 15,98 0,16 0,94 39,66 0,07 0,99 12,18 0,17 0,94 18,58 0,29 0,94 37,85 0,20 0,97 14,06 0,31 0,94

C4 6,40 0,13 0,86 180,61 0,00 0,95 5,08 0,15 0,86 7,24 0,26 0,85 19,01 0,08 0,92 5,69 0,31 0,85

C5 1,32 0,27 0,92 1,59 0,15 0,97 1,39 0,28 0,92 1,45 0,59 0,93 1,53 0,62 0,93 1,53 0,62 0,93

C6 6,17 0,34 0,96 13,32 0,25 0,99 5,35 0,38 0,95 6,72 0,77 0,97 14,01 0,81 0,98 5,79 0,88 0,97

C7 2,91 0,74 0,87 4,08 0,31 0,96 2,55 0,74 0,87 3,06 2,00 0,94 4,08 2,10 0,94 2,68 2,01 0,94

C8 2,83 0,15 1,00 3,20 0,16 1,00 2,43 0,17 1,00 3,37 0,26 1,00 3,98 0,25 1,00 2,85 0,31 1,00

C9 34,16 0,16 0,94 64,94 0,20 0,96 26,37 0,14 0,94 39,44 0,29 0,94 65,02 0,82 0,96 30,61 0,27 0,94

C10 23,52 0,24 0,89 54,76 0,14 0,97 17,37 0,24 0,89 25,66 0,54 0,90 53,44 0,52 0,95 18,91 0,57 0,89

C11 15,14 0,17 0,95 63,34 0,04 0,99 10,77 0,19 0,94 17,39 0,33 0,95 54,70 0,12 0,98 12,24 0,38 0,94

C12 1,42 0,59 0,91 1,63 0,26 0,93 1,33 0,55 0,91 1,52 1,44 0,95 1,62 1,47 0,95 1,43 1,34 0,95

C13 1,13 0,39 0,93 1,23 0,21 0,97 1,05 0,39 0,93 1,22 0,95 0,95 1,24 0,95 0,95 1,13 0,95 0,95

C14 1,46 0,47 0,95 1,75 0,24 0,94 1,33 0,47 0,95 1,56 1,16 0,97 1,76 1,19 0,97 1,42 1,17 0,97

C15 3,03 0,56 0,89 6,01 0,25 0,95 2,55 0,57 0,89 3,24 1,40 0,94 5,95 1,39 0,94 2,73 1,41 0,94

C16 1,30 0,85 0,88 1,59 0,29 0,94 1,10 0,85 0,88 1,37 2,24 0,95 1,57 2,24 0,95 1,15 2,24 0,95

C17 1,38 0,85 0,93 1,53 0,35 0,94 1,20 0,84 0,93 1,43 2,61 0,98 1,54 2,60 0,98 1,25 2,60 0,98

C18 51,91 0,23 0,96 71,49 0,25 0,98 52,95 0,24 0,95 58,19 0,47 0,96 74,14 0,93 0,99 59,12 0,50 0,96

C19 51,34 0,29 0,90 68,74 0,23 0,98 46,86 0,29 0,90 56,33 0,65 0,92 69,97 0,96 0,96 51,31 0,67 0,91

C20 38,56 0,57 0,96 44,70 0,28 0,96 29,73 0,57 0,96 40,89 1,45 0,99 45,74 1,27 0,99 31,51 1,48 0,99

C21 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C22 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C23 42,26 0,33 0,99 60,46 0,30 0,98 34,98 0,32 0,98 46,18 0,73 0,99 63,06 1,14 0,99 38,25 0,72 0,99

C24 50,75 0,39 0,95 74,94 0,34 0,98 42,43 0,37 0,95 54,66 0,92 0,96 76,71 1,74 0,97 45,83 0,88 0,96

C25 50,07 0,40 0,95 74,70 0,36 0,99 41,12 0,39 0,96 53,72 0,97 0,97 76,75 1,80 0,98 44,25 0,92 0,97

C26 48,51 0,39 0,94 74,41 0,33 0,98 38,94 0,38 0,93 52,20 0,94 0,95 76,34 1,65 0,98 42,01 0,90 0,95

C27 31,76 0,21 0,94 64,70 0,22 0,97 24,07 0,20 0,94 35,89 0,42 0,94 65,87 0,91 0,96 27,23 0,41 0,94

C28 70,98 0,38 0,91 79,33 0,25 0,98 63,80 0,35 0,89 76,66 0,90 0,93 81,55 1,03 0,94 69,32 0,80 0,91

C29 46,86 0,51 0,90 62,54 0,33 0,97 36,98 0,49 0,91 49,58 1,34 0,94 63,70 1,82 0,95 39,22 1,27 0,94

C30 25,63 0,29 0,95 60,97 0,27 0,98 20,26 0,28 0,95 28,26 0,62 0,96 62,40 1,16 0,97 22,37 0,61 0,96

C31 25,74 0,33 0,93 62,01 0,28 0,97 20,41 0,32 0,93 28,06 0,76 0,94 63,01 1,43 0,97 22,28 0,73 0,94

C32 66,71 0,33 0,97 80,10 0,34 0,99 65,89 0,32 0,97 72,87 0,72 0,97 83,88 1,19 0,97 72,22 0,69 0,97

C33 48,86 0,40 0,97 76,74 0,38 0,99 38,98 0,38 0,97 52,57 0,95 0,98 78,54 2,16 0,99 42,11 0,88 0,98

C34 50,25 0,33 0,95 72,28 0,30 0,98 38,32 0,31 0,94 54,80 0,75 0,96 73,55 1,52 0,98 41,94 0,70 0,96

C35 5,46 0,11 0,98 8,88 0,06 1,00 4,35 0,12 0,98 6,60 0,19 0,98 8,94 0,15 0,99 5,22 0,21 0,98

C36 1,91 0,22 0,94 2,51 0,13 0,98 1,71 0,24 0,93 2,15 0,44 0,95 2,48 0,45 0,94 1,91 0,49 0,94

C37 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C38 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C39 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C40 39,14 0,52 0,97 66,68 0,37 0,97 29,51 0,52 0,97 41,47 1,35 0,99 67,91 2,26 0,99 31,27 1,35 0,99

C41 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C42 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C43 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C44 37,58 0,56 0,97 64,91 0,39 0,99 28,54 0,56 0,97 39,56 1,48 0,99 66,18 2,43 0,98 30,04 1,47 0,99

C45 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C46 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C47 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C48 ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ---- ----

C49 56,06 0,45 0,96 72,29 0,35 0,98 44,58 0,42 0,96 59,87 1,11 0,97 73,90 1,88 0,98 47,82 1,01 0,97

C50 46,35 0,37 0,96 77,00 0,37 0,99 36,80 0,36 0,96 50,06 0,87 0,97 79,09 1,84 0,99 39,88 0,82 0,97

C51 27,51 0,17 0,96 62,97 0,21 0,98 22,26 0,16 0,96 31,85 0,31 0,96 64,47 0,76 0,97 25,86 0,30 0,96

C52 30,37 0,21 0,98 63,96 0,25 0,99 26,50 0,19 0,98 34,68 0,40 0,98 66,64 0,90 0,98 30,49 0,36 0,98

Modelo Cinético Garcia Zúñiga Modelo Cinético KlimpelCu As Peso Cu As Peso

249

ANEXO N

EFICIENCIA DE SEPARACIÓN EN RESULTADOS PRUEBAS CINÉ TICAS

250

EFICIENCIA DE SEPARACIÓN EN RESULTADOS PRUEBAS CINÉ TICAS ETAPA I

Prueba: A1

Tiempo Rec Acum Rec Acum Eficiencia

Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,0 0,2 -0,4

2 0,0 0,2 -0,4

4 0,0 0,6 -1,3

8 1,7 1,3 0,8

16 5,5 2,9 5,4

Prueba: A2


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 4,9 1,5 7,1

2 7,4 2,4 10,4

4 10,5 3,5 14,6

8 13,5 4,5 18,8

16 17,4 5,8 24,2 Prueba: A3


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 2,8 0,8 4,2

2 5,7 1,5 8,8

4 9,8 2,6 15,0

8 17,8 4,8 27,1

16 28,2 8,1 41,9

Prueba: A4


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 30,4 8,1 46,5

2 38,2 10,3 58,1

4 45,2 12,7 67,7

8 54,3 16,9 77,9

16 64,1 22,8 86,0 Prueba: A5


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 5,5 1,2 9,0

2 9,2 2,1 14,8

4 13,9 3,5 21,7

8 20,1 5,4 30,6

16 28,0 8,9 39,8

Prueba: A6


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 11,0 2,6 17,5

2 17,0 4,3 26,5

4 23,5 6,4 35,6

8 30,9 9,1 45,4

16 37,4 12,0 52,9 Prueba: A7


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 9,9 2,2 16,0

2 17,1 3,8 27,7

4 23,8 5,7 37,7

8 30,7 8,0 47,3

16 37,3 10,7 55,4

Prueba: A8


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 6,9 1,6 11,0

2 12,1 3,0 19,0

4 18,1 4,5 28,3

8 24,0 6,7 36,0

16 29,8 8,9 43,5 Prueba: A9


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 14,0 3,1 22,7

2 23,1 5,2 37,3

4 27,9 7,2 43,1

8 35,1 10,3 51,7

16 42,9 14,5 59,2

Prueba: A10


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 5,6 1,3 9,0

2 10,1 2,5 15,8

4 15,0 3,9 23,1

8 20,6 5,7 31,0

16 25,8 7,7 37,7 Prueba: A11


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 2,7 0,9 3,8

2 5,0 1,5 7,3

4 8,3 2,5 12,1

8 13,9 4,3 20,0

16 21,0 6,7 29,8

Prueba: A12


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 9,5 1,4 16,9

2 16,7 2,8 29,0

4 24,8 5,0 41,3

8 34,8 8,6 54,6

16 44,8 13,4 65,4 Prueba: A13


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 3,4 0,7 5,6

2 6,2 1,4 10,0

4 10,1 2,5 15,8

8 15,5 4,1 23,8

16 23,4 6,6 35,0

Prueba: A14


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 40,8 13,9 56,0

2 48,8 17,0 66,3

4 54,3 19,2 73,1

8 60,2 23,1 77,3

16 69,2 30,7 80,2

251

Prueba: A15


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 14,0 2,1 24,8

2 21,2 3,6 36,7

4 28,8 5,7 48,1

8 35,6 8,2 57,1

16 42,5 11,6 64,4

Prueba: A16


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 11,4 2,3 19,0

2 18,0 3,7 29,8

4 24,6 5,1 40,6

8 32,9 7,4 53,1

16 47,8 13,9 70,6 Prueba: A17


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 21,2 4,8 34,2

2 30,9 7,0 49,8

4 38,7 9,1 61,7

8 49,9 13,3 76,3

16 65,8 25,4 84,2

Prueba: A18


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 40,5 15,8 51,5

2 49,4 18,9 63,5

4 56,3 21,9 71,7

8 64,4 27,5 76,9

16 74,9 38,8 75,2 Prueba: A19


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 27,6 7,6 41,7

2 39,9 10,8 60,6

4 48,9 14,3 72,1

8 61,6 21,9 82,7

16 76,5 40,6 74,8

Prueba: A20


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 14,1 3,2 22,7

2 21,2 4,7 34,4

4 30,3 6,6 49,4

8 46,5 12,6 70,6

16 59,5 20,5 81,3 Prueba: A21


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 44,5 17,7 55,8

2 51,1 20,8 63,1

4 55,4 22,9 67,7

8 61,1 27,0 71,0

16 67,9 34,3 70,0

Prueba: A22


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 41,6 13,4 58,8

2 49,9 16,3 70,0

4 55,5 18,7 76,7

8 62,7 23,2 82,3

16 70,3 30,9 82,1 Prueba: A23


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 37,5 12,5 52,1

2 44,8 15,3 61,5

4 49,5 17,1 67,5

8 55,8 20,9 72,7

16 65,2 28,8 75,8

Prueba: A24


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 37,9 12,9 52,1

2 49,7 17,9 66,3

4 58,4 23,1 73,5

8 66,9 31,4 74,0

16 75,4 44,3 64,8 Prueba: A25


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 48,6 19,9 59,8

2 60,4 27,3 69,0

4 67,8 32,1 74,4

8 73,5 39,7 70,4

16 78,3 46,5 66,3

Prueba: A27


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,5 0,6 -0,2

2 0,9 1,1 -0,5

4 1,3 1,8 -1,2

8 1,7 2,7 -2,0

16 2,1 3,5 -3,0 Prueba: A28


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 22,4 4,4 37,5

2 33,6 7,0 55,4

4 44,0 10,2 70,4

8 51,1 13,1 79,2

16 56,9 16,3 84,6

Prueba: A29


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 43,1 9,9 69,2

2 56,6 15,4 85,8

4 63,2 19,0 92,1

8 69,1 23,7 94,6

16 76,8 31,0 95,4 Prueba: A30


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 39,6 7,8 66,3

2 51,6 11,8 82,9

4 58,8 15,4 90,4

8 65,3 19,5 95,4

16 71,8 24,3 99,0

Prueba: A31


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 20,8 3,2 36,7

2 36,5 6,8 61,9

4 44,4 9,0 73,8

8 51,0 11,1 83,1

16 59,7 14,1 95,0

252

Prueba: A32


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 40,5 8,9 65,8

2 52,8 13,6 81,7

4 62,3 18,9 90,4

8 71,6 26,1 94,8

16 78,5 32,8 95,2

EFICIENCIA DE SEPARACIÓN EN RESULTADOS PRUEBAS CINÉ TICAS ETAPA II

Prueba: B1


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 40,91 16,83 50,2

2 50,82 22,00 60,0

4 56,67 25,92 64,1

8 62,02 31,03 64,6

16 66,50 35,72 64,1

Prueba: B2


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 34,71 11,01 49,4

2 45,56 15,30 63,0

4 53,29 19,72 69,9

8 59,41 24,44 72,9

16 64,81 29,39 73,8 Prueba: B3


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 42,65 24,57 37,7

2 50,75 29,51 44,2

4 57,33 33,54 49,6

8 63,47 38,43 52,2

16 67,32 41,70 53,4

Prueba: B4


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 43,87 18,73 52,4

2 54,58 25,16 61,3

4 62,07 30,29 66,2

8 67,77 36,66 64,8

16 72,34 42,75 61,7 Prueba: B5


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 26,85 6,87 41,6

2 36,69 9,93 55,8

4 45,89 13,82 66,8

8 54,41 19,67 72,4

16 59,99 24,14 74,7

Prueba: B6


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 25,61 6,91 39,0

2 36,21 10,88 52,8

4 43,65 14,77 60,2

8 49,61 18,49 64,8

16 52,98 20,95 66,7 Prueba: B7


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 46,32 28,01 38,1

2 54,92 33,78 44,1

4 59,82 36,61 48,3

8 63,47 38,94 51,1

16 69,39 44,73 51,4

Prueba: C1


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 48,61 19,92 59,8

2 60,37 27,29 68,9

4 67,76 32,15 74,2

8 73,53 39,72 70,4

16 78,32 46,51 66,3

Prueba: C2


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 45,16 20,09 52,2

2 54,64 25,49 60,7

4 60,54 29,99 63,6

8 65,92 35,94 62,5

16 70,10 41,23 60,1 Prueba: C3


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 6,72 4,68 4,3

2 9,77 6,49 6,8

4 12,18 7,69 9,4

8 17,51 9,93 15,8

16 27,26 14,79 26,0

Prueba: C4


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 2,23 2,21 0,0

2 2,98 2,77 0,4

4 3,51 3,16 0,7

8 4,12 3,62 1,1

16 8,61 6,11 5,2

253

Prueba: C5


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,62 0,57 0,1

2 0,83 0,76 0,1

4 0,97 0,90 0,1

8 1,12 1,05 0,2

16 1,45 1,36 0,2

Prueba: C6


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 5,89 2,80 6,4

2 7,67 3,52 8,6

4 9,53 4,28 10,9

8 11,48 5,20 13,1

16 13,08 6,04 14,7 Prueba: C7


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 2,87 2,09 1,6

2 3,30 2,42 1,8

4 3,52 2,59 1,9

8 3,73 2,75 2,0

16 4,05 3,00 2,2

Prueba: C8


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,32 0,28 0,1

2 0,79 0,69 0,2

4 1,46 1,27 0,4

8 2,32 1,99 0,7

16 2,98 2,54 0,9 Prueba: C9


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 27,59 9,18 38,3

2 39,28 13,55 53,6

4 45,84 16,59 60,9

8 51,83 20,68 64,9

16 62,30 31,62 63,9

Prueba: C10


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 17,98 9,59 17,5

2 26,13 13,60 26,1

4 32,29 15,66 34,6

8 37,49 17,32 42,0

16 49,35 24,08 52,7 Prueba: C11


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 5,59 4,65 2,0

2 8,57 6,42 4,5

4 11,94 7,91 8,4

8 17,90 9,90 16,7

16 30,89 14,12 34,9

Prueba: C12


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,94 0,87 0,1

2 1,21 1,13 0,2

4 1,34 1,25 0,2

8 1,42 1,32 0,2

16 1,62 1,51 0,2 Prueba: C13


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,60 0,59 0,0

2 0,79 0,77 0,0

4 0,90 0,89 0,0

8 1,02 1,00 0,0

16 1,20 1,18 0,0

Prueba: C14


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,86 0,74 0,2

2 1,21 1,06 0,3

4 1,39 1,22 0,3

8 1,51 1,33 0,4

16 1,71 1,51 0,4 Prueba: C15


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 3,48 1,85 3,4

2 4,36 2,31 4,3

4 4,81 2,55 4,7

8 5,17 2,74 5,1

16 5,91 3,13 5,8

Prueba: C16


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 1,11 0,96 0,3

2 1,29 1,12 0,4

4 1,38 1,20 0,4

8 1,44 1,25 0,4

16 1,57 1,36 0,4 Prueba: C17


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 1,09 1,01 0,2

2 1,30 1,21 0,2

4 1,37 1,27 0,2

8 1,44 1,33 0,2

16 1,51 1,40 0,2

Prueba: C18


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 31,68 17,18 30,2

2 44,25 25,68 38,7

4 53,75 31,99 45,3

8 61,79 39,07 47,3

16 70,21 51,60 38,8 Prueba: C19


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 34,39 23,90 21,9

2 43,47 30,54 26,9

4 50,50 35,28 31,7

8 57,89 41,19 34,8

16 67,10 53,17 29,0

Prueba: C20


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 22,44 21,80 1,3

2 31,34 29,33 4,2

4 36,68 33,56 6,5

8 39,95 36,16 7,9

16 44,22 39,62 9,6

254

Prueba: C21


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,77 0,72 0,1

2 1,36 1,25 0,2

4 2,03 1,85 0,4

8 2,64 2,39 0,5

16 8,01 7,94 0,1

Prueba: C22


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 1,30 1,14 0,3

2 1,83 1,60 0,5

4 2,25 1,97 0,6

8 3,26 2,85 0,9

16 13,54 14,58 -2,2 Prueba: C23


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 28,27 15,16 27,3

2 40,30 23,35 35,3

4 48,50 29,89 38,8

8 55,06 36,69 38,3

16 59,98 41,89 37,7

Prueba: C24


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 47,98 25,23 47,4

2 57,73 32,75 52,0

4 63,91 37,72 54,6

8 69,91 44,75 52,4

16 74,60 50,99 49,2 Prueba: C25


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 47,94 25,14 47,5

2 57,73 32,46 52,7

4 64,30 37,40 56,0

8 70,57 44,94 53,4

16 74,47 49,92 51,2

Prueba: C26


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 46,45 25,14 44,4

2 56,32 31,58 51,5

4 62,94 36,01 56,1

8 69,28 42,67 55,4

16 74,05 48,75 52,7 Prueba: C27


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 30,11 10,67 40,5

2 40,81 14,79 54,2

4 47,07 17,74 61,1

8 53,95 22,12 66,3

16 62,91 30,73 67,0

Prueba: C28


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 43,32 38,97 9,1

2 51,53 46,67 10,1

4 58,94 52,94 12,5

8 68,96 62,47 13,5

16 77,98 73,04 10,3 Prueba: C29


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 42,48 29,46 27,1

2 49,32 34,98 29,9

4 53,13 38,12 31,3

8 58,13 43,24 31,0

16 62,23 47,52 30,7

Prueba: C30


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 32,50 10,19 46,5

2 41,71 13,57 58,6

4 47,55 16,36 65,0

8 53,65 20,12 69,9

16 60,09 24,93 73,2 Prueba: C31


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 36,57 11,62 52,0

2 45,63 15,09 63,6

4 50,66 17,61 68,9

8 55,66 20,74 72,8

16 61,36 25,42 74,9

Prueba: C32


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 43,98 28,22 32,8

2 53,87 36,22 36,8

4 63,42 45,58 37,2

8 74,70 59,92 30,8

16 79,73 66,31 28,0 Prueba: C33


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 51,52 22,80 59,8

2 61,31 29,79 65,7

4 68,52 36,73 66,2

8 73,21 43,56 61,8

16 76,58 48,68 58,1

Prueba: C34


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 42,98 22,69 42,3

2 52,94 29,83 48,1

4 60,30 36,02 50,6

8 65,51 42,28 48,4

16 71,65 51,13 42,7 Prueba: C35


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 1,09 0,96 0,3

2 1,65 1,45 0,4

4 2,27 1,99 0,6

8 3,54 2,93 1,3

16 5,67 4,54 2,4

Prueba: C36


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 0,82 0,69 0,3

2 1,12 0,95 0,4

4 1,34 1,14 0,4

8 1,66 1,42 0,5

16 2,22 1,91 0,6

255

Prueba: C40


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 45,12 21,16 49,9

2 54,32 27,78 55,3

4 59,77 32,27 57,3

8 63,18 35,84 57,0

16 66,50 39,09 57,1

Prueba: C44


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 46,17 21,17 52,1

2 53,31 26,71 55,4

4 58,60 31,23 57,0

8 62,06 34,88 56,6

16 64,79 37,19 57,5 Prueba: C49


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 47,10 29,60 36,5

2 56,40 37,86 38,6

4 62,76 44,33 38,4

8 67,80 51,00 35,0

16 72,02 56,69 31,9

Prueba: C50


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 48,58 21,46 56,5

2 59,57 27,79 66,2

4 66,95 33,29 70,1

8 72,89 40,88 66,7

16 76,76 45,85 64,4 Prueba: C51


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 26,83 7,22 40,9

2 36,14 10,07 54,3

4 43,37 12,98 63,3

8 50,97 17,22 70,3

16 60,68 25,07 74,2

Prueba: C52


Enarg Sulf Cu

[min] [%] [%] [%]

1 29,15 8,61 42,8

2 39,54 12,43 56,5

4 47,15 15,90 65,1

8 55,48 21,93 69,9

16 62,83 28,56 71,4

256

ANEXO O

EFECTO DE LAS VARIABLES ESTUDIADAS EN LA EFICIENCIA DE SEPARACIÓN

257

Los resultados presentados en el capítulo de Resultados se exponen a continuación

ordenados según la variable en estudio, a fin de estudiar su efecto en la eficiencia de

separación.

a. Etapa I: Campaña exploratoria

Flujo de aire

En la siguiente figura se grafican las recuperaciones de enargita, otros sulfuros de Cu y

en peso, junto con la eficiencia de separación. Las pruebas consideradas son A12, A15,

A3, A13, A11 y A12, ordenadas en forma creciente según el flujo de aire (ver Tabla 8).

Se observa que la eficiencia tiene la misma tendencia que las otras variables, es decir,

al aumentar el flujo de aire, la eficiencia decrece (ver Figura O1).

Porcentaje de sólidos en peso (Cp)

A continuación se presenta la eficiencia de separación en función de Cp. Las pruebas

consideradas son A7, A 11 y A16 (ver Tabla 8) en las cuales el Cp de trabajo es 14,2%,

17,4% y 20,2% respectivamente. Se observa que las recuperaciones y la eficiencia

tienen la misma tendencia (ver Figura O2).

258

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1,0

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Jg [cm/s]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia Figura O1: Eficiencia de separación en función del flujo de aire. Etapa I.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

14 15 16 17 18 19 20 21

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Cp [%]

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia Figura O2 : Eficiencia de separación en función de Cp. Etapa I.

259

pH

Se estudia el efecto del pH en la eficiencia de separación, a partir de los datos

obtenidos en la Campaña Exploratoria. Las pruebas consideradas con A9, A11 y A8

(ver Tabla 8), en las cuales el pH es de 8, 9 y 19 respectivamente. Se observa que las

recuperaciones y la eficiencia tienen la misma tendencia, presentándose el máximo de

estas variables a pH 8 (ver Figura O3).

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

8 9 10

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

pH

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia Figura O3: Eficiencia de separación en función de p H. Etapa I.

Dosis de reactivos

En la Figura O4 se grafica la eficiencia en función de la fórmula de reactivos usada en

las pruebas de la Campaña Exploratoria. Las pruebas consideradas son A1, A10 y A11

260

(ver Tabla 8) las que utilizan las dosis de reactivo N° 1, 2 y 3 respectivamente. Se

observa que el máximo de recuperación de enargita coincide con la mayor eficiencia.

0

10

20

30

40

50

0

10

20

30

40

50

N° 1 N° 2 N° 3

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Dosis de Reactivo

Rec Enarg

Rec Sulf Cu

Rec Peso

Ef iciencia Figura O4: Eficiencia de separación en función de l a Fórmula de Reactivos. Etapa I.

b. Etapa II: Análisis De alternativas basadas en revisión bibliográfica

Efecto de la variación del potencial usando NaClO y NaSH

A continuación se presenta la eficiencia de separación en función del potencial de la

pulpa, para distintos pH. Estas pruebas corresponden a las presentadas en la Tabla 20.

Independiente del pH de trabajo, la máxima recuperación de enargita ocurre cuando se

mantiene el potencial natural de la pulpa. La eficiencia de separación, como se observa

en las siguientes figuras, alcanzan el valor más alto con la mayor recuperación de

enargita, decreciendo cuando se varía el Eh, ya sea hacia potenciales reductores,

utilizando NaSH, como oxidantes con NaClO (Figuras O5, O6 y O7).

261

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Eh [mV]

Rec As

Rec Peso

Rec Cu

Ef iciencia Figura O5: Eficiencia de separación en función de l a variación de Eh. pH 5. Etapa II.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Eh [mV]

Rec AsRec CuRec PesoEf iciencia

Figura O6: Eficiencia de separación en función de l a variación de Eh. pH 8. Etapa II.

262

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

-400 -200 0 200 400 600 800 1.000 1.200

Efic

ienc

ia [%

]

Rec

uper

ació

n [%

]

Eh [mV]

Rec As

Rec Peso

Rec Cu

Ef iciencia Figura O7: Eficiencia de separación en función de l a variación de Eh. pH 11. Etapa II.

UNIVERSIDAD DE CHILE FACULTAD DE CIENCIAS … · Gracias a los técnicos del Laboratorio de...

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