UNIVERSIDAD CATÓLICA DEL NORTE FACULTAD DE INGENIERÍA Y CIENCIAS GEOLÓGICAS DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y MINAS APLICACIONES EN BENEFICIO DE MINERALES Informe Final Integrantes: Kevin Acosta Araya Alexis Castillo Rojas Rodrigo Lorca Morales Marcelo Quiñenao Subieta Profesor: Mg. Víctor Conejeros Trujillo Fecha: 28 Diciembre del 2018 1. Resumen Se hizo entrega de un mineral de características desconocidas con el objetivo de elaborar una propuesta técnica para su tratamiento. Para ello es necesario describir el mineral en su totalidad, por lo cual se realizó un A.G de alimentación para conocer su distribución de tamaños. Luego de ello, se realiza una homogeneización mediante cono y cuarteo con posterior cortador de riffles con el fin de obtener muestras representativas para análisis y pruebas de caracterización físicas. El resto del mineral continua el proceso a la etapa de reducción de tamaño mediante chancado en circuito cerrado inverso, en los cuales se calcula el P80 respectivo al final de cada proceso clasificatorio. Lo siguiente consiste en realizar pruebas de aglomeración y curado del mineral como pre tratamiento para luego seguir con pruebas de lixiviación en columnas y una adicional prueba de extracción por solventes. Los resultados de las pruebas y análisis realizados al mineral muestran una cantidad de CuT y CuS de 0,46% y 0,33%, una humedad del 1,08%, densidad real y aparente de 2,5 y 1,34 g/mL, humedad del 6% y 80% consumo de ácido para aglomeración se obtuvo una recuperación de cobre de 65,95% a una tasa de riego de 15 L/m2h para un tiempo de lixiviación de 48 horas. Para la propuesta técnica en beneficio del mineral oxidado, se propone un circuito de reducción de tamaño en tres etapas con chancado primario, secundario y terciario con sus respectivas etapas clasificatorias mediante harneros secundarios y terciarios para obtener un producto de tamaño de 10 mm, el cual irá a etapas de aglomerado con 80% de ácido y curado de 24 horas en la cancha de lixiviación que irá destinado finalmente a una pila de lixiviación dinámica de 8 metros de alto con 1220 y 187 metros de largo y ancho con un tiempo de lixiviación de 60 a 80 días para obtener la solución cargada con la especie del elemento de interés (Cu). 2 Índice 1. Resumen......................................................................................................... 2 2. Nomenclatura.................................................................................................. 9 Capítulo I .......................................................................................................... 10 3. Introducción ................................................................................................. 10 4. Objetivo General ........................................................................................... 11 4.1 Objetivos Específicos .................................................................................. 11 Capítulo ll .......................................................................................................... 12 5. Estado del Arte ............................................................................................ 12 5.1 Reducción de tamaño ................................................................................. 14 5.2 Fracturación de las Rocas .......................................................................... 15 5.3 Etapas de reducción de tamaño ................................................................. 17 5.4 Circuitos de Reducción de tamaño ............................................................. 17 5.5 Métodos de Muestreo ................................................................................. 19 5.5.1 Descripción de los métodos manuales de muestreo ................................ 19 5.6 Caracterización Granulométrica .................................................................. 20 5.7 Caracterización del mineral......................................................................... 22 5.8 Proceso hidrometalúrgico ........................................................................... 28 6. Metodología de trabajo ................................................................................ 37 7. Resultados experimentales .......................................................................... 47 Capítulo III ........................................................................................................ 60 8. Propuesta técnica de tratamiento del mineral .............................................. 60 9. Dimensionamiento de equipos ...................................................................... 63 3 9.1 Chancador Primario .................................................................................... 63 9.2 Harneros Secundarios ................................................................................ 65 9.3 Chancadores secundarios y terciarios ........................................................ 66 9.3.1 Chancadores secundarios ....................................................................... 66 9.3.2 Chancadores terciarios ............................................................................ 68 9.4 Harneros terciarios ...................................................................................... 71 9.5 Tambor aglomerador .................................................................................. 71 9.6 Pila de Lixiviación ....................................................................................... 74 9.6.1 Carpeta de HDPE .................................................................................... 75 9.6.2 Sistema de riego ...................................................................................... 75 10. Discusiones................................................................................................ 77 10. Conclusiones .............................................................................................. 80 11. Bibliografía .................................................................................................. 81 12. Apéndices ................................................................................................... 84 4 Índice de Tablas Tabla 1. Densidad de algunos minerales. ......................................................... 27 Tabla 2. Pruebas realizadas para la formación del glomeros. .......................... 42 Tabla 3. Pruebas de curado realizadas a distintas condiciones. (Fuente: Elaboración propia) ........................................................................................... 44 Tabla 4. Dimensiones registradas de la columna ............................................. 44 Tabla 5. A.G de alimentación para el mineral recibido. (Elaboración Propia) ... 47 Tabla 6. Análisis granulométrico previo chancado. (Elaboración Propia) ......... 49 Tabla 7. Parámetros operaciones del circuito cerrado inverso. (Elaboración Propia) .............................................................................................................. 50 Tabla 8. A.G para el mineral posterior al chancado. (Elaboración Propia) ....... 50 Tabla 9. Resultados obtenidos del análisis químico (Fuente: Depto. Biotecnología UCN). ......................................................................................... 52 Tabla 10. Resultados obtenidos del Análisis Mineralógico (Fuente: Depto. de geología) ........................................................................................................... 52 Tabla 11. Resultados obtenidos para la concentración de ácido y cobre para las pruebas realizadas de curado. (Fuente: Elaboración Propia) ........................... 55 Tabla 12. Datos obtenidos de la extracción de cobre para columna experimental con tiempo de 24 horas. (Fuente: Elaboración propia) ..................................... 57 Tabla 13. Porcentaje de cobre extraído de las pruebas evaluando distintas tasas de regadío. (Fuente: Elaboración propia) ......................................................... 58 Tabla 14. Resultado del análisis químico realizado al PLS de descarte de la lixiviación (Fuente: Depto. de biotecnología UCN) ............................................ 58 Tabla 15. Resultados del análisis químico realizado a los ripios de lixiviación. (Fuente: Depto. de biotecnología UCN) ............................................................ 58 Tabla 16. Resumen de las condiciones operacionales definitivas para lixiviación. (Fuente: Elaboración propia) ............................................................................ 59 5 Tabla 17. Resultados obtenidos de las pruebas de SX a diferentes proporciones de orgánico y acuoso (Fuente: Elaboración Propia) ......................................... 59 Tabla 18. Especificaciones técnicas chancador a utilizar. (Fuente: Metso, 2018) .......................................................................................................................... 64 Tabla 19. Medidas específicas del chancador giratorio MKIII 62”x75” (Fuente: Metso, 2018) ..................................................................................................... 65 Tabla 20. Características del chancador cono cabeza estándar a utilizar. (Fuente: Metso, 2018)....................................................................................... 67 Tabla 21. Características del chancador cono cabeza corta a utilizar. (Fuente: Metso, 2018) ..................................................................................................... 68 Tabla 22. Dimensiones chancador MP1000 cabeza corta y estándar (Fuente: Metso, 2018) ..................................................................................................... 70 Tabla 23. A.G alimentación con ajuste R.R (Elaboración Propia) ..................... 84 Tabla 24. A.G circuito cerrado inverso con ajuste R.R (Elaboración Propia) .... 85 Tabla 25. A.G al producto del chancado con ajuste R-R (Elaboración Propia) . 85 Tabla 26. Rangos para la extrapolación del P80 (Fuente: Elaboración Propia) 86 Tabla 27. Pruebas realizadas mediante picnometría. (Elaboración Propia) ..... 87 Índice de Figuras Figura 1: Mecanismos de fracturación de una Roca 16 Figura 2: Circuito de reducción abierto compuesto por chancado y harneado posterior 18 Figura 3: Circuito de reducción cerrado inverso compuesto por su harneado y posterior chancado y recirculación del mineral 18 Figura 4: Cortador de Riffle. 20 Figura 5. Esquema típico de un yacimiento pórfido de cobre. 23 Figura 6. Esquema para determinar la densidad aparente en columna. 26 Figura 7. Estados de equilibrio de la aglomeración. 31 6 Figura 8. Tambor aglomerador. 32 Figura 9. Representación de una pila de lixiviación a escala laboratorio. 34 Figura 10. Peso del mineral más balde inicial sobre la balanza. 37 Figura 11. Traspaleo realizado al mineral con el fin de lograr su homogeneización. 38 Figura 12. Procedimiento para realizar el tratamiento del mineral (Fuente: Elaboración propia). 39 Figura 13. Chancado primario para el mineral. 40 Figura 14. Probeta con mineral para pruebas de densidad aparente. 42 Figura 15: Glomeros obtenidos para un 5% de humedad. 43 Figura 16. Columna de lixiviación experimental con su bomba previamente instalada (Fuente: Elaboración propia) 45 Figura 17. Pasante Acumulado v/s Abertura para el F80 A.G de alimentación. (Elaboración Propia) 48 Figura 18. Pasante Acumulado versus abertura para A.G con extrapolación doble. (Elaboración Propia) 49 Figura 19: Pasante Acumulado versus abertura posterior al chancado” (Elaboración Propia) 51 Figura 20. Fragmentos diseminados de Magnetita, Calcopirita y Hematita observados en la muestra (Fuente: Depto. Geología UCN). 53 Figura 21. Granos de Molibdenita presentes en trazas en la muestra (Fuente: Depto. Geología UCN). 54 Figura 22. Glomeros obtenidos para una humedad del 6% (Fuente: Elaboración Propia) 54 Figura 23. Gráfica comparativa de las concentraciones de cobre en las pruebas de aglomerado. (Fuente: Elaboración Propia) 55 Figura 24. Gráfica comparativa de las concentraciones de ácido en los aglomerados obtenidos. (Fuente: Elaboración Propia) 56 7 Figura 25. Gráfica de extracción de cobre versus tiempo columna experimental (Fuente: Elaboración propia) 57 Figura 26. Gráficas de la extracción de cobre logradas en las pruebas a diferentes tasas de riego. (Fuente: Elaboración propia) 57 Figura 27 . Diagrama de la propuesta técnica en beneficio del mineral oxidado de cobre. 61 Figura 28 . Capacidades de tratamiento máximas y mínimas para los diferentes modelos de chancadores en base a los tamaños de salida. (Fuente: Metso, 2018) 63 Figura 29. Dimensiones y proporciones chancador giratorio (Metso, 2018) 64 Figura 30. Especificaciones técnicas chancadores modelo MP1000. (Fuente: Metso, 2018) 67 Figura 31.Dimensiones chancadores cono cabeza corta y estándar (Fuente: Metso, 2018) 69 Figura 32. Porcentajes de cobre total promedio utilizado en diversos procesos mineros en los últimos años. (Fuente: COCHILCO) 88 Figura 33. Glomeros formador a partir de un 7% de humedad. 88 8 2. Nomenclatura F80: Malla por la cual pasa el 80% del mineral de alimentación P80: Malla por la cual pasa el 80% del mineral correspondientes al producto del harnero A.G: Análisis Granulométrico G-S: Función de distribución de Gaudin-Schuhmann R-R: Función de distribución de Rossin-Rammler RO-TAP: Agitador de Tamices para material fino (bajo tamaño #10) CuT: Cantidad de Cobre total CuS: Cantidad de cobre soluble total Cuins: Cantidad de cobre insoluble total F(x): Pasante acumulado asociado a las funciones de distribución %H: Porcentaje de humedad Cv: Abreviación para el sulfuro de cobre secundario Covelina Cpy: Abreviación para el sulfuro de cobre primario Calcopirita mtph: en inglés, Metric tons per hour (toneladas métricas por hora) SX: Solvent extraction (Extracción por solventes) EO: Electro obtención 9 Capítulo I 3. Introducción La minería es uno de los pilares fundamentales que sustentan el desarrollo de Chile, debido a la obtención de productos con valor económico a partir del beneficio de los minerales. Los productos anteriormente mencionados más comercializados en la industria minera corresponden a cátodos y concentrados del elemento de interés, siendo de cobre los productos más frecuentes. Existen dos vías convencionales para el procesamiento de minerales de cobre, lo cual dependerá de su mineralogía; óxido o sulfuro (Sonami, 2012), características físicas y químicas, estos aspectos son esenciales para saber que pruebas metalúrgicas nos permitan recopilar una clara y especifica información con el fin de obtención de las mayores recuperaciones del o los metales de interés. Por lo tanto, el presente informa busca evaluar metalúrgicamente un tipo de mineral óxidado de cobre de características previamente desconocidas, el cual se someterá a diversos tipos de análisis, los cuales arrojarán cierta cantidad de indicadores con el fin de conocer las características del mineral, lo que, acompañado de los análisis visuales y la caracterización física, definirán en gran parte al mineral tratante. Con lo que se tendrá mayor certeza de cuál sería la propuesta técnica de tratamiento de mineral más eficaz. 10 4. Objetivo General Elaborar una propuesta técnica en beneficio de un mineral oxidado de cobre. 4.1 Objetivos Específicos • Realizar búsquedas bibliográficas para obtener una base teórica sobre posibles procesos de tratamiento a aplicar. • Caracterizar de manera química, física y mineralógica el mineral para obtener indicadores para su procesamiento. • Evaluar metalúrgicamente mediante pruebas de laboratorio el tratamiento de mineral ya nombrado. • Investigar una posible innovación aplicable en el ámbito del tratamiento de minerales oxidados de cobre. 11 Capítulo ll 5. Estado del Arte Metalurgia La Metalurgia es el Arte y la Ciencia de producir metales y aleaciones con formas y propiedades adecuadas para el uso. La mayoría de la gente solo la conoce como un algo antiguo. Esta tuvo gran importancia en pasar de una edad de piedra hacia la edad del bronce y luego a la edad del hierro (Fullola, 2005). Todo comenzó con la conversión, aparentemente milagrosa, de tierras opacas a metales brillantes, no había ciencia de los metales para racionalizar o comprender en su totalidad estas transformaciones. Los primeros pasos de trabajar el cobre fueron simples, tratar este solo golpeándolo en la tierra, con las ventajas de contar con cobre nativo, fue en este momento donde el cobre entro en la vida de las personas en forma de adornos o armas. Pero se dieron cuenta que el cobre no tenía una alta dureza lo que incentivo a la búsqueda de algo más resistente y de ese momento comenzó la ingeniería de la metalurgia (Pérez, 2016). Con esas necesidades surgieron los primeros parámetros, como la temperatura y con esto la incorporación de aire en sus procesos prehistóricos y de esta forma la evolución de las distintas edades como son la del hierro o la de la plata, donde se conocen otro tipo de metales, con mayor resistencia y dureza, y se comenzaron a notar cambios en las reacciones a los distintos tratamientos (Fullola, 2005). Por lo que se comienzan a dar las primeras luces de la necesidad de saber que mineral se está tratando sin tener la conciencia de la diversa cantidad de estos como los conocemos ahora. Pero hoy en día la metalurgia es una ciencia aplicada, disciplina basada en un entendimiento claro de la estructura y propiedades de los metales (USACH, 1967). 12 Metales Una de las principales características de los metales es la capacidad que poseen de conducir el calor y la electricidad, estos son compuestos químicos sólidos (menos el mercurio). Estos se pueden diferenciar por medio de sus propiedades o característica como lo son la tenacidad, ductilidad, maleabilidad o resistencia mecánica. Otra manera de diferenciar estos, es por como aparecen en el medio ambiente y esos pueden ser óxidos, sulfuros, carbonatos, fosfatos o nativo, estos último son particularmente el oro, la plata, el cobre entre otros. Metal Nativos Estos elementos son oro, cobre, plomo, aluminio, mercurio y plata. Estos elementos presentan propiedades físicas y químicas muy similares. Dada su situación en el sistema periódico. Por lo general, son bastante inertes, lo que permite su existencia en la naturaleza como cuentos elementos. El cobre y el plomo son más reactivos y forman muchos minerales. Cobre El cobre es un elemento metálico de color rojizo, perteneciente al grupo de los metales de transición, algunas de sus características principales son su elevada dureza, el tener puntos de ebullición y fusión elevados (2928 y 1085°C respectivamente) y ser buenos conductores de la electricidad y el calor. Este se puede encontrar en la naturaleza como mental nativo, sulfuro u oxido. Minerales oxidados de cobre Estos minerales son combinaciones entre el elemento en este caso cobre y oxigeno Algunos minerales oxidados de cobre son, azurita, cuprita, malaquita, 13 tenorita y crisocola. (Carvajal, 2012) Estos minerales se diferencian de otros a nivel químico por su composición de metal y oxígeno, pero a su vez existen otras maneras de poder identificarlos como son a través de un análisis visual o de sus propiedades físicas, como lo son sus colores verdosos o azulados, una dureza que varía entre los 4 a 5 en escala de Mohs en promedio. Antecedentes de los oxidados de cobre El tratamiento convencional de los minerales oxidados de cobre es la vía hidrometalurgia, a través de un proceso de lixiviación del mineral, los cuales generalmente tiene contenidos entre 0,3% y 2,5% de cobre total y tonelajes que entre 200 y 5.000 millones de toneladas. (Zabala, 2013). Para que este tratamiento funcione se debe conocer en totalidad el mineral a trabajar ya que, estos son tratamientos convencionales, pero la composición de los minerales cambia siempre, dependiendo del yacimiento en el que se encuentre por lo que es necesario, realizarse diversas pruebas y análisis como tanto químico como físico. Una de las primeras dificultades es la considerable dimensión que poseen estas rocas al salir de la mina. 5.1 Reducción de tamaño No obstante, las rocas provenientes del yacimiento pasan por diferentes procesos, el cual uno de ellos corresponde a la reducción de tamaño que consiste en disminuir el tamaño del material produciendo partículas de forma y tamaño requeridas para la liberación de los minerales valiosos del resto de la roca y así puedan ser concentrados en los procesos posteriores. (Cárcamo, 2003) Por la razón anterior, se hace fundamental el manejar y reducir el tamaño de las rocas provenientes del yacimiento por las siguientes razones: 14 Liberar las especies mineralógicas con valor comercial (mena), desde una matriz de roca compuesta por minerales de interés y ganga (sin valor comercial). Promover reacciones químicas o físicas mediante la exposición de una gran área superficial. Generar un material con características de tamaño deseables y/o requeridas para procesos posteriores. Satisfacer requerimientos de mercado en base a especificaciones de tamaño particulares en el producto. 5.2 Fracturación de las Rocas Para llevar a cabo la trituración de las rocas, hay que tener en cuenta que estos son cuerpos cristalinos, esto quiere decir que sus átomos están asociados entre sí por enlaces químicos y fuerzas físicas. Por lo tanto, cuando las operaciones de reducción de tamaño son llevadas a cabo, estas tienen que sobrepasar a las fuerzas de enlaces químicos para producir la ruptura de la roca. En su mayoría, los materiales en la naturaleza están en continuo contacto con diversas fuerzas lo que hace que contengan diferentes efectos y grietas en sus estructuras que los conforman lo que constituye una ventaja a la hora de la reducción de tamaño. (Segura, 2016) Otro punto para destacar siguiendo la idea anterior, es la presencia de fallas y grietas presentes en la roca las cuales determinará el mecanismo mediante el cual se fracturará la roca como se logra apreciar en la Figura 1: Mecanismos de fracturación de una RocaFigura 1 a continuación: 15 Figura 1: Mecanismos de fracturación de una Roca Compresión Se produce cuando existen fuerzas compresivas que actúan a baja velocidad sobre la partícula, produciendo mayormente partículas gruesas y algunas de finas. Impacto Ocurre cuando la fuerza aplicada excede la necesaria para la simple reducción de tamaño y se produce una gran cantidad de partículas con un amplio rango de tamaños. Abrasión Sucede al existir fuerzas cortantes que actúan principalmente a lo largo de la superficie de la partícula. Forman principalmente dos tamaños de partículas, uno muy cercano a la partícula original y por otro lado un material fino, normalmente, se produce debido al roce entre las partículas como también de los medios de molienda para el caso de los molinos. 16 No obstante, el mineral proveniente de la mina es procesado en diferentes etapas y circuitos de reducción de tamaño con el fin de obtener el tamaño adecuado de mineral para los procesos posteriores ya sea de concentración para el caso de los sulfuros y lixiviación para los óxidos respectivamente. 5.3 Etapas de reducción de tamaño Chancador Primario La principal función de la etapa de chancado primario es facilitar el transporte del mineral hacia la planta y adecuar el tamaño para los procesos siguientes de manera eficiente. Los tamaños provenientes del yacimiento poseen un rango amplio de tamaño y salen con un tamaño aproximado menor a 8” de diámetro. (Merello, 2016) Los equipos más frecuentes para esta etapa son giratorios y los de mandíbula, no obstante, los más utilizados corresponden a los chancadores giratorios, ya que presentan mayores capacidades de tratamiento no así para su homólogo de mandíbula que fue diseñado para fines investigativos por lo que posee una menor capacidad de tratamiento. 5.4 Circuitos de Reducción de tamaño Circuito Abierto Se asocia en la mayoría de los casos, a la etapa de chancado primario, ya que consiste en la reducción de tamaño mediante chancado con una posterior clasificación, por lo tanto, el total del mineral hace ingreso al Chancador sin una previa clasificación de tamaños. 17 Figura 2: Circuito de reducción abierto compuesto por chancado y harneado posterior Circuito cerrado Inverso A diferencia de los otros, el circuito cerrado inverso se caracteriza por clasificar el mineral proveniente de etapas anteriores, lo cual el material con el tamaño deseado continua en las etapas del proceso y el sobre tamaño ó mineral grueso que no cumple con el tamaño es recirculado a una etapa de chancado, reduciendo solo el mineral que no es apto para el proceso, el cual luego de ser reducido de tamaño retorna al flujo y se une a otro mineral de alimentación para ser clasificado y continuar con la línea de procesos. Figura 3: Circuito de reducción cerrado inverso compuesto por su harneado y posterior chancado y recirculación del mineral 18 5.5 Métodos de Muestreo Es una técnica en la cual se obtiene una fracción pequeña y representativa de mineral que interesa analizar. En menas de minerales es difícil realizar un muestreo perfecto, esto debido a la escasa homogeneidad del mineral y otros factores básicos como la granulometría, diseminación, ley del mineral, entre otras. Por lo cual, se han establecido procedimientos de modo de minimizar estas diferencias. La importancia económica de una muestra no está relacionada con su valor material, si no que a su valor como muestra, es decir su representatividad. (Carcamo, 2003) 5.5.1 Descripción de los métodos manuales de muestreo Método de división por palas fraccionadas (cono y cuarteo) Este procedimiento consta en mover toda la pila de material por medio de una pala en forma manual, Este procedimiento consiste en mover toda la pila de material por medio de una pala manual, en forma cónica, este se repite las veces que sea necesaria con la finalidad de ser homogeneizados, de ello se forma después una torta circular plana para ser divididos en cuatro partes a lo largo de las dos diagonales perpendiculares entre sí. Dos cuartos opuestos entre sí son separados y seleccionados como muestras y el par restante se rechaza, luego se vuelve a mezclar y el proceso se repite hasta obtener el tamaño apropiado de muestra. (Mendoza, 2015) Método de división por riffles Este método es uno de los más comunes y eficientes y sus características son: el equipo que se emplea se selecciona de acuerdo al tamaño de 19 partículas de la muestra a dividir, el cual no cumplir este requisito, da origen a errores significativos de división de la muestra. Figura 4: Cortador de Riffle. 5.6 Caracterización Granulométrica Una adecuada caracterización granulométrica de las partículas es un requisito para cuantificar el comportamiento de un sistema particulado, como lo es una mena proveniente de la mina, en que los tamaños pueden variar desde un metro hasta un micrón de diámetro. Con frecuencia es conveniente representar las distribuciones de tamaño haciendo uso de relaciones empíricas. Tales relaciones proveen una representación matemática de los datos de distribución de tamaños que permiten un fácil manejo y análisis estadístico de ellos. Entre las relaciones más utilizadas están las de Gaudin-Schumann, Rosin-Rammler, de tres parámetros, el logaritmo natural normal y la gamma. Estas relaciones has mostrado un buen ajuste a los datos experimentales en la mayoría de los casos, no existiendo una razón a priori para elegir unas u otra para un conjunto de datos dado. El criterio 20 normalmente utilizado para su selección es la calidad del ajuste a los datos, su simplicidad matemática y rango de aplicación. (Carcamo, 2003) Análisis granulométrico Existen diversos métodos para determinar experimentalmente el tamaño y forma de las partículas de una distribución. Ellas se pueden clasificar de acuerdo con el principio físico usado para caracterizar el tamaño. Estos consisten en técnicas de harneado, tamizado, microscopía, sedimentación, área superficial, sensores eléctricos, barrido y obturación de la luz. La elección de alguna de ellas para un análisis determinado debe basarse en la precisión y exactitud requeridas, además de aspectos tales como el costo del equipo, rapidez, frecuencia de uso, conocimiento técnico, etc. (Carcamo, 2003) Harneros Los procesos de clasificación que ocurren en los harneros son procesos probabilísticos, es decir, dependen de la conjugación de efectos de “n” variables para poder realizarse, de entre los cuales se destacan el tamaño de partícula, forma de la partícula, abertura disponible y la forma en la que se enfrenta la partícula a la superficie de malla del harnero. (Rojas, 2015) El tamaño crítico, concepto muy frecuente en este tipo de procesos, hace referencia a un tamaño muy cercano al tamaño de las aberturas de las mallas, entonces la probabilidad de que estas partículas sean clasificadas sobre o bajo tamaño, dependerá principalmente de la orientación que las partículas se presenten al momento de entrar en contacto con la malla respectiva. Granulometría 21 En general se designa como material grueso el compuesto por granos que van de 100 a 1 mm, como material de grano medio el que oscila entre 10 y 0,06 mm y como material fino el inferior a 0,06 mm. La granulometría en los procesos Hidrometalúrgicos en la industria del cobre considera entre 9,5 y 12,7 mm como tamaños normales de alimentación, en cambio, para procesos de concentración de minerales se tiene a una granulometría de alimentación por lo general de 0,18 mm (Codelcoeduca, 2018). 5.7 Caracterización del mineral. Mineralogía La mineralogía está fuertemente ligada al proceso productivo, dado que es ésta la que determinará el comportamiento de la roca durante el proceso. Un acabado conocimiento de la mineralogía, sumado a otros estudios, llevará a planificar la planta de manera óptima para el tratamiento de los minerales encontrados en el yacimiento. El creciente interés en la relación entre la mineralogía y el proceso productivo llevo al desarrollo de técnicas más automatizadas para cuantificar la mineralogía de las muestras (Baum et al, 2004). Baum (2004), reconoce 2 problemas claves: 1. Las muestras deben ser representativas de lo que se desea muestrear. 2. No basta con conocer el contenido del elemento de valor. Será el contenido mineral, tamaño y texturas los que determinarán el comportamiento de la separación mineral. Formación del yacimiento 22 De acuerdo con las disciplinas que estudia la Geología, existen numerosos fenómenos que explican la formación y transformación de los yacimientos minerales, hasta alcanzar la madurez económica para su explotación. Chile presenta yacimientos del tipo pórfido cuprífero, el cual ha sido sometido a una intensa transformación producida por fenómenos de oxidoreducción (Carvajal, 2012). La alteración que producen diversos niveles de agua, las sales que en ella se disuelven junto a sus contenidos de oxígeno disuelto da origen a la situación general que se describe en la figura a continuación: Figura 5. Esquema típico de un yacimiento pórfido de cobre. La mayor parte de la producción chilena de cobre proviene de 16 pórfidos cupríferos en explotación, 12 en el norte de Chile y 4 en la zona central. Chile posee algunos de los pórfidos cupríferos más grandes del mundo como El Teniente y Chuquicamata. (Maksaev, 2004) Los pórfidos cupríferos son esencialmente depósitos minerales de baja ley y gran tonelaje. Se denominan pórfidos porque frecuentemente, pero no exclusivamente, se asocian con rocas ígneas con fenocristales de feldespato en una masa fundamente cristalina de grano fino. Estos depósitos contienen 23 cientos de toneladas de mineral con leyes generalmente desde 0,2% a más de 1% Cu, 0,005% a 0,03% Mo y 0,4 a 2 ppm Au. (Zabala, 2013) Caracterización del mineral El reconocimiento macroscópico es el método más simple y más económico. Por un reconocimiento microscópico se usan un microscopio especial y una preparación de la muestra es obligatoria. Análisis químicos realizan principalmente laboratorios especiales. (Griem, 2016) Descripción macroscópica Solo con los ojos y algunas herramientas se describe una roca. Las herramientas son: Lupa, martillo, ácido clorhídrico, un trozo de vidrio. Con paciencia y experiencia se puede llegar a informaciones muy válidas y profundas. Se describe: Textura, color, densidad, dureza, brillo, morfología, exfoliación (fracturamiento), tipos de minerales, otras propiedades. (Griem, 2016) Análisis mineralógico La caracterización mineralógica tiene por objetivo reconocer y cuantificar las especies mineralógicas presentes de la mena y también de la ganga, poniendo énfasis en identificar las especies de la ganga que puedan ser perjudiciales para la lixiviación. Caracterización física Las pruebas de caracterización física tienen como objetivo general, entregar valores de parámetros físicos que se usaran en futuras pruebas 24 metalúrgicas como: tasa de riego aplicable, dosificación de líquidos a aplicar en la etapa aglomerado-curado y geometría de apilamiento. En esta etapa de caracterización está comprendida por las siguientes pruebas: Humedad Natural. Densidad Aparente. Peso Específico o Densidad Real. Humedad natural El objetivo de esta prueba es determinar la humedad que posee la muestra de mineral con el fin de establecer dosificaciones de líquidos. La Humedad Natural se define como la cantidad de agua que posee el mineral al ser extraído del yacimiento. %Humedad = 𝑚𝑎𝑠𝑎 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑜−𝑚𝑎𝑠𝑎 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙𝑠𝑒𝑐𝑜 𝑚.𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 𝑠𝑒𝑐𝑜 ∗ 100 (1) Densidad aparente Se llama densidad aparente a la razón entre la masa y el volumen que ocupa. Se usa el término “aparente” debido a que el ordenamiento del mineral influye en su volumen al quedar espacios vacíos entre partículas. El valor de densidad aparente es usado para cálculos de apilamiento, para determinar el volumen que ocupa cierto tonelaje de mineral. Este valor dependerá de la granulometría, de la técnica y altura de apilamiento, que influye en el grado de compactación. Esta prueba es aplicable tanto al mineral natural, como al previamente tratado y a los ripios. 25 Para calcular la densidad aparente se debe pesar el mineral y medir el volumen que ocupa una cierta cantidad de mineral como se muestra en la Figura 6. Figura 6. Esquema para determinar la densidad aparente en columna. ρap = 𝑀𝑎𝑠𝑎 𝑀𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 𝑉𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑜𝑐𝑢𝑝𝑎𝑑𝑜 𝑐𝑢𝑙𝑢𝑚𝑛𝑎 (2) Peso específico o densidad real Esta prueba tiene como objetivo determinar el peso específico del mineral seco para futuras pruebas. El peso específico se define como una propiedad inherente de cada muestra mineral que relaciona la masa del mismo con el volumen real que ocupa. Para esta prueba se utiliza el mineral pulverizado 100% < #100, es decir, cuando todas las partículas tienen un diámetro promedio menor a 150 micrones. Esto para aproximar al volumen real, ya que bajo esta condición se supone que el espacio entre partículas es despreciable. En este método (picnometría) se ocupa parafina como fluido de referencia y no agua, debido a que la parafina es un fluido orgánico inerte, es decir, no reacciona con el mineral, como ocurriría si se utilizara agua como fluido de referencia. (Carvajal, 2012) 26 El peso específico se calcula según la Ecuación (3), y esto se debe repetir cuatro veces: 𝜌𝑠 = 𝑚3 −𝑚1 𝑚3 −𝑚1 −𝑚4 −𝑚2 (3) Donde: m1: Picnómetro vacío. m2: Picnómetro más mineral. m3: Picnómetro más mineral más agua. m4: Picnómetro más agua. Tabla 1. Densidad de algunos minerales. Mineral ρ [g/ml] Cuarzo 2,65 Feldespato 2,5 a 2,8 Calcita 2,72 Caolinita 2,61 Sílice 2,66 Ferromagnesio 2,9 a 3,8 Dolomita 2,85 Muscovita 2,7 a 3,1 Biotita 2,8 a 3,2 Clorita 2,6 a 2,9 Serpentina 2,2 a 2,7 (mármol) Montmorillonita 2,6 a 2,74 Oxidos de hierro 5,4 Minerales arcillosos 2,2 a 2,6 Fuente: Suelos, fundaciones y muros, Dra. Ing. M. Graciela Fratelli. 27 Método del picnómetro El picnómetro es un recipiente, por lo general de vidrio, en forma de uso achatado en su base, cuyo volumen ha sido previamente calibrado. Además, dispone de un tapón provisto de un finísimo capilar, de manera que puede determinarse un volumen con gran precisión. Esto permite medir la densidad de sólidos y líquidos, en referencia a la de un fluido de densidad conocida, como por ejemplo el agua. En particular, este método es especialmente apropiado para la medición de densidades de productos pulverulentos como puede ser el cemento o la arena, o de líquidos. (Personales.unican.es, 2018) El diseño del picnómetro permite que las burbujas de aire asciendan y se concentren en el cuello, siendo expulsadas al colocar el tapón capilar. Esta operación es crítica para obtener buenos resultados, la presencia de burbujas de aire modificará el peso y por tanto la densidad. (QuercusLab, 2018) 5.8 Proceso hidrometalúrgico Lixiviación La lixiviación, es una operación unitaria fundamental dentro de la hidrometalurgia, consistente en la disolución de los metales desde las rocas que los contienen mediante una solución acuosa. En ella intervienen, además del material sólido de origen, una solución ácida que normalmente está compuesta por ácido sulfúrico y agua (Zabala, 2013). Las reacciones de disolución son de varios tipos: Procesos físicos, químicos, electroquímicos y electrolíticos (Miranda, 2012). La velocidad a la cual se disuelven los minerales depende de su naturaleza y estructura química. (Rodríguez, 2015) La lixiviación de cobre depende de diversos factores que también son comunes en otros metales: I. Naturaleza del mineral. 28 II. III. IV. V. VI. VII. VIII. Tamaño de partícula. Concentración del disolvente. Tiempo de residencia. Temperatura del disolvente. pH. Cinética de la lixiviación. Método de lixiviación. Los procesos de lixiviación dependen del tipo de minerales que se desean tratar, así como la concentración y la ley del mineral, además de las características químicas y mineralógicas del mineral, pero principalmente dependen de la forma como se contacta la solución lixiviante con el mineral de interés. Los métodos más conocidos son: (Miranda, 2012) Lixiviación en situ: Explotación de residuos fragmentados en el lugar, o a la lixiviación de yacimientos que no son posibles de lixiviar de manera convencional, ya sea por motivos técnicos y/o económicos. Además, tiene la característica de un bajo costo de inversión y operación. La cinética de lixiviación es variable, puede ser desde varios meses hasta años. Lixiviación en botaderos: Lixiviación de sobrecarga o desmonte de minas de tajo abierto, el material posee una ley baja, menor a 0,4%. El material es depositado en áreas cerca de la mina aprovechando las pendientes para el drenaje natural de las soluciones. Este método tiene un bajo costo asociado, y las recuperaciones pueden llegar hasta el 60%. Lixiviación en bateas: El mineral entra en contacto con la solución, de tal forma que inunda la batea, la cual tiene un fondo cubierto con un medio filtrante. Sirve para minerales de alta ley y bajo porcentaje de finos, además de poseer una mínima compactación. El ciclo de lixiviación es de varios días. 29 Aparte de los anteriormente mencionados, el método de lixiviación en pilas es el más utilizado actualmente y se describirá más adelante. Aglomeración La aglomeración consiste en la cohesión de partículas finas en torno a aquellas de mayor tamaño, mediante un pre tratamiento del mineral con agua y ácido sulfúrico. Esto se realiza debido a la gran generación de finos que se producen en los procesos de reducción de tamaño, ya que el polvo generado puede poseer un porcentaje apreciable de material valioso (Marín, 2007). Al humedecer el mineral con la cantidad de líquido apropiada se alcanza la tensión superficial necesaria para que al colisionar las partículas entre sí los finos se adhieran a los gruesos. (Zabala, 2013) La aglomeración tiene como objetivo: Facilitar el transporte y el almacenamiento. Conseguir una mayor permeabilidad en el lecho de la pila. Alcanzar una distribución homogénea de la solución lixiviante en el lecho. Proporcionar una estructura física de la pila estable. Aumentar la cinética de extracción de la especie útil. El método de aglomeración dependerá de la cantidad de finos en el material, para cantidades de finos menores al 10%, el agua puede ser suficiente como agente humectante. Con proporciones de 10 a 20% de finos, pueden existir problemas de permeabilidad en los lechos de lixiviación, por lo cual no habrá percolación ni contactos, limitando la extracción del metal de interés. Dependiendo de la cantidad de líquido adicionado los glomeros se pueden formar con un: 30 Figura 7. Estados de equilibrio de la aglomeración. Variables del proceso de aglomeración Dentro de las variables que condicionan la calidad del glómero se encuentran la humedad de aglomeración, características del material que se aglomera, características del tambor aglomerador y condiciones de operación de dicho tambor. El contenido de humedad general, debido al efecto en la tensión superficial que mantiene unida a las partículas de minera, es la variable más importante para producir una buena calidad de glómeros. Una humedad muy baja hace imposible el desarrollo de una película de líquido entre las partículas y conduce a una segregación de tamaños de estás durante el apilamiento. Esto causa una distribución heterogénea de la solución dentro de la pila, la cual afecta en la recuperación. Por otro lado, mucha humedad separa las partículas pequeñas de las más grandes. La humedad adecuada de operación se define como la máxima humedad antes de llegar al punto adhesivo, valor en el cual el material se torna barroso, se pierde la esfericidad de los glómeros y además 31 distorsiona significativamente su distribución de tamaño, este valor oscila entre el 6 y 10% de humedad. (Rodríguez, 2015) Respecto a las características del tambor se contempla un tiempo de residencia, donde estudios han determinado que entre 1 a 3 minutos asegura la buena formación de un glómero. Mientras que usando una inclinación de 3 a 7 grados permite una optimización del proceso. Curado ácido Consiste en adicionar la solución lixiviante al mineral, en el caso del cobre ácido sulfúrico, como un pretratamiento antes de la lixiviación, esto tiene como objetivo sulfatar los minerales, deshidratar las gangas, crear mayores vías de ataque, impactar en la cinética de extracción (López, 2012). A mayor cantidad de finos, se necesitará más tiempo de curado, este como mínimo debe ser de 24 horas. Finalmente, por conveniencia generalizada se realiza las operaciones de aglomerado y curado en una misma unidad mezcladora, consistente en un tambor rotatorio dentro del cual se adiciona agua para la aglomeración, como el ácido concentrado para el acondicionamiento uniforme del lecho del mineral (Marín, 2007) Figura 8. Tambor aglomerador. 32 Consumo de ácido Se debe principalmente a la ganga presente en el mineral, ocurriendo reacciones indeseables, como la mineralogía depende de cada zona en particular, resulta recomendable realizar pruebas de consumo de ácido para ver el rango favorable para la operación. (Miranda, 2012) Lixiviación en pilas Proceso mediante el cual se extrae el metal de interés por percolación de una solución, en el caso del cobre está es el ácido sulfúrico, ILS (solución intermedia de cobre) y/o refino a través del lecho de la pila (Miranda, 2012). Este es uno de los métodos más utilizados actualmente, ya que estas permiten tratar grandes cantidades de minerales a leyes bajas. Dado lo anterior es necesario conocer que sucede al interior de la pila con el fin de mejorar el proceso o predecir que comportamiento tendrán los minerales al ser tratados por este método. De ahí nace el concepto de lixiviación en columna. La columna de lixiviación es la mejor representación de la pila, siendo capaz de representar las mismas condiciones de tratamiento como tasa de riego y concentración de ácido sulfúrico, entregando resultados que también representa los de la pila, como consumo de ácido sulfúrico y recuperación de cobre. Así se intenta buscar a escala laboratorio cuales son los parámetros y condiciones ideales de trabajo de una pila de lixiviación y llevarlos a escala industrial (Olivares, 2013). 33 Figura 9. Representación de una pila de lixiviación a escala laboratorio. Diseño de Pilas Para la construcción de las pilas deben tenerse en consideración diversos aspectos como. (Ale, Clariá, & Bonalumi, 2010) Diseño civil: donde se define la altura que deberá tener la pila para una adecuada estabilidad estructural, también se consideran el tipo y el grosor de la membrana que se utilizara, ya que es de vital importancia que esta sea lo suficientemente resistente para prevenir cortes o agujeros y no se provoquen fugas de solución al terreno colindante y que el escurrimiento de la solución sea adecuadamente dirigido. Diseño hidráulico: proporciona la altura del nivel de solución dentro de la pila y como las soluciones lixiviantes percolan a través de la pila para una adecuada disolución de la especie de interés, esto está íntimamente relacionado con la resistencia estructural que tendrá la pila. Diseño geotécnico: Son diversas pruebas relacionadas con el lugar donde se construirá la pila que principalmente son perforaciones, ensayos penetro métricos, calicatas y búsqueda de canteras, para conocer el terreno donde será construida la pila, así como las ventajas y desventajas que tendrá este lugar. 34 Extracción por solventes Es un método de purificación, que se basa en la selección de selectiva de un elemento, actualmente es utilizado para elementos de cobre, niquel, cobalto, zinc, uranio, molibdeno, tungsteno, vanadio, tierras raras, zirconio, hafnio, niobio, tantalio, boro, germanio, arsénico, renio, torio, el grupo de los metales del platino, berilio y otros. El proceso consiste en la agitación de 2 líquidos inmiscibles para provocar que el solvente orgánico pueda atrapar la especie de interés de una solución que no solo contiene el elemento de interés sino que también contiene otras impurezas, de modo que en otra etapa conocida como re extracción el orgánico cargado pueda liberar la especie de interés por medio la alteración de las condiciones en donde esta tenga retenido al cobre, provocando de esta forma que el elemento de interés pueda ser concentrado llamado electrolito rico, mientras que la solución remante con las impurezas pueda ser dispuesta para otros usos denominado refino (G. Caceres, 1993). En chile es utilizada principalmente en la hidrometalurgia del cobre. El factor más importante de la SX es el orgánico utilizado, siendo quienes conforman este un extractante y un diluyente, los agentes extractantes utilizados para la extracción de cobre son las aldoximas y cetoximas, y como agente diluyente es el kerosene. Para la adecuada elección de un extractante de cobre este debe presentar ciertas características como. (Davenport, King, Schlesinger, & Biswas, 2002) Una eficiente extracción de cobre Eficiencia al momento de descargar el cobre Ser económico y de rápida extracción y re extracción No formar emulsiones Ser insoluble en la solución de PLS Que pueda volver a ser reutilizado Selectividad por el cobre frente a las impurezas de Fe y Mn No ser inflamable, no ser toxico ni cancerígeno 35 Electro obtención El proceso de electroobtención de cobre es la transformación electroquímica del cobre que esta disuelto en el electrolito que obtuvimos de la etapa de SX en cobre metálico depositado en un en los cátodos dispuestos en la nave de electroobtención, este proceso se realiza mediante la utilización de energía eléctrica proveniente de una fuente externa. En la nave se distinguen tres elementos ánodos, cátodos y electrolito, el cobre iónico Cu2+ del electrolito que pasa a través de las celdas es depositado selectivamente sobre la superficie del cátodos, donde es reducido a cobre metálico con una pureza de 99.99%, al mismo tiempo se descompone agua en oxigeno y se produce ácido sulfúrico en la superficie de los ánodos insolubles de plomo, el electrolito que perdió iones de cobre se le denomina electrolito pobre y es devuelto a la etapa de SX para su utilización en la re extracción.(Davenport et al., 2002) 36 6. Metodología de trabajo La experiencia inicia con el recibimiento del mineral en su respectivo balde el cual es llevado a la balanza para determinar su peso inicial, siendo este último de 91,62 kg considerando el peso del balde de 2,64 kg el cual fue conocido posteriormente. Figura 10. Peso del mineral más balde inicial sobre la balanza. Posterior a ello, la totalidad del mineral se pasará a través del harnero para la realización de un análisis granulométrico (A.G) para la alimentación, con lo que se podrá conocer su distribución granulométrica, esto se realiza pesando el material retenido de cada malla. Cabe mencionar que, debido a la excesiva 37 cantidad de mineral, este fue vertido en aproximadamente 6 tandas para no colapsar las mallas del harneado, ya que esto provocaría una mala clasificación del mineral. Finalizado todo el trabajo de harneado, todo el material fino sea bajo #10 es apartado, donde se procederá a la homogeneización y dividido en muestras más pequeñas mediante cortador de riffles esto se realiza hasta obtener una muestra inferior a 500 g para RO-TAP. Luego de ello, se mezclará todo el material fino que no fue a RO-TAP junto con la fracción gruesa, ambos serán vertidos en una lona para proceder con la homogeneización del mineral mediante el método de traspaleo, realizando así 8 traspaleos de este como se logra apreciar en la Figura 11. Figura 11. Traspaleo realizado al mineral con el fin de lograr su homogeneización. Una vez terminado el octavo traspaleo, se procede a la formación del cono de manera tal de dividir la muestra en 4 partes, lo cual una de esas partes es seleccionada al azar para continuar con el proceso para preparación de 38 muestras para análisis químico, físico y mineralógico. Una vez separado la cuarta parte del mineral, este es cortado mediante Riffles lo cual una de las mitades será destinada a chancado terciario (aproximadamente 5300 g) para obtener mineral bajo #10 para las pruebas mencionadas y el resto continuará con el proceso. (Ver Figura 12) A.G de Alimentación Homogeneización: Cono y cuarteo Chancador Primario +3/8” -3/8” Columnas de Lixiviación Pruebas SX Aglomerado 6%H 80%H+ SX Curado 24 h Figura 12. Procedimiento para realizar el tratamiento del mineral (Fuente: Elaboración propia). 39 Chancador Primario Se lleva a cabo el chancado primario mediante un circuito cerrado inverso con las tres cuartas partes del mineral más lo que retorna del cortador de riffles con una malla de corte en el harnero de 3/8”, por tanto, el bajo tamaño continua su camino y el sobre tamaño es llevado al Chancador con el fin de obtener un mineral bajo malla 3/8”. Figura 13. Chancado primario para el mineral. Chancador Secundario Se hace ingreso de los 5300 [g] aproximadamente de mineral separados del resto mediante cono y cuarteo y posterior cortador de riffle con el mineral bajo malla #10, se procederá a volver a homogeneizar y cortar el material hasta obtener 2 [kg], donde 1 [kg] serán para pruebas físicas, 200 [g] para análisis mineralógico y 200 [g] para análisis químico, todos con sus respectivos testigos. 40 Pulverización y Análisis Los 200 [g] destinados a análisis químico, serán molidos en el pulverizador para tener el tamaño requerido para los análisis respectivos, luego separados en 2 muestras de 100 [g] con el fin de tener una muestra de testigo. Caracterización Física Para las pruebas de caracterización se destinaron aproximadamente 5300 [g] de mineral correspondientes para la determinación de la humedad natural y densidad real o peso específico. La densidad real se determinó mediante 12 pruebas de picnometría en el laboratorio con mineral pulverizado bajo malla #100, el cual, al determinar su densidad en cada prueba, se determina el valor correspondiente a la moda de los datos, el cual será utilizado como valor de densidad real. Por otro lado, para la humedad natural, se preparó una muestra de 200,36 g de mineral sobre un recipiente el cual es ingresado al horno durante 24 horas a una temperatura de 105°C, el cual es retirado una vez terminado el ciclo de secado para hacer registro de su peso y poder determinar la humedad respectiva que poseía el mineral. Para las pruebas de densidad aparente, se realizó en una probeta con la cantidad de 1 kg de mineral con tamaño bajo #3/8, el cual se hace registro del volumen que este ocupa en seco dentro de la probeta y se calcula su densidad considerando los espacios intersticiales entre las partículas al formar la columna dentro de la probeta. 41 Figura 14. Probeta con mineral para pruebas de densidad aparente. Pruebas de Aglomeración Para la realización de las pruebas de aglomeración se tomaron 3 [kg] de mineral. El cual fue dividido en 3 muestras de 1 [Kg], donde para cada prueba de aglomeración la variable fue la humedad del producto final que se quería obtener, como se aprecia en la Tabla 2. La aglomeración del mineral fue realizada en tambores rotatorios donde el tiempo de residencia fue de 10 minutos, luego se procedió a la observación de la calidad de los glómeros formados para posteriormente ser almacenados para tener una aproximación del comportamiento de este al tiempo de curado. Tabla 2. Pruebas realizadas para la formación del glomeros. Parámetros Utilizados Pruebas Humedad (%) 1 5 2 6 3 7 42 Figura 15: Glomeros obtenidos para un 5% de humedad. Pruebas de Curado Una vez finalizado el proceso de aglomerado, se vierte el mineral en Nylon los cuales se dejaron reposar durante 24 y 72 horas. Finalizado lo anterior, se retiran 100 g de material aglomerado y son vertidos a un vaso de precipitado con 300 mL de agua, para provocar un lavado del cobre sulfatado en la superficie del mineral, luego se tomó luego se deja en reposo el vaso para provocar el asentamiento material particulado flotante, posteriormente se tomó una parte de solución para ser filtrada, se tomaron 25 ml de PLS que fueron destinados a titulación por cobre y ácido para ver sus concentraciones respectivas y comparar con que condición se obtienen las mejores concentraciones de ácido en el PLS. 43 Tabla 3. Pruebas de curado realizadas a distintas condiciones. (Fuente: Elaboración propia) Pruebas 1 2 3 4 Consumo ácido (%) 80 90 80 90 Tiempo Curado (h) 72 72 24 24 Construcción Columnas de Lixiviación Antes de comenzar de apilar el mineral dentro de la columna, se procedió a determinar las dimensiones como su diámetro y altura, presentes en la tabla a continuación. Tabla 4. Dimensiones registradas de la columna Dimensiones Columna Lixiviación Altura (m) 0,39 Área (m2) 0,02 Diámetro (m) 0,16 Volumen (mL) 8000 Cinética de lixiviación experimental Con el fin de ver el comportamiento del mineral oxidado frente al ataque de la solución ácida, se realizo la construcción y medición de una cinética de lixiviación experimental el cual a su vez, fue aprovechado para definir de mejor manera el ciclo de lixiviación de las columnas, como también el adecuado manejo del sistema de bombeo de la solución ácida para no acarrear problemas operacionales al momento de realizar las pruebas. Las columnas estarán constituidas por 8200 kg de mineral previamente calculados (ver anexos para 44 cálculos previos realizados), los cuales una vez introducidos a la columna sobre una base filtrante, se ubica y se fija la bomba en la parte superior de la columna, tal como lo señala la Figura 16 . Figura 16. Columna de lixiviación experimental con su bomba previamente instalada (Fuente: Elaboración propia) Posteriormente, se calcula y calibra el caudal de la bomba en milímetros por minuto en base a la tasa de riego evaluada con el uso de vasos de precipitado, probetas y agua como fluido para las bombas. Cabe destacar que las condiciones de lixiviación las cuales fueron llevadas a cabo en esta prueba fueron las evaluadas en las pruebas anteriores (80% consumo ácido en aglomeración, curado 24 horas, ciclo de lixiviación 24 horas, tasa riego de 12 L/m2h a una altura de apilado de 30 cm). 45 Pruebas de lixiviación en columnas En base a la información obtenida de la prueba experimental anterior, se llevaron a cabo en paralelo dos pruebas de lixiviación en columnas variando la tasa de riego en 12 y 15 L/m2h a un tiempo de 48 horas, las demás variables quedan sin modificación, siendo estas las definitivas a trabajar en el proceso de lixiviación. Pruebas de Extracción por Solventes (SX) Por último, se procedió a la realización de pruebas de SX con el PLS resultante de la mejor prueba del apartado anterior como solución acuosa y con el extractante orgánico LIX 9790 (Mezcla) como la solución orgánica, variando a su vez las proporciones de los últimos en razones orgánico/acuoso (O/A) de 1/5, 5/1, 2/1, 1/2, 1/1 y 3/2. Lo anterior se realiza mediante la adición de ambas fases en un embudo decantador, el cual será agitado durante 10 minutos y finalmente poder conocer la concentración de cobre presente en la solución acuosa resultante o refino para este caso. 46 7. Resultados experimentales Análisis Granulométrico de Alimentación El A.G inicial del mineral, arroja la siguiente distribución de mineral apreciada en la Tabla 5, resultando así con la función de distribución de G-S como la más adecuada a los datos con un error relativo del 0,26 y un F80 de 14368,59 µm. Tabla 5. A.G de alimentación para el mineral recibido. (Elaboración Propia) Malla (pulg) Abertura Masa (µm) (g) Pond. Pasante Acum. (%) F(x) G-S Error G- (%) S 1 25400 680,00 99,26 91,46 0,01 3/4 19050 2500,00 96,53 77,79 0,06 1/2 12700 20540,00 74,11 61,92 0,04 1/4 6350 36340,00 34,44 41,92 0,03 #6 3360 11140,00 22,28 29,30 0,06 #10 2000 4200,00 17,70 21,88 0,04 #20 850 4582,35 12,70 13,52 0,00 #30 600 1802,42 10,73 11,11 0,00 #50 300 2569,63 7,92 7,52 0,00 #70 212 1196,10 6,62 6,19 0,00 #100 150 903,37 5,63 5,09 0,01 #140 106 969,34 4,57 4,19 0,01 #200 75 1047,68 3,43 3,45 0,00 -200 - 3142,94 0,0 - - - 0,26 SUMATORIA 91613,39 47 Pasante Acumulado (%) 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 0 5000 10000 15000 20000 25000 Abertura (µm) Figura 17. Pasante Acumulado v/s Abertura para el F80 A.G de alimentación. (Elaboración Propia) Circuito Cerrado inverso: Análisis granulométrico y chancado primario. Para la primera etapa, el material volvió a pasar por el harnero, pero ahora con una malla de corte de 3/8”, resultando así al A.G realizado el Ajuste de G-S como el más favorable a los datos experimentales con un error relativo del 0,39. Por otro lado, para determinar el P80 se realizó una extrapolación doble (en anexos se presenta el ejemplo del cálculo), debido a que el máximo pasante corresponde a un valor inferior al 80%, siendo así este de 10170,02 µm, cabe destacar que los parámetros adjuntos en la Tabla 7 se determinaron para un tiempo de chancado de 30 minutos. 48 Tabla 6. Análisis granulométrico previo chancado. (Elaboración Propia) Malla (pulg) Abertura (µm) Masa Pasante Ponderada Acumulado (g) 21720 74,90 3/8 9525 ¼ 6350 33720 #6 3360 #10 F(x) G- Error S G-S 49,19 0,27 35,94 40,18 0,01 11010 23,21 29,25 0,04 2000 4030 18,56 22,58 0,03 #20 850 3941,3 14,00 14,74 0,00 #30 600 2123,2 11,55 12,39 0,00 #50 300 1752,6 9,52 8,77 0,01 #70 212 1499,8 7,79 7,37 0,00 #100 150 1015,8 6,61 6,20 0,00 #140 106 841,4 5,64 5,22 0,01 #200 75 1246,9 4,20 4,39 0,00 -200 - 3636,1 - - Pasante Acumulado (%) SUMATORIA - 0,39 86537,1637 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 0 2000 4000 6000 8000 10000 12000 Abertura (µm) Figura 18. Pasante Acumulado versus abertura para A.G con extrapolación doble. (Elaboración Propia) 49 Tabla 7. Parámetros operaciones del circuito cerrado inverso. (Elaboración Propia) Parámetros Operacionales Razón Reducción (%) 1,41 Capacidad Tratamiento (kg/min) 3.053 Carga Circulante (%) 25,89 Análisis granulométrico para mineral posterior chancado. Para el A.G del producto, resulto de igual manera más favorable el Ajuste Gaudin-Schuhmann con un error relativo menor del 0,1 respectivamente, además de que también fue necesaria una extrapolación doble para determinar el P80 respectivo de 8175,27 µm. Tabla 8. A.G para el mineral posterior al chancado. (Elaboración Propia) Malla (pulg) Abertura (µm) Masa Ponderada (g) 1/4 6350 40700,00 52,95 47,05 0,02 #6 3360 16330,00 34,08 34,21 0,00 #10 2000 9830,00 22,71 26,39 0,02 #20 850 5645,00 16,19 17,19 0,00 #30 600 2353,65 13,47 14,44 0,00 #50 300 2264,56 10,85 10,21 0,00 #70 212 1439,38 9,19 8,58 0,01 #100 150 581,38 8,51 7,22 0,03 #140 106 1992,63 6,21 6,06 0,00 #200 75 1580,04 4,38 5,10 0,02 -200 - 3793,03 - - - SUMATORIA 86509,6719 Pasante F(x) G-S Acumulado Error GS 0,10 50 Pasante Acumulado(%) 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 0 2000 4000 6000 8000 10000 12000 Abertura (µm) Figura 19: Pasante Acumulado versus abertura posterior al chancado” (Elaboración Propia) Pruebas de Caracterización Físicas Humedad Natural (Hn) Para esta prueba, se ingresó al horno 200,36 g de mineral (W húmedo) los cuales luego de 24 horas son retiradas registrando así un peso de 198,2 g. 𝐻𝑛 (%) : = 1,089% Densidad Aparente Se utilizó una probeta como referencia en el cual, se registra el volumen que ocupan 900 g de mineral en seco. 𝑔 𝜌𝑎𝑝 ( ) : 1,34 𝑔/𝑚𝑙 𝑚𝑙 Densidad Real Mediante 8 pruebas con picnómetro se obtuvo una densidad promedio de: 51 𝑔 𝜌𝑟𝑒𝑎𝑙 ( ) : 2,5 𝑔/𝑚𝑙 𝑚𝑙 Cabe destacar que los cálculos realizados para los anteriores resultados se pueden revisar en los anexos respectivos. Indicador Tasa oxidación Relación entre las leyes de cobre total y soluble para tener un estimado de la recuperación de la especie de interés 𝑇𝑜 (%): 𝐶𝑢𝑆 ∗ 100 = 71,7 % 𝐶𝑢𝑡 Análisis Químico Tabla 9. Resultados obtenidos del análisis químico (Fuente: Depto. Biotecnología UCN). Cobre total Hierro total Cobre Consumo de (%) (%) Soluble (%) ácido (Kg H+/ t) 0,46 2,58 0,33 10,9 Análisis Mineralógico Tabla 10. Resultados obtenidos del Análisis Mineralógico (Fuente: Depto. de geología) Mineral Hematita % Volumen (base total metálicos) 70 Tamaño de grano Máximo Mínimo (µm) (µm) 200 200 % Liberado 20 52 Magnetita Calcopirita Pirita Covelina Molibdenita 25 5 Tr Tr Tr 150 50 50 5 30 50 10 10 - 20 30 50 0 100 Cabe mencionar que el test fue llevado a cabo mediante el método de Microscopia de luz polarizada reflejada, lo cual se centró en la detección de las especies mineralógicas metálicas opacas presentes en la muestra. Figura 20. Fragmentos diseminados de Magnetita, Calcopirita y Hematita observados en la muestra (Fuente: Depto. Geología UCN). 53 Figura 21. Granos de Molibdenita presentes en trazas en la muestra (Fuente: Depto. Geología UCN). Formación del aglomerado Figura 22. Glomeros obtenidos para una humedad del 6% (Fuente: Elaboración Propia) 54 Pruebas de curado ácido. Tabla 11. Resultados obtenidos para la concentración de ácido y cobre para las pruebas realizadas de curado. (Fuente: Elaboración Propia) T curado (h) [Cu 2+] (g/L) 80 72 0,81 1,37 80 24 0,78 1,81 90 72 1,12 3,72 90 24 0,83 2,23 Concentración Cobre (g/L) Consumo ácido (%) [H+] (g/L) 1,2 1 0,8 80% Ácido 0,6 90% Ácido 80% Ácido 0,4 90% ácido 0,2 0 24 48 Tiempo Curado (h) Figura 23. Gráfica comparativa de las concentraciones de cobre en las pruebas de aglomerado. (Fuente: Elaboración Propia) 55 Concentración ácido (g/L) 4 3,5 3 2,5 80% Ácido 2 90% Ácido 1,5 80% Ácido 1 90% ácido 0,5 0 24 48 Tiempo Curado (h) Figura 24. Gráfica comparativa de las concentraciones de ácido en los aglomerados obtenidos. (Fuente: Elaboración Propia) Extracción cobre (%) Cinética de Lixiviación Experimental 50 45 40 35 30 25 20 15 10 5 0 0 5 10 15 20 25 30 Tiempo (h) 56 Figura 25. Gráfica de extracción de cobre versus tiempo columna experimental (Fuente: Elaboración propia) Tabla 12. Datos obtenidos de la extracción de cobre para columna experimental con tiempo de 24 horas. (Fuente: Elaboración propia) Cu extraído (%) Extracción Cobre (%) tiempo (h) 12 (L/m2h) 0 0 3 13,08 17 43,63 20 46,9 24 48,26 Resultados pruebas de lixiviación en columnas. 80 70 60 50 40 12 L/m2h 30 15 L/m2h 20 10 0 0 10 20 30 40 50 60 Tiempo (h) Figura 26. Gráficas de la extracción de cobre logradas en las pruebas a diferentes tasas de riego. (Fuente: Elaboración propia) 57 Tabla 13. Porcentaje de cobre extraído de las pruebas evaluando distintas tasas de regadío. (Fuente: Elaboración propia) Cu extraído (%) tiempo (h) 0 12 (L/m2h) 0 15 (L/m2h) 0 2 1,92 4,36 17 30,20 48,48 20 33,11 52,92 23 35,53 55,70 25 37,83 57,37 39 47,52 63,98 42 49,40 64,98 45 50,77 65,76 48 51,28 65,95 Tabla 14. Resultado del análisis químico realizado al PLS de descarte de la lixiviación (Fuente: Depto. de biotecnología UCN) PLS Descarte 15 L/m2h 12 L/m2h CuT (%) 1,86 1,5 FeT (%) 0,38 0,38 Tabla 15. Resultados del análisis químico realizado a los ripios de lixiviación. (Fuente: Depto. de biotecnología UCN) Ripios 15 L/m2h 12 L/m2h CuT (%) 0,22 0,28 FeT (%) 2,28 2,43 CuS (%) 0,11 0,18 58 Tabla 16. Resumen de las condiciones operacionales definitivas para lixiviación. (Fuente: Elaboración propia) Condiciones de lixiviación resultantes Consumo ácido aglomerado (kg H+/ t mineral) 8,72 Consumo ácido columna (kg H+/ t mineral) 2,18 Altura apilamiento (m) 0,30 Ciclo lixiviación (h) 48 Área columna (m2) 0,02 Masa Mineral (kg) 8200 Tasa Riego (L/m2h) 15 Caudal bombeo refino (mL/min) 5 Concentración H2SO4 refino (g/L) 3 Tiempo Curado (h) 24 Resultados pruebas extracción por solventes Tabla 17. Resultados obtenidos de las pruebas de SX a diferentes proporciones de orgánico y acuoso (Fuente: Elaboración Propia) Razón O/A 5/1 2/1 3/2 1/1 2/1 1/5 [Cu+2]PLS (g/L) 1,56 1,56 1,56 1,56 1,56 1,56 [Cu+2]REF (g/L) 0,43 0,12 0,37 1,12 0,37 0,75 [Cu+2]OC (g/L) 0,22 0,71 0,79 0,43 2,37 4,05 59 Capítulo III 8. Propuesta técnica de tratamiento del mineral Los análisis químicos y mineralógicos realizados a la muestra confirmaron la predominancia de cobre soluble con un 0,46 de CuT y 0,33 de Cobre soluble como también la baja y escasa presencia de minerales opacos, es decir, minerales sulfurados los que serían de nuestro interés, presentándose en proporciones del 5% (para el caso del cobre) y a nivel de trazas (para el molibdeno). Por tanto, el mineral tendrá un tratamiento hidrometalurgico mediante una propuesta técnica de tratamiento como lo señala la Figura 27. Cabe mencionar que la planta tendrá una capacidad real de tratamiento de 70.000 toneladas por día, la cual iniciará con el recibimiento del mineral proveniente de la mina con tamaños entre 700 y 900 mm y tamaños máximos de 1200 mm para su procesamiento. 60 Figura 27 . Diagrama de la propuesta técnica en beneficio del mineral oxidado de cobre. Como lo indica la Figura 27, se comenzara con la alimentación de material desde la mina con camiones a la etapa de conminución, esta se compone de tres etapas de reducción de tamaño, compuestas por un chancador giratorio en la etapa primaria para obtener un tamaño producto (P80) de partículas de 6 pulgadas (152 mm), donde el producto será enviado al acopio de mineral para posteriormente alimentar a la etapa secundaria , la que se compone de dos 61 chancadores de cono de cabeza estándar en circuito cerrado con sus respectivos harneros con malla de corte 10 mm para una etapa de reducción secundaria y como última etapa del proceso de reducción de tamaño, cuatro chancadores de cono de cabeza corta con 4 líneas de harneros con malla de corte 10 mm. Cabe mencionar que la malla de corte fue seleccionada en base a lo investigado y trabajado en el laboratorio debido a su diseño de fabrica que el setting de salida de los equipos secundarios de conminución son de 10 mm, que es lo más cercano al trabajado experimentalmente en el laboratorio de 3/8” (9.52 mm), considerando además el lograr mejores recuperaciones de cobre trabajando con tamaños más finos a la industria sin escatimar costos energéticos asociados de reducción de tamaño. Por lo tanto, al reducir más el mineral, se generará una mayor cantidad de finos, por lo que se requerirá a su vez una etapa de aglomeración compuesta de dos líneas de tambores aglomeradores con dosificaciones del 80% del consumo de ácido a un 6% de humedad. La aglomeración se justifica cuando se posee entre un 10 a un 20% de material fino con respecto a la cantidad total de mineral (López, 2012). Adicionalmente, se incorpora una etapa de curado ácido de 24 horas post aglomerado el cual es realizado dejando el mineral reposando y apilado en las canchas destinadas a la lixiviación. Por último, se obtendrá la especie de interés mediante la construcción de una pila dinámica de lixiviación de 8 metros de alto, 1220 m de largo y 287 m de ancho, la cual tendrá un volumen total de 1.828.358 m3 y un ciclo de lixiviación mínimo de 2 meses (60 a 80 días) la cual será regada con una tasa de riego de 15 L/m2h. Cabe mencionar también que a esta última, le será aplicada la innovación del conjunto manto irrigador (CMI) con sus dimensiones señaladas en el informe respectivo. 62 9. Dimensionamiento de equipos 9.1 Chancador Primario Para la elección de estos equipos, se tomo en consideración principalmente la capacidad de tratamiento de la planta (70.000 tpd) y en base a la capacidad de tratamiento real a procesar, se enfoco la búsqueda en chancadores giratorios siendo el chancador Giratorio superior MKIII modelo 62”x75” el más adecuado para el proceso con una abertura de alimentación de 1575 mm para recibir el material proveniente del yacimiento con tamaños máximos de 1200 mm hasta 700 mm los más pequeños. Una capacidad nominal del equipo para entregar un producto P80 de 6” (152 mm) entre rangos de 2913 y 4162 mtph adecuadas al rango de capacidad real de la planta (4000 mtph) considerando un tiempo de operación de 18 horas del equipo. Cabe destacar que la elección del equipó fue respaldada por la siguiente figura: Figura 28 . Capacidades de tratamiento máximas y mínimas para los diferentes modelos de chancadores en base a los tamaños de salida. (Fuente: Metso, 2018) 63 Tabla 18. Especificaciones técnicas chancador a utilizar. (Fuente: Metso, 2018) Chancador primario Giratorio Superior: MKIII Modelo 62”x75” Cantidad Modelo (tamaño) Cap. Tratamiento nominal Cap. Tratamiento real Abertura alimentación (F80) 1 62-75 8750 tph 4000 tph 1575 mm Abertura descarga (P80) 6" (152 mm) Peso total 298.000 ton Potencia eléctrica 600 kW Velocidad Piñón 600 RPM Tiempo funcionamiento 18 h por día Figura 29. Dimensiones y proporciones chancador giratorio (Metso, 2018) 64 Tabla 19. Medidas específicas del chancador giratorio MKIII 62”x75” (Fuente: Metso, 2018) Medidas (m) MKIII 62x75” A 2,35 B 4,87 C 4,10 D 1,98 E 2,09 F 5,83 G 10,56 H 3,83 J 5,45 K 2,05 L 2,64 M 0,21 N 7,67 O 2,04 P 4,52 9.2 Harneros Secundarios Para este proceso, se selecciono un harnero tipo banana Modelo SLD 2473D, compuesto por dos líneas de harneros con dimensiones de 2,03 m de ancho por 6,1 de largo con cubierta doble y abertura superior de 10 mm como malla de corte, velocidad de vibración 900 rpm, amplitud de vibración variable entre 10 y 12 mm. Además, posee una capacidad de tratamiento nominal de 2100 mtph ideales para el tratamiento del mineral provenientes 65 del chancador secundario a una capacidad real de 2000 mtph a una potencia del equipo de 56 kW. Por otro lado, estos equipos contarán con un sistema de detección de mal funcionamiento, encapsulamiento para disminuir las emisiones de material particulado y sistema de aislamiento de vibraciones. 9.3 Chancadores secundarios y terciarios 9.3.1 Chancadores secundarios Para la segunda etapa de conminución, se utilizará un chancador de cono Norberg cabeza estándar extra fino marca Metso modelo MP1000, lo anterior fue justificado mediante las especificaciones técnicas del chancador para su abertura de alimentación y producto presentes en la Figura 30, el cual posee un rango de abertura de alimentación de 241 a 295 mm nominal del equipo, considerando a su vez que el equipo recibirá material de tamaños rango de 6 a 10” (152 – 254 mm) y se dio una abertura mayor para evitar estancamientos de material grueso con tamaños superiores a los del chancador. El chancador generará un producto con tamaño de 22 mm aproximadamente. 66 Figura 30. Especificaciones técnicas chancadores modelo MP1000. (Fuente: Metso, 2018) Tabla 20. Características del chancador cono cabeza estándar a utilizar. (Fuente: Metso, 2018) Chancador cono estándar MP1000 Cantidad Modelo Peso Capacidad Nominal 2 MP1000 153134 kg 2400 tph máxima Capacidad real 2000 tph Abertura Alimentación 152 mm Abertura Producto 22 mm Potencia Tiempo funcionamiento 1000 kW 20 hpd 67 9.3.2 Chancadores terciarios Por otro lado, para la última etapa de reducción de tamaño y mediante la misma Ошибка! Источник ссылки не найден., se seleccionó un chancador Norberg modelo MP1000 tipo cono cabeza corta medio, el cual posee un rango de abertura entre 104 y 169 mm nominal, lo que se adapta al rango real aproximado a trabajar de 22 a 76 mm (0,86” a 3”), lo anterior fue considerado en base a que no todo el mineral queda dentro de los rangos de tamaños y así evitar que el chancador se presente con material que no pueda triturar generando algún tipo de inconveniente. Este último equipo generará un producto con tamaño aproximado de 10 mm. Tabla 21. Características del chancador cono cabeza corta a utilizar. (Fuente: Metso, 2018) Chancador cono cabeza corta MP1000 Cantidad Modelo Peso Capacidad Nominal 4 MP1000 153.134 kg 1210 tph máxima Capacidad real 1000 tph Abertura Alimentación 22 mm Abertura Producto 10 mm Potencia Tiempo funcionamiento 1000 kW 16 hpd 68 Figura 31.Dimensiones chancadores cono cabeza corta y estándar (Fuente: Metso, 2018) 69 Tabla 22. Dimensiones chancador MP1000 cabeza corta y estándar (Fuente: Metso, 2018) cabeza corta cabeza estándar (m) (m) A 1,95 1,95 B 2,00 2,00 C 1,95 1,95 D 0,97 0,97 E 0,32 0,32 F 0,67 0,67 G 3,66 3,66 H 5,36 5,36 J 4,32 4,32 K 2,85 2,85 L 3,85 3,87 M 2,49 2,53 N 2,88 2,88 O 2,18 2,18 P 3,55 3,55 Q 5,89 5,89 R 2,07 2,07 S 2,35 2,39 T 5,78 5,78 U 4,61 4,61 V 0,15 0,15 70 9.4 Harneros terciarios Para la clasificación proveniente del chancador terciario, estará compuesta por cuatro harneros tipo banana modelos SLO 3685 de 3,6 m de ancho por 8,5 de largo, con abertura de malla de 10 mm en la cubierta superior. La velocidad del harnero es de 997 rpm con una amplitud de vibración de 8,1 mm con una potencia de 56 kW. Posee a su vez, una capacidad de diseño de 1290 tph lo que se adecua a la capacidad real de la planta de 1000 tph aproximadamente. De igual forma y no menos importante, posee un sistema de detección de mal funcionamiento, encapsulamiento para disminuir las emisiones de polvo y un sistema de aislamiento de vibraciones. 9.5 Tambor aglomerador El flujo total proveniente de la planta de chancado es de 4.000 tph el cual es enviado a la etapa de aglomeración del material para aumentar la rapidez de extracción y controlar la permeabilidad de la pila adhiriendo el mineral fino sobre el material grueso. Para esto se utilizan 2 tambores para hacer frente a la capacidad de tratamiento, luego el flujo de alimentación entrante a cada tambor aglomerador será de 2000 tph. Posterior a esto, se procede a calcular la masa y el volumen de mineral que contendrá cada equipo. Para esto se estima que el tiempo de residencia para un tambor aglomerador es inferior a los 3 minutos (Arredondo, 2013), por tanto, el tiempo de residencia para el mineral (tr) es considerado de 60 segundos. 71 Masa contenida en el tambor: (2.000 𝑡⁄ℎ ∗ 60𝑠) 𝑊= = 33,34 𝑡 3.600 𝑠⁄ℎ Volumen de aglomerado dentro del tambor: 𝑉𝑚 = 33,34 𝑡 3 𝑡 = 22,23 𝑚 1,5 3 𝑚 En base a lo obtenido anteriormente, es posible dimensionar el tambor aglomerador, para esto se calcula el volumen total del tambor. Para el volumen del tambor, hay que considerar el porcentaje de llenado o fracción de llenado, según la literatura varía en base al ángulo de llenado del tambor, en el cual, para maximizar la velocidad de rotación, este parámetro debe estar entre los 90 a 110°, lo que se traduce en un porcentaje entre 9,115,6% (Varas, 2002). Para este caso se utiliza un llenado del orden del 15%. 22,23 𝑚3 𝑉= = 21,53 𝑚3 15% Luego se procede a calcular las dimensiones generales del tambor, tanto el diámetro como el largo. Para el diámetro, se estima que la relación entre el largo y diámetro de un aglomerador debe ser cercano a 3 (Ramírez, 2015), por lo tanto, se considera un L/D de 2,9. 3 4∗21.53 𝑚3 𝐷=√ 2,9∗ = 3,07 𝑚 72 Entonces por la relación anterior, tenemos un largo de: 𝐿 = 2,9 ∗ 3.07 𝑚 = 8.9 𝑚 Para calcular la velocidad de rotación del tambor aglomerador, es requisito tener previamente determinada la velocidad crítica de este, la cual corresponde a la velocidad donde se centrifugan los aglomerados (Varas, 2002), la cual está dada por la siguiente ecuación: 𝑁𝑐 = 60 9,81 √ = 24,14 𝑟𝑝𝑚 2 ∗ 3.07 Luego se procede a calcular la velocidad de rotación, para lo cual se estima que la velocidad de giro del tambor rotatorio se encuentra en un rango entre 20-40% de la velocidad critica de rotación, esto con la finalidad de lograr una mejor aglomeración del mineral. Por lo tanto, se estima una velocidad crítica del 30%. Resultado así una velocidad de rotación real de: 𝑁 = 24,14 ∗ 0,3 = 7,24 𝑟𝑝𝑚 Obteniendo la velocidad de rotación, es posible calcular el ángulo de inclinación del tambor, para lo cual, se utiliza la siguiente formula, estimando un ángulo de reposo (“A”) de los aglomerados de 45° aproximadamente (U-cursos, 2007). 𝑆= 1,77 ∗ √45 ∗ 8,9 = 4,75° 1 ∗ 7,24 ∗ 3,07 *Aquí también irá el dibujo el tambor aglomerador en autocad por el maraco del Alexis 73 9.6 Pila de Lixiviación La pila tendrá base de forma rectangular, las cuales sus dimensiones fueron determinadas mediante la herramienta solver de Excel junto con el uso de la densidad aparente del mineral correspondientes a 1,34 ton/m3 junto con la masa de mineral a tratar para obtener el valor de volumen que ocupara la pila, para luego con el uso de la altura deseada de pila que será de 8 m de altura se calcule el volumen mediante la siguiente fórmula y como se nombro arriba mediante el uso de solver encontrar los demás valores. Vpila = h ∗ [(2A + a) ∗ B + (2a + AB)] 6 *Agregar algún otro detalle de calculo que se me fuera (Arriba irá la pila dibujada en autocad por el Alexis). 74 Tabla 22. Dimensiones de la pila de lixiviación propuesta (Fuente: Elaboración Propia) Dimensiones Pila Lixiviación B [m] 1.219,40 A [m] 286,97 b [m] 1.200,33 a [m] 267,90 Angulo talud 45° altura (m) 8 3 Volumen (m ) 1.828.358,21 cantidad Franjas 7 masa (ton/día) 70.000 días construcción 5 3 volumen Franjas (m ) 261.194,02 9.6.1 Carpeta de HDPE Se utilizará las dimensiones totales de la pila para el dimensionamiento del área de la carpeta de polietileno que recubrirá la parte inferior de la pila mediante la fórmula a continuación: Á𝑟𝑒𝑎𝑐 = (𝐴 + 3) ∗ (𝐵 + 3) Resultando así, un área de carpeta necesaria total de la pila de 35449,6 m2 considerando un área superficial total de la pila de 349931,5 m 2 9.6.2 Sistema de riego Primero que nada, se debe calcular el área de riego de la pila, la cual esta descrita por la siguiente fórmula: Á𝑟𝑒𝑎𝑟𝑖𝑒𝑔𝑜 = (𝐴 + 𝑎) ∗ (𝐵 + 𝑏) 4 75 Generando así un área de riego de la pila de 335.660 m 2 el cual es dato necesario para calcular el caudal de bombeo de refino al cual trabajarán las bombas en el proceso, quedando así: 𝑄 = 𝑇𝑟 ∗ 𝐴𝑟 = 1,39 𝑚3 /𝑠 No obstante, siempre se considera un 10% más de caudal por efectos de pérdidas del mismo: 𝑄𝑟𝑒𝑎𝑙 = 𝑄 + 10% = 1,52 𝑚3 /𝑠 76 10. Discusiones Normalmente, en etapas hidrometalúrgicas, los tamaños de partículas del mineral van entre rangos de 1 a ½ pulgada, ya que para este tamaño, permite exponer una mayor área superficial de los minerales para el ataque del ácido (Arriagada, 2006), sin embargo, al disminuir el tamaño, aumentan el grado de liberación de la especie valiosa como también el área superficial para el contacto con la solución lixiviante lo impacta en las recuperaciones del proceso, por el contrario, el triturar más mineral se traduce en costos energéticos adicionales así mismo aumenta la cantidad de material fino generada, esto puede afectar en la percolación de la solución lixiviante, por lo que es requerida una etapa de aglomeración. Sin embargo, para las pruebas realizadas no se considera el gasto energético del Chancador utilizado, priorizando la recuperación de la especie de valor. Los resultados del análisis mineralógico indican que la muestra que fue analizada presenta bajas cantidades de especies valiosas potenciales a recuperar como lo son los sulfuros de cobre, los cuales los valores bordean el 5% de Cpy y Cv a nivel de trazas, de igual forma para el caso del molibdeno. Por otro lado, también se detectan la presencia de fragmentos de cobres con tonos verdes y azules correspondientes a crisocola, lo cual, en conjunto con los resultados de los análisis químicos, sustentan el tratamiento por la vía hidrometalúrgica debido a la predominancia de cobre soluble. Para las pruebas de aglomeración, se logró apreciar que para los glomeros formados a un 5% de humedad, existían partículas de mayor tamaño las cuales presentaban zonas donde se lograba ver aún su matriz de roca, en otras palabras, zonas donde las partículas finas no fueron adheridas, por otro lado, para la aglomeración de un 7% de humedad, este último presentó pequeñas zonas de barro, lo que dice la teoría es que un exceso de agua 77 produce glomeros poco estables que al cargarlos en una pila se deforman o provocan la destrucción de estos produciendo compactación de la pila, una falta de agua produce glomeros muy débiles mecánicamente lo que provocaría el rompimiento de este último en el apilamiento del mineral (López, 2012). En cambio para la prueba de 6% humedad, esta última no presentaba presencia de formación de barros, no obstante, si presentaba zonas en las cuales las partículas finas no fueron adheridas a las gruesas pero en menores proporciones entre las partículas gruesas, según (Lu et al., 2017) con un porcentaje de humedad entre el 5 y 6% se obtienen buenos glomeros de material fino adherido al grueso . Cabe mencionar que el objetivo de estas pruebas consistía en ver la estabilidad física de los glomeros los cuales se dejaron reposar por 24 horas para luego ver la estabilidad en la adherencia de los finos compactando y golpeando los glomeros. Para las pruebas de curado, se utilizaron valores de consumo de ácido de 80% y 90%, lo anterior debido a que se destina aproximadamente el 80% del ácido sulfúrico requerido para la lixiviación en la etapa de aglomeración con el fin de agilizar la cinética de lixiviación mediante el contacto del ácido y el agua que además de ayudar a la formación de los glomeros y la inhibición de la formación de sílice gel (Lu et al., 2017), también ocurre una reacción exotérmica que al producir la liberación de calor, este fractura la roca matriz creando vías adicionales de ataque del ácido que debilitan los enlaces existentes entre el mineral y la especie de interés de tal forma de lograr la reacción anticipada de las especies oxidadas de cobre (Ríos, 2002). Por tanto, como se aprecia en la Figura 23 y Tabla 11 para las concentraciones de cobre, donde se observa que no existe mucha diferencia entre los tiempos de curado de 24 y 72 h salvo cuando se aumentó la concentración de ácido a un 90%, no obstante, un curado de 72 horas no es visto frecuentemente en la industria debido a que el mineral apilado se expone a la evaporación de agua lo que implica perdidas en 78 las fuerzas de enlace y puentes líquidos perdiendo las cualidades físicas que requieren los glomeros (Ríos, 2002), por lo anterior y en base a que no hay diferencias significativas tanto en la concentración de cobre como de ácido para un curado de 24 horas se define el realizar ambas pruebas a una concentración fija de ácido variando otros parámetros como la tasa de riego. Por otro lado, se realizo una lixiviación experimental del mineral con el fin de ver su comportamiento y su cinética de lixiviación, según Ríos (2002), este tipo de prácticas siempre son recomendabas cuando se desconoce el comportamiento y naturaleza que tendrá el mineral en un determinado proceso. Gracias a lo anterior, como se logra ver en la Figura 26 se definió un ciclo de lixiviación de 48 horas en las columnas como también el evaluar la tasa de riego con el fin de obtener las mayores cantidades de cobre en un determinado tiempo sin acarrear problemas operacionales dentro de la pila (Benavente, 2004) también se logra ver en la misma figura que la extracción de cobre para la tasa de riego de 12 y 15 L/m2h tienen una diferencia significativa de 14,67% el cual es a considerar bastante. En las pruebas de extracción por solventes, se llevaron a cabo a diferentes razones O/A, donde se ve en la Tabla 17 que al ser baja la concentración de cobre en el PLS de 1,56 g/L, esta logra un pobre traspaso a la solución orgánica para las razones donde predomina el extractante orgánico en proporción, sin embargo, ocurre lo contrario en razones donde predomina la solución acuosa, donde se logra mayores concentraciones de cobre en la solución orgánica, lo anterior es debido a que el orgánico tiene más volumen disponible de solución acuosa lo que le permite aumentar su extracción iónica de cobre. 79 10. Conclusiones El mineral será trabajado con granulometrías más finas a lo normal bajo malla 3/8” con el fin de obtener un producto con mejores recuperaciones metalúrgicas de cobre sin considerar costos energéticos de chancado adicionales. Por otro lado, los resultados de los análisis químicos y mineralógicos sustentan la predominancia de especies de cobre solubles como también la baja presencia de especies sulfuras de cobre lo que justifica de mejor forma el tratamiento hidrometalúrgico. En base a lo observado, la prueba 2 equivalente a la formación de glomeros con un 6% de humedad resulta como la mejor en términos de adherencia y estabilidad física de finos a los gruesos. Se trabajará a tiempos de curado de 24 horas debido a que presenta pequeñas diferencias en concentración de cobre y ácido con su homólogo de 72 h además de su prolongada extensión de este último, con dosificación de ácido en el aglomerado de un 80%. En las pruebas de lixiviación, la tasa de riego de 15 L/m 2h resulto como la mejor prueba evaluada, resultando así con un 65,95% de recuperación de cobre para un tiempo de 48 horas. Por último, la razón O/A de 1/5 resulta como la prueba que logro concentrar mayor cantidad de cobre con 4,05 g/L debido a la predominancia de iones cúpricos presentes en la fase acuosa. 80 11. Bibliografía 1. Personales.unican.es. (2018). [En línea] Disponible en: http://personales.unican.es/mierja/docencia/educacion/master/fps/apunte s/calculo_de_densidades.pdf [Ingreso 22 octubre de 2018]. 2. El blog de QuercusLab. (2018). Método del picnómetro para calcular densidades. [En línea] Disponible en: https://quercuslab.es/blog/metododel-picnometro-para-determinar-densidades/ [Ingreso 22 octubre 2018]. 3. Griem, W. (2016). Métodos del reconocimiento de rocas - Apuntes Geología General. [En línea] Geovirtual2.cl. http://www.geovirtual2.cl/geologiageneral/ggcap03b.htm Disponible en: [Ingreso 22 octubre 2018]. 4. Codelcoeduca.cl. (2018). Codelco Educa. [En línea] Disponible en: https://www.codelcoeduca.cl/site/edic/base/port/flotacion.html [Ingreso 24 octubre 2018]. 5. Miranda, N. (2012). 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Introducción a la hidrometalurgia, 169. 83 12. Apéndices Tabla 23. A.G alimentación con ajuste R.R (Elaboración Propia) Malla (pulg) Abertura (µm) Masa Pond. (g) Pasante Acum. (%) F(x) R-R Error R-R (%) 1 25400 680,00 99,26 90,03 0,01 ¾ 19050 2500,00 96,53 84,31 0,02 ½ 12700 20540,00 74,11 74,34 0,00 ¼ 6350 36340,00 34,44 55,18 0,14 #6 3360 11140,00 22,28 39,00 0,18 #10 2000 4200,00 17,70 28,33 0,14 #20 850 4582,35 12,70 15,94 0,04 #30 600 1802,42 10,73 12,47 0,02 #50 300 2569,63 7,92 7,56 0,00 #70 212 1196,10 6,62 5,86 0,02 #100 150 903,37 5,63 4,53 0,06 #140 106 969,34 4,57 3,50 0,09 #200 75 1047,68 3,43 2,70 0,07 -200 - 3142,94 0,0 SUMATORIA 91613,39 - 0,80 84 Tabla 24. A.G circuito cerrado inverso con ajuste R.R (Elaboración Propia) Malla (pulg) Abertura (µm) 3/8 Pasante Acumulado F(x) R-R 9525 Masa Ponderada (g) 21720 74,90 49,36 0,27 1/4 6350 33720 35,94 41,66 0,02 #6 3360 11010 23,21 31,18 0,07 #10 2000 4030 18,56 24,22 0,05 #20 850 3941,3 14,00 15,59 0,01 #30 600 2123,2 11,55 12,95 0,01 #50 300 1752,6 9,52 8,89 0,01 #70 212 1499,8 7,79 7,34 0,00 #100 150 1015,8 6,61 6,06 0,01 #140 106 841,4 5,64 4,99 0,02 #200 75 1246,9 4,20 4,11 0,00 -200 - 3636,1 SUMATORIA - - 86537,1637 Error R-R 0,46 Tabla 25. A.G al producto del chancado con ajuste R-R (Elaboración Propia) Malla (pulg) Abertura (µm) 1/4 6350 Masa Ponderada (g) 40700,00 Pasante F(x) R- Error R-R Acumulado R 52,95 45,49 0,03 #6 3360 16330,00 34,08 34,60 0,00 #10 2000 9830,00 22,71 27,20 0,03 #20 850 5645,00 16,19 17,84 0,01 85 #30 600 2353,65 13,47 14,92 0,01 #50 300 2264,56 10,85 10,38 0,00 #70 212 1439,38 9,19 8,62 0,00 #100 150 581,38 8,51 7,16 0,04 #140 106 1992,63 6,21 5,93 0,00 #200 75 1580,04 4,38 4,91 0,01 -200 - 3793,03 - SUMATORIA - 86509,6719 0,13 Ejemplo de cálculo para la extrapolación del P80: Harneado primario circuito cerrado inverso Tabla 26. Rangos para la extrapolación del P80 (Fuente: Elaboración Propia) Abertura (µm) Pasante acumulado (%) 12700 100 X 80 9525 74,09 Se extrapola entre 80 y 100 en la malla ½” que corresponde a una abertura de 12700 µm, sin embargo, el pasante para esta malla corresponde al 100% considerando que paso todo bajo esta malla quedando retenido en la malla 3/8”. 12700 − 𝑋 100 − 80 = = 𝑋 = 10249,4 µm 𝑋 − 9525 80 − 74,09 86 De igual forma para la segunda extrapolación correspondiente al harneado secundario. Cabe mencionar, que, para los gráficos de extrapolación, se incorporó la gráfica gris graficando una abertura de malla superior donde pasase el 100% del material para ver el comportamiento de la curva y el punto exacto donde es interceptada por la línea horizontal correspondiente al 80% Pasante. Caracterización Física Calculo para determinar la humedad natural 𝐻𝑁 (%): 𝑊ℎú𝑚𝑒𝑑𝑜 − 𝑊𝑠𝑒𝑐𝑜 (200,36 − 198,2) 𝑔 : : 1,089% 𝑊𝑠𝑒𝑐𝑜 198,2 𝑔 El cálculo anterior, se realizó con mineral bajo malla #10 registrando a su vez, el peso de la bandeja el cual por una diferencia se obtiene el peso del mineral al salir del horno. Densidad Real: El material trabajado para estas pruebas es mineral pulverizado 100% bajo #100. Tabla 27. Pruebas realizadas mediante picnometría. (Elaboración Propia) Prueba 1 2 3 4 5 6 7 m1 (g) 30,83 30,83 30,84 30,81 30,84 35,30 35,38 m2 (g) 32,82 33,30 34,05 33,59 33,47 37,11 37,56 m3 (g) 83,58 83,79 84,23 84,06 83,93 86,59 86,90 m4 (g) 82,31 82,31 82,32 82,19 82,29 85,41 85,40 Densidad 2,76 2,49 2,47 3,05 2,66 2,87 3,21 87 8 9 10 11 12 35,28 30,70 31,42 30,93 30,86 38,00 33,20 32,58 32,75 32,89 87,22 83,90 84,1 83,32 83,55 85,40 82,40 83,4 82,23 82,24 3,02 2,50 2,52 2,49 2,82 De las doce pruebas resultantes, se obtiene que el valor con más frecuencia en los datos de 2,5 g/ml aproximadamente, siendo esta última como la densidad del mineral a trabajar. Figura 32. Porcentajes de cobre total promedio utilizado en diversos procesos mineros en los últimos años. (Fuente: COCHILCO) Figura 33. Glomeros formador a partir de un 7% de humedad. 88 Cálculos para mineral a lixiviar (1) Área columna: π ∗ D2 4 = 0,02 m2 (2) Volumen a lixiviar: Área Columna ∗ Altura a apilar = 0,02 m2 ∗ 0,3 m = 0,00603 m3 (3) Masa Mx en pilas: ρaparente ∗ Vlixiviar = 1,36g/mL ∗ 6030mL = 8200g Cálculos para la extracción por solventes: Se realiza mediante un balance simple, considerando también para este caso experimental a escala laboratorio, la utilización de orgánico nuevo, es decir, que la concentración de cobre es cero en el orgánico inicial y se obtiene la concentración en el orgánico cargado mediante la siguiente ecuación: [𝐶𝑢2+ ] 𝑂𝐶 [𝐶𝑢2+ ]𝑃𝐿𝑆 − [𝐶𝑢2+ ]𝑅𝐸𝐹 = 𝑂/𝐴 Para la razón O/A = 1/1, la concentración del PLS trabajado corresponde a 1,56 g/L y al terminar la separación de fases se obtiene la concentración del refino mediante titulación resultado de 1,125 lo que da como valor de concentración en el orgánico cargado de 0,435 g/L. De igual forma se procede para determinar las concentraciones de las otras razones. 89