Por: Jorge Ganoza, metalurgista.

Introducción

Es bien sabido que el comportamiento del tamaño de partícula en la fase de espuma es importante para determinar el rendimiento de un circuito. La constante de velocidad de flotación está influenciada por la probabilidad de que una partícula gruesa o fina sobreviva a la acción de limpieza de la zona de espuma y se reporte al producto de espuma^[1]. En general, se acepta que una espuma de buena estabilidad es importante para lograr una buena ley y una alta recuperación de sulfuros de cobre porque muchas operaciones intentan aumentar el tonelaje, pero la estabilidad de la operación no se evalúa adecuadamente cuando el tamaño de alimentación es más grueso que el diseño.

En la presente investigación, se llevó a cabo un programa de pruebas de flotación para proporcionar una mejor comprensión del comportamiento de las partículas gruesas de sulfuros de cobre en la flotación de primaria (rougher) y limpieza. Los parámetros examinados incluyeron el efecto del tamaño de partícula en el rendimiento de la flotación primaria, la recuperación de cobre y oro, y el nivel de remolienda del concentrado primario de cobre grueso antes de las etapas de limpieza. Se realizó una prueba de ciclo cerrado para confirmar la recuperación de cobre y oro en un circuito continuo.

Con un tamaño K80 de molienda primaria de 250 µm, los sulfuros de cobre primarios y secundarios se liberaron en gran proporción. Hubo muy poca asociación entre los sulfuros de cobre y otros sulfuros en la muestra. Una pequeña fracción de los minerales de cobre se reportó como minerales no sulfurados. El mineral representado por el compuesto evaluado es, por lo tanto, simple y debería responder más favorablemente a los protocolos estándar de tratamiento de flotación con celdas mecánicas. En las pruebas de flotación primaria, las recuperaciones de cobre promediaron cerca del 90% y las recuperaciones de oro cerca del 73%. Un tamaño de alimentación de flotación con un K80 mayor que 250 µm redujo las recuperaciones de cobre en aproximadamente un 10%. En pruebas de limpieza se obtuvieron grados de concentrados de 42% de cobre. 

La tecnología de flotación de partículas gruesas aumenta el límite superior del tamaño de partícula del tamaño de alimentación de flotación y puede reducir el consumo de energía, lo que es especialmente adecuado para la disposición de relaves por la presencia de partículas gruesas^[2].

Colección de partículas

El proceso de flotación es un método muy efectivo para separar minerales valiosos de los minerales presentes en la ganga durante su tratamiento en plantas de procesamiento. Este proceso consiste en una serie de subprocesos consecutivos que incluyen colisión burbuja-partícula, colección y estabilidad burbuja-partícula. Después de esta colisión, la partícula se une a la superficie de la burbuja y se forma un agregado de partículas y burbujas. Luego, este agregado se transporta a la fase de espuma. La fijación de partículas en las burbujas y el desprendimiento son subprocesos críticos para una flotación exitosa. La colisión burbuja-partícula es el principal subproceso de flotación que tiene un efecto significativo en la cinética de flotación y recuperación^[3].

La eficiencia de la fijación (Ea) y eficiencia de desprendimiento (Ed) cuantifican los subprocesos de adherencia y desprendimiento, respectivamente. La adherencia burbuja-partícula y los subprocesos de separación han sido relativamente inexplorados porque son procesos complejos que están controlados por el químico superficial y aspectos fisicoquímicos de partículas y burbujas de aire. El proceso de desprendimiento está controlado por la hidrodinámica de la celda de flotación. En general, Ea aumenta con un menor tamaño de partícula y un mayor ángulo de contacto. Del mismo modo, Ea disminuye al aumentar el tamaño de partícula y tamaño de burbuja, pero aumenta con el incremento del ángulo de contacto de la partícula^[3]. Esta parte es importante en el momento de generarse la flotación de partículas gruesas. Mientras que Ed aumenta al incrementar la turbulencia. La eficiencia de colisión aumenta al incrementar el tamaño de la burbuja.

Antes de que pueda ocurrir la unión burbuja-partícula, una partícula tiene que chocar con una burbuja, alcanzando una distancia de separación en la que las fuerzas superficiales comienzan a operar. La determinación de la colisión burbuja-partícula implica la evaluación de las fuerzas que hacen que una partícula se desvíe en su trayectoria de las líneas de corriente del fluido cercano a la superficie de la burbuja y colisione con una burbuja. En la Figura 1 se muestran cuatro mecanismos de colisión burbuja-partícula, que son la inercia (a), gravedad (b), intercepción (c) y difusión Browniana (d). Las líneas gruesas representan el movimiento de las partículas y las finas el movimiento del fluido. El mecanismo de colisión inercial es más probable para partículas gruesas y densas que no pueden seguir las líneas de corriente del fluido y tienden a moverse a lo largo de una trayectoria recta. Si la densidad de las partículas es mayor que la del fluido circundante, las partículas tienen una cierta velocidad de sedimentación y, por lo tanto, su trayectoria se desvía de las líneas de corriente del fluido. Esta desviación puede causar que las partículas choquen con la superficie de la burbuja. 

La colisión de partículas con la superficie de la burbuja por intercepción se debe a un flujo que transporta partículas a lo largo de las líneas de corriente del fluido. Las partículas entran en contacto con la superficie de la burbuja debido a su tamaño finito. 

La colisión burbuja-partícula por difusión Browniana es significativa para partículas submicrónicas que se mueven aleatoriamente en el fluido^[4]. La colisión burbuja-partícula puede ocurrir por los mecanismos individuales descritos anteriormente o podría ser el resultado de dos o más de estos mecanismos.

Límite del tamaño de partícula

El grado de hidrofobicidad se puede expresar por el ángulo de contacto, que es el ángulo en la línea de contacto trifásica entre el mineral, la fase acuosa y la burbuja de aire. Se acepta que cuanto mayor es el ángulo de contacto de una superficie de un mineral, más fácilmente se humedece con el aire y, por lo tanto, es más hidrófoba. La hidrofobicidad o el ángulo de contacto de las partículas depende del tipo y la distribución de las especies presentes en la superficie del mineral. La recuperación disminuye con el aumento del tamaño de las partículas debido al desprendimiento, y disminuye con tamaños de partículas pequeños debido a la colisión ineficiente^[5].

Hay un límite de tamaño superior para las partículas flotables. El equilibrio de fuerzas que actúan sobre la partícula y la burbuja determinará la estabilidad del conjunto. Las partículas gruesas, ya sean de un solo tipo o compuestas, pueden desprenderse de la superficie de la burbuja^[6]. Después de la unión, son necesarias dos condiciones para la flotación: estabilidad y flotabilidad del agregado.

Las fuerzas predominantes son las gravitacionales y capilares. El tamaño máximo de partícula que se puede elevar es diferente del tamaño máximo de partícula flotable, el primero se obtiene en condiciones estáticas mientras que el segundo está influenciado por un estado dinámico. Algunos resultados con partículas de cuarzo indican que se requiere un mayor ángulo de contacto para elevar partículas de tamaño grande. Por ejemplo, una partícula de 3.4 mm solo puede ser elevada por una burbuja de 1.8 mm, a una velocidad ascendente constante de 20 µm/s, y si el ángulo de contacto del agua que avanza con las partículas es de al menos 80º. El tamaño de las partículas que pueden elevarse disminuye al bajar diámetro de la burbuja. La velocidad ascendente también es importante y el tamaño de la partícula que puede elevarse disminuye cuando la velocidad ascendente aumenta con la aceleración^[5]. La Figura 2 muestra la influencia del ángulo de contacto para que una burbuja pueda transportar el máximo tamaño de partícula de cuarzo bajo un tamaño de burbuja determinado.

Aunque una alta agitación/turbulencia en la celda de flotación aumenta la frecuencia de colisión de partículas y burbujas y, por lo tanto, la posibilidad de flotación y recuperación, demasiada turbulencia es perjudicial ya que las partículas más gruesas pueden desprenderse de las burbujas cuando la fuerza de desprendimiento –que puede ser simplemente representada por la fuerza centrífuga y de gravedad– se vuelve más grande que la fuerza de adhesión burbuja-partícula, la cual se considera proporcional a la hidrofobicidad de la partícula o al ángulo de contacto^[7]. Como la fuerza centrífuga y la gravedad son proporcionales a la masa de la partícula, la fuerza de desprendimiento aumenta con el diámetro de las partículas y la densidad de las partículas y, en consecuencia, la posibilidad de flotación y la recuperación disminuirán.

La Figura 3 muestra las curvas de recuperación versus tamaño de partícula para un mineral particular de cobre a lo largo del banco de celdas de flotación^[7]. Estas curvas presentan un máximo de recuperación alrededor de 100 µm y una disminución en la recuperación para partículas de menor tamaño y dimensiones más grandes atribuidas a la baja eficiencia de colisión de burbuja-partícula y a un alto desprendimiento de los minerales colectados. La forma de estas curvas es común para todas las celdas mecánicas de flotación, independientemente del tamaño alimentado y los tipos de minerales flotados, aunque el tamaño de partícula máximo y la recuperación puede aumentar o disminuir por factores mineralógicos y de densidad de los minerales flotados. En la Figura 4 se muestran resultados de una mayor colisión/fijación de burbujas-partículas de diferentes tipos de minerales a los 30 segundos y 10 minutos de flotación.

Liberación de sulfuros de cobre

El grado de liberación entre ciertos minerales debe ser considerado como un factor importante que afecta el desempeño de la flotación. La liberación entre los minerales valiosos y la ganga tiene un fuerte impacto en los resultados de flotación en la región de partículas gruesas y disminuye con el aumento de partículas en el caso de los minerales de pórfido de cobre^[8]. La liberación se obtiene generalmente a través de operaciones de trituración y molienda de granos de minerales valiosos de aquellos considerados como parte de los relaves. Estas operaciones fracturan agregados minerales, induciendo o aumentando la liberación de granos de minerales valiosos, resultando en dos tipos de fractura correspondientes a dos tipos de liberación. Si la interfase entre los granos es fuerte, la fractura ocurre a través del grano, con liberación inducida solo por reducción de tamaño. En el otro caso, si la interfase entre granos es débil, la fractura será intergranular, aumentando la liberación por desprendimiento^[9].

La liberación del mineral depende de las características mineralógicas. De esta forma, el desempeño metalúrgico de un circuito de flotación depende de la textura del mineral y del tamaño de partícula obtenido en el circuito de molienda^[10]. La Figura 5 muestra una curva de grado-recuperación teórica influenciada por partículas liberadas y asociadas con minerales de ganga.

Los estudios mineralógicos son una importante fuente de información para determinar la presencia de sulfuros de cobre, minerales de ganga y grado de liberación.

Considerando un punto de vista práctico, es necesario relacionar el tamaño de partícula con el grado de liberación y, en segundo lugar, relacionar el tamaño y la liberación con el proceso de flotación. La generación de datos cuantitativos significativos para la predicción del requerimiento del tamaño de molienda para lograr la separación mineral deseada a partir de los datos de liberación se pasa por alto en algunos estudios metalúrgicos y puede ser un objetivo difícil de alcanzar. Por ejemplo, la suposición de un patrón de fractura aleatorio, que considera que el contenido porcentual de un metal en todas las clases de tamaño después de la rotura es igual, este es un punto débil de algunos estudios de liberación^[11]. 

Es necesario indicar que la medición directa de la liberación mineral en un mineral molido es un tema complejo debido a que la sección pulida utilizada para el análisis microscópico introduce errores estereológicos ya que una partícula asociada puede observarse como libre si la sección pasa por solo uno de los minerales presentes^[11]. Este tipo de situación es típica de los sulfuros de cobre. La experiencia de leer y hacer una buena interpretación es importante para estimar el rendimiento metalúrgico.

Un flujo de partículas liberadas con minerales valiosos y ganga en diferentes clases de partículas se separará bruscamente, mientras que una corriente de partículas asociadas no se separará correctamente^[12]. La Figura 6 representa los productos de la fragmentación de rocas. Los fragmentos de un mineral complejo pueden ser partículas liberadas, compuestos binarios o compuestos terciarios.

Un estudio mineralógico de Quantitative Evaluation of Minerals by Scanning Electron Microscopy (QemScan)^[13] genera una buena estimación del nivel de liberación después de la molienda. Las clases de liberación se definen como Libre a un mineral con ≥95% de área superficial; Liberado a un mineral con ≥80% pero <95% de área superficial; Medios a un mineral con ≥50% pero <80% de área superficial; Submedios a un mineral con ≥20% pero <50% de área superficial, y Asociado a un mineral con <20% de área superficial^[13]. La Figura 7 es un ejemplo del nivel de liberación por tamaño de los sulfuros de cobre.

Es importante indicar que una liberación completa no garantiza una alta recuperación. Los minerales liberados deben concentrarse en un rango de tamaño óptimo y parámetros de flotación apropiados (por ejemplo, densidad de pulpa, tamaño K80, pH, dosificación de colector y espumante). Existe una interacción entre la liberación de minerales y el tamaño de las partículas^[14]. La Figura 8 muestra diferentes recuperaciones de partículas de chalcopirita de diferentes tamaños y liberación después de ocho minutos. En este caso, las partículas gruesas de chalcopirita tienen una baja flotación debido a que no se identificaron adecuadamente los parámetros óptimos de flotación.

El límite de liberación debe ser analizado y seleccionado considerando la mineralogía del mineral y los resultados del proceso de flotación. Si el estudio no está bien realizado, algunas pérdidas de mineral valioso y la dilución de la ley del concentrado tendrán un impacto en el proceso de recuperación. Se pueden reportar partículas gruesas de minerales económicos y ganga en el concentrado primario y pueden aumentar la recuperación, pero reducir la ley del concentrado primario (rougher). Intentar rechazar estas partículas es una alternativa, pero la recuperación se ve afectada, aunque la ley general del concentrado podría permanecer casi estable^[12]. La Figura 9 ilustra las causas de la baja recuperación y grado de concentrado.

Al determinar la molienda apropiada y el posible tamaño de liberación, podemos saber si podría haber problemas de arrastre mecánico de minerales de ganga en la espuma. Hay varios factores que influyen en el arrastre mecánico, uno de ellos es el tamaño de partícula. Esto generalmente se evalúa utilizando una curva de recuperación a diferentes tamaños y comparando los resultados con el tamaño de partícula promedio evaluado. En el análisis, las partículas reportadas por arrastre mecánico muestran un mayor desplazamiento cuando se reduce el tamaño de partícula^[15]. La flotación a un tamaño grueso puede reducir parcialmente la presencia de ganga en el concentrado, pero también se pueden reportar partículas con muy poca liberación en la espuma, lo que puede complicar el diseño y/u operación del circuito de remolido y limpieza.

La presencia de partículas grandes es una indicación de que se pueden producir concentrados de alto grado si las partículas valiosas tienen un grado de liberación apropiado, y es posible producir un buen concentrado con una alta eficiencia de separación si el grado de liberación de las partículas se acerca al 80% o más^[16]. Otro punto a considerar es la densidad de pulpa, por ejemplo, los valores K80 de los concentrados obtenidos en una prueba de flotación con una densidad de pulpa de 30% son mayores que los valores de K80 de los concentrados obtenidos de la prueba de flotación con una densidad de pulpa de 25%. En ambas pruebas de flotación, a medida que transcurre el tiempo, el valor de K80 disminuye^[16]. La Figura 10 muestra una tendencia a la baja en el tamaño de las partículas de chalcopirita desde el primer concentrado hasta el concentrado final. La Figura 11 muestra el concentrado primario de cobre después de 20 segundos.

Trabajo experimental

Se utilizó una muestra de mineral de cobre para realizar el programa de pruebas metalúrgicas. La muestra composito se redujo de tamaño a menos malla 10 y luego se homogenizó la muestra. Esta se dividió en submuestras de 2 kilogramos y se almacenó bajo refrigeración hasta que se requirió para el programa de pruebas. Se tomó una porción representativa para análisis de cabeza y estudio mineralógico.

La muestra es esencialmente un mineral de cobre de alta ley, con un contenido de 2.07% Cu, 0.008% Pb, 0.006% Zn, 10.3% Fe, 0.006% Mo, 20 g/t Ag y 0.34 g/t Au. El cobre soluble en ácido en la muestra fue 0.23%, lo que indica que los niveles de óxidos de cobre probablemente serían una restricción para obtener una recuperación alta. Esta es una muestra de bajo óxido, 11% respecto del cobre total^[17], pero puede afectar la recuperación de cobre.

Los minerales cupríferos detectados incluyeron los sulfuros de cobre bornita, chalcocita y chalcopirita. No se detectó cobre nativo en la muestra analizada; sin embargo, este suele tener una ocurrencia en forma de hojuelas. El mineral de silicato de cobre detectado fue crisocola (solo un pequeño contenido). Se esperaba que los niveles altos de bornita y chalcocita generen concentrados con contenido de cobre alto. La Tabla 1 muestra la abundancia de minerales.

También se detectó pirita. Con una relación de pirita a sulfuros de cobre de 0.028 para el compuesto, no es necesario considerar un gran esfuerzo para evitar la flotación de pirita en el concentrado de cobre.

El programa de pruebas de flotación se realizó utilizando cargas de mineral de 2 kilogramos y se utilizó un molino de barras de laboratorio para moler el mineral de cobre. La pulpa molida se transfirió a una celda de flotación hecha de acero inoxidable, y la celda se montó en una máquina de flotación de laboratorio Denver D-12. Después de llenar el volumen restante de la celda con agua, se agregaron reactivos de flotación a la celda y la pulpa se acondicionó durante un período determinado a 1,800 rpm antes de introducir aire en la pulpa para iniciar la flotación. Se utilizó el Modelo de Laboratorio de Denver D12 porque los parámetros de flotación se pueden escalar para obtener información confiable. La máquina de flotación de laboratorio se agita mecánicamente y puede simular los modelos a gran escala disponibles comercialmente. La introducción de aire se realiza normalmente a través de un tubo vertical que rodea el eje del impulsor. 

En la operación estándar, la celda funciona como un equipo auto aspirante, la acción del impulsor atrae aire por el tubo vertical y la velocidad del impulsor controla la velocidad del ingreso del aire. El equipo Denver D12 es versátil y se puede modificar para que funcione con inyección de aire. En ambos modos de funcionamiento, el impulsor corta la corriente de aire en finas burbujas^[18].

En este programa, las pruebas de flotación primaria (rougher) y limpieza se realizaron inicialmente para evaluar el rendimiento de este circuito y las dosis de reactivos. El programa de pruebas de flotación para este mineral de cobre evaluó el efecto de una molienda primaria a un tamaño K80 de 150, 200, 250, 300 y 350 µm, usando como reactivos de flotación Xantato Amílico de Potasio (PAX) como colector. Se agregaron F-549 y MIBC como espumantes. La adición de dos espumantes puede ayudar a aumentar la probabilidad de colisión y se puede colectar una partícula gruesa y unirla a la burbuja^[19]. Se añadió cal para regular el pH a 10.5. El concentrado primario de cobre se remolió y se limpió para producir un concentrado. Los resultados de la prueba de ciclo cerrado se utilizaron para estimar el rendimiento metalúrgico del composito.

Resultados experimentales

Mineralogía

Los resultados del estudio mineralógico fueron útiles para obtener información sobre la asociación mineralógica en la muestra molida a un K80 de 150 µm. Los resultados de este análisis pusieron de manifiesto los siguientes puntos:

Alrededor del 35% al 65% de los sulfuros de cobre (formas liberadas y binarias) se liberan y la mayor parte del resto se asocia en forma binaria con la pirita y los minerales de ganga no sulfurosa. Los datos de asociación binaria para los sulfuros de cobre indicaron una asociación preferencial entre sulfuros de cobre. La bornita se asoció preferentemente con chalcocita y chalcopirita. La chalcocita estuvo fuertemente asociada con bornita y chalcopirita, y la chalcopirita se asoció preferentemente con bornita y chalcocita. 

La fuerte asociación de los sulfuros de cobre respalda la existencia de un tamaño de grano grueso para estos minerales asociados y la flotación de los minerales sulfurados de cobre en un solo concentrado colectivo. Es decir, no es necesario liberar los sulfuros de cobre entre sí, pudiendo reportarse en el concentrado. Es probable que los contaminantes más comunes sean silicatos y carbonatos. 

Con un tamaño K80 de 150 µm, la liberación de sulfuros de cobre estuvo dentro del rango típico para una flotación práctica. Tratar de considerar un tamaño de alimentación a flotación más fino no mejorará la liberación ni el rendimiento metalúrgico. Cabe mencionar que un tamaño más fino podría favorecer la producción de lamas y algunos de ellos podrían recubrir la superficie de los minerales económicos del cobre. La presencia de partículas manchadas afecta la recuperación de sulfuros económicos^[20]. Sin embargo, es posible considerar un tamaño de alimentación a flotación más grueso debido a que los principales sulfuros de cobre detectados en la muestra composito son la bornita y la chalcopirita, 47% y 33%, respectivamente, representan el 80%, y la fracción restante representada por la chalcocita es el 20%. Esto significa que la recuperación de chalcopirita y bornita tiene un impacto significativo en el desempeño metalúrgico. Las partículas gruesas pueden ser compuestas de minerales que contienen cobre y minerales de ganga^[21]. La distribución de minerales de sulfuro de cobre se muestra en la Tabla 2.

La asociación entre la pirita y los sulfuros de cobre es esencialmente inexistente para la muestra evaluada porque alrededor del 10% de los sulfuros de cobre estaban unidos con la pirita en compuestos binarios.

Los minerales de ganga se liberaron casi en su totalidad (96.5 %) de los minerales de sulfuro de cobre para el tamaño de molienda K80 de 150 µm. Esto implicaría que los minerales podrían procesarse fácilmente con tamaños de alimentación de flotación mucho más gruesos. Por ejemplo, si el mineral se muele a un K80 de 250 µm y, dependiendo del tamaño de los granos de los sulfuros, los sulfuros de cobre podrían liberarse, total o parcialmente, entonces ese tamaño más grueso específico representaría la liberación a un tamaño grueso^[22].

Efecto de la molienda primaria

Se investigó el efecto de la molienda primaria en el rendimiento metalúrgico en un rango de tamaño de molienda primaria desde un K80 de 150 µm hasta 350 µm. El rendimiento metalúrgico se evaluó mediante pruebas de cinéticas en la flotación primaria. La adición de reactivos de flotación fue similar en las pruebas y el tamaño de alimentación de flotación fue la principal variable. En general, la rapidez de flotación de los minerales sulfurados de cobre fue buena. Esto implicaría que se podría esperar una mejor respuesta metalúrgica de minerales con mineralogía similar. La Figura 12 muestra las curvas grado-recuperación de cobre para la muestra composito.

Las recuperaciones de cobre al concentrado primaria promediaron 88%, y el peso o la masa de sólidos fue en promedio 9.5%. La recuperación de oro al concentrado primario promedió 72%. Se determinó como óptimo un tamaño de molienda primaria K80 de 250 µm para el composito de cobre. Con este tamaño, la recuperación de cobre fue del 90% y la recuperación de oro del 74%. Un tamaño similar de alimento a flotación ha sido adoptado por algunas operaciones de cobre^[23].

La recuperación de cobre fue menor cuando el tamaño de molienda primaria se incrementó a un tamaño K80 de 300 y 350 µm. En este punto, la recuperación se redujo hasta en un 9% y la tendencia de extracción de masa fue mucho mayor, aproximadamente hasta un 2.6% más. El rendimiento del cobre no cambió significativamente cuando el tamaño de molienda primaria se redujo a un tamaño K80 de 150 y 200 µm, pero la remoción de masa fue mayor. La recuperación fue ligeramente superior, pero no drásticamente diferente a los resultados obtenidos a un tamaño K80 de 250 µm. La Figura 13 muestra la variabilidad del desplazamiento de la masa del concentrado primario con respecto a la recuperación de cobre. Es importante indicar que un alto grado de liberación no siempre es necesario y puede ser indeseable en algunos casos. De esta manera, la flotación requiere que al menos una superficie del mineral valioso esté expuesta para obtener una buena respuesta^[24].

Los mejores resultados en el caso del oro, se presentaron cuando se logró una alta recuperación del 74% con una extracción de masa del 9% para un tamaño K80 de 250 µm. El buen resultado sugiere que los minerales auríferos se liberan preferentemente en la molienda. A un tamaño más fino, la recuperación no es sensible a cambios. La recuperación de oro al concentrado primario de cobre si es sensible al tamaño de la molienda primaria a una dimensión de K80 de 300 y 350 µm. La Figura 14 muestra las curvas grado-recuperación de oro para el composito.

Pruebas de limpieza de cobre

Los resultados de las pruebas de flotación primaria fueron importantes para seleccionar el tamaño de molienda, el tiempo de flotación y determinar el desplazamiento potencial de los minerales de ganga en el circuito de cobre. Se observó que el composito no necesita un tiempo de flotación prolongado para obtener recuperaciones aceptables en el concentrado primario, pero era necesario evaluar el efecto de remoler el concentrado de cobre primario. El objetivo de realizar pruebas de limpieza fue evaluar la relación grado-recuperación, a lo largo del circuito de limpieza, después de la etapa de remolienda.

Las pruebas de limpieza produjeron un concentrado de cobre de grado vendible. Dependiendo de las abundancias relativas de sulfuros, las leyes promedio de concentrado oscilaron entre 43% y 49% de cobre. Ver la Figura 15. No fue necesario considerar una etapa de flotación de agotamiento (cleaner scavenger) para el relave de primera limpieza porque los sulfuros de cobre mostraron una buena flotabilidad.

En las pruebas de limpieza, con un tamaño de producto de remolienda con un K80 de 36 µm, se produjo un concentrado de 49% de cobre con una recuperación del 80% hasta el concentrado final. Si el producto remolido es demasiado fino, la recuperación es baja. Esta muestra de cobre requirió algo de remolienda del concentrado primario para asegurar la producción de concentrado de alta ley. Se logró un rendimiento metalúrgico aceptable en la etapa de limpieza, con un tamaño promedio del producto de remolienda de un K80 de 50 µm, con una recuperación de cobre de alrededor del 90%. La Figura 16 muestra una porción de concentrado de cobre y relaves de la flotación primaria.

Las recuperaciones de oro en el concentrado final fueron en promedio aproximadamente el 59% y las recuperaciones de cobre del concentrado final promediaron 83%. Cuando el concentrado primario no fue remolido, se afectó la recuperación de oro, llegando solo a 43%. La recuperación de oro parece tener una tendencia lineal con la recuperación de cobre, aunque se observó cierta variabilidad en los resultados con las pruebas de remolienda. La ley de oro en el concentrado promedio 4.3 g/t con una ley promedio de cobre en el concentrado de 46%.

Efecto de remoler el concentrado primario

Una de las variables clave que fue investigada mediante la realización de pruebas de limpieza batch fue el efecto de remoler el concentrado primario antes de las etapas de flotación de limpieza. Esta parte del estudio se limitó al trabajo en el concentrado primario de cobre producido a un K80 de 250 µm. Se seleccionaron pruebas de limpieza para investigar el efecto de la remolienda en el grado del concentrado de cobre.

Se realizaron una serie de pruebas de limpieza, investigando los tamaños de descarga de remolienda a un K80 en el rango de 30 a 80 µm para el concentrado primario de cobre. Después de la remolienda, se produjeron concentrados de cobre de alto grado en dos etapas. En general, el tamaño de la remolienda mostró un efecto predecible sobre la respuesta metalúrgica en el rango de tamaño de 50 a 60 µm K80. Una remolienda más fina no tuvo un efecto significativo en la ley de cobre al tenerse una menor recuperación. Un resumen de los resultados se puede encontrar en la Figura 17.

Para el concentrado de cobre, hubo una relación lineal entre la ley del concentrado y el tamaño de la descarga de la remolienda. Para la muestra composito, a medida que se redujo el tamaño de la remolienda, la ley del concentrado es mayor; el cambio es significativo con respecto a la prueba sin remolienda del concentrado primario. Teniendo en cuenta los resultados de las pruebas de limpieza, el tamaño apropiado de remolienda del concentrado primario de cobre es cercano a un K80 de 50 µm. La Figura 18 muestra el efecto sobre la recuperación de cobre y oro.

Energía requerida para la remolienda

Las pruebas de moliendabilidad para materiales finos indican la energía específica necesaria para remoler el concentrado primario desde su tamaño original hasta cualquier dimensión o tamaños especificados. El objetivo de las pruebas de moliendabilidad para materiales finos no es determinar el Índice de Trabajo de Bond porque no se ha establecido la relevancia del Índice para materiales como arena o productos intermedios de flotación, y el uso del Índice podría conducir a estimaciones incorrectas. La prueba de Levin permite la estimación directa de la energía necesaria para la molienda a un tamaño específico^{[25, 26]}.

En general, el tamaño de remolienda deseado del concentrado primario fue un K80 de 50 µm. El desempeño de la flotación primaria de cobre influyó fuertemente en la operación del molino de remolienda. Se usó el concentrado primario de cobre de las pruebas de flotación batch a un K80 de 250 µm para realizar las pruebas de Levin. Estos datos se pueden utilizar para diseñar y especificar equipos a gran escala. El resumen de las pruebas se muestra en la Tabla 3. Como se muestra en la tabla, el requerimiento de energía para este concentrado primario de cobre es de alrededor de 11 kWh/t.

Pruebas de ciclo cerrado

Los resultados de las pruebas de limpieza fueron útiles para planificar el ensayo de ciclo cerrado (PCC) para la muestra composito de cobre. La PCC se realizó para evaluar el rendimiento metalúrgico en equilibrio que podría anticiparse en una operación de flotación continua.

Se desarrolló una prueba de ciclo cerrado en la muestra de cobre a un tamaño K80 de 250 µm. Para esta se utilizó un esquema básico de reactivos: se usó cal para regular el pH. PAX se utilizó como colector para los sulfuros de cobre y minerales auríferos en la etapa de flotación primaria y de limpieza. F549 y MIBC se usaron como espumantes. El concentrado primario de cobre se remolió antes de las etapas de limpieza a un tamaño k80 de 50 µm.

En base a los dos últimos ciclos, los resultados indican que la recuperación de cobre y oro en el concentrado de limpieza de cobre fue 89% y 73%, respectivamente. Al combinar los resultados, la ley de cobre en el concentrado fue en promedio 42.6% de cobre y la ley de oro fue en promedio 3.9 g/t. El desplazamiento de hierro fue del 16.2%. 

Los resultados de la PCC se muestran en la Tabla 4. El cálculo del balance se realizó considerando la técnica Cycle-by-Cycle, que es relativamente sencilla. La estipulación principal es que, al igual que el método de cálculo de productos combinados, la alimentación de cada ciclo debe tener el mismo peso y deben ser muestras homogéneas, lo que significa que deben ser idénticas en composición mineralógica^{[27, 28]}. El análisis de haber llegado a un estado estable se ha evaluado graficando la distribución de los elementos y el peso total en función del número de ciclo, tal como se muestra en la Figura 19.

Es importante que la prueba de ciclo cerrado alcance el estado estable. Un análisis complementario es evaluar si la distribución del peso del concentrado ciclo por ciclo y la carga circulante. La recuperación de peso al concentrado final parece haber alcanzado un valor de equilibrio entre 4.6 y 4.8%, que se obtuvo en el tercer ciclo. Al mismo tiempo la carga circulante varió desde 1.24% en el primer ciclo hasta el valor final de 1.30%. Estas cargas circulantes son bastante aceptables y, considerando los niveles en una planta operativa, son notablemente bajas.

Habrá premios por el contenido de oro y plata en la venta del concentrado de cobre. El comprador puede pagar el 97.50% del contenido final de oro, sujeto a una deducción mínima de 1 g/t. En el caso de la plata, el comprador puede pagar el 90% del contenido final, sujeto a una deducción mínima de 30 g/t^{[29, 30]}.

Conclusiones

1. La muestra proporcionada para estudio fue de una mineralización de cobre variable. Los sulfuros dominantes, comprendieron un rango de minerales de sulfurados de cobre (bornita, chalcopirita y chalcocita) junto con minerales de oro y pirita. Se detectó un pequeño contenido de un mineral oxidado de cobre.

2. La liberación de sulfuros de cobre, con un tamaño K80 de molienda primaria de 250 µm, fue aceptable y suficiente para asegurar buenas recuperaciones de cobre en el concentrado primario. Los niveles de liberación proyectados en un tamaño grueso también fueron satisfactorios, indicando que el rendimiento del circuito de flotación primario puede ser aceptable en este tamaño. La mayoría de los sulfuros de cobre no liberados se produjeron como estructuras binarias simples con ganga no sulfurosa. Estas partículas entrelazadas todavía tenían, en promedio, suficientes sulfuros de cobre para su recuperación en el concentrado primario.

3. Según la prueba de ciclo cerrado realizada, la muestra composito mostró un rendimiento metalúrgico favorable en el circuito de flotación primaria. Utilizando un tamaño K80 de alimentación a flotación de 250 µm, y un esquema simple de reactivos en base a Xantato y la adición de dos espumantes, se registraron recuperaciones aceptables de los minerales sulfurados de cobre y minerales de oro en el concentrado primario de cobre.

4. Es necesario remoler el concentrado primario de cobre para mejorar la ley y lograr buenas recuperaciones de cobre y oro. Después de remoler el concentrado primario hasta un tamaño K80 de aproximadamente 50 µm, fueron necesarias dos etapas de limpieza para obtener la producción de un concentrado de cobre enriquecido con oro.

5. Un concentrado de cobre de grado comercial con contenidos apreciables de oro y plata se puede producir a partir de la muestra de cobre evaluada en el laboratorio, y usando parámetros de procesamiento esencialmente simples.

Referencias

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