Por: Jorge Ganoza, Metalurgista.

Introducción

La flotación es una tecnología clave dentro de la industria minera. Es bien sabido que la idea de recuperar partículas gruesas ha permanecido más o menos invariable desde que las empresas adoptaron esta idea en el diseño de ingeniería. Por ello, es importante describir algunas operaciones cuyas propiedades mineralógicas permitieron implementar un circuito de flotación con alimentación gruesa.

Los procesos de conminución involucran trituración y molienda y son altamente intensivos en capital y representan la parte principal del costo operativo en las plantas de procesamiento de minerales. A veces también son ineficientes para convertir energía en trabajo a medida que se reduce el tamaño de las partículas. Como resultado, la práctica de la flotación gruesa puede generar debates entre los especialistas sobre cómo romper los enlaces que unen minerales valiosos a un mineral de ganga para que puedan ser expuestos y recuperados en un tamaño grueso de modo económico.

Se describen algunas operaciones de minerales polimetálicos y minerales de cobre que usaron celdas mecánicas en el circuito de molienda o bancos de celdas en el circuito de flotación primaria. Los resultados son buenos y pueden usarse como referencia para diseñar u optimizar las operaciones de flotación. Aunque en el caso de minerales auríferos tiene algunas restricciones con respecto al tamaño máximo de partículas recuperables, es importante describir algunas operaciones. Sin considerar el tipo de mineral, un logro fundamental obtenido es la llamada estrategia de control. 

Lake Dufault (cobre-zinc)

La planta concentradora de Lake Duafult perteneció a Corporation Falconbridge Copper. La operación se ubicaba a 10 millas al norte de Noranda, Quebec, en Canadá. Se diseñó para procesar 1,300 t/d de un mineral cobre-zinc con un grado de oxidación variable y con leyes promedio de 5% de cobre y 10% de zinc. 

El mineral está formado por chalcopirita, esfalerita, pirita y pirrotita. Inicialmente el mineral era un sulfuro masivo, pero posteriormente con el avance de la mina se procesaba un mineral de sulfuros diseminados en una ganga silicosa con riolita.

El circuito de molienda estaba compuesto por un molino de barras y otro de bolas. El mineral a un tamaño de ½” era alimentado al molino de barras de 9’ x 12’ cuya descarga era de tamaño 37% menos malla 200, y la pulpa se diluía para obtener una densidad de 57% de sólidos que se dirigía a dos celdas unitarias de 100 pies³ de capacidad. 

Estas celdas recuperaban cerca del 30% del cobre total y el concentrado tenía una ley promedio de 24%. El tiempo de retención en las celdas era de 6 minutos. El relave de las celdas se bombeaba a un hidrociclón de 20 pulgadas. La descarga gruesa del hidrociclón se dirigía a un molino de bolas de 10’ x 13’. La descarga del molino de bolas era 61 menos malla 200 y era diluido a 54.5% de sólidos que se dirigían a dos bancos de 4 celdas de 100 pies³ Denver DR, que podían usarse en serie o paralelo. El tiempo de retención en estas celdas del molino de bolas fue de aproximadamente 9 minutos. 

Los relaves de este segundo grupo de celdas se juntaban con los de las celdas unitarias y se bombeaban al hidrociclón. Aproximadamente el 50% del cobre se recuperó en este circuito como producto terminado. El rebose del hidrociclón se enviaba a un circuito de flotación convencional de cobre cuyo relave alimentaba al circuito de flotación de zinc. La Figura 1 muestra las dos celdas unitarias instaladas junto al molino de barras, y también las celdas instaladas junto al molino de bolas.

Lake Dufault (cobre-zinc)

La planta concentradora de Lake Duafult perteneció a Corporation Falconbridge Copper. La operación se ubicaba a 10 millas al Norte Noranda, Quebec, en Canadá. Se diseñó para procesar 1,300 t/d de un mineral cobre-zinc con un grado de oxidación variable y con leyes promedio de 5% de cobre y 10% de zinc^[1]. 

El mineral está formado por chalcopirita, esfalerita, pirita y pirrotita. Inicialmente era un sulfuro masivo, pero posteriormente con el avance de la mina se procesaba un mineral de sulfuros diseminados en una ganga silicosa con riolita^[2].

El circuito de molienda estaba compuesto por un molino de barras y otro de bolas. El mineral a un tamaño de ½” era alimentado al molino de barras de 9’ x 12’ cuya descarga era de tamaño 37% menos malla 200, y la pulpa se diluía para obtener una densidad de 57% de sólidos que se dirigía a dos celdas unitarias de 100 pies³ de capacidad. Estas celdas recuperaban cerca del 30% del cobre total y el concentrado tenía una ley promedio de 24%. El tiempo de retención en las celdas era de 6 minutos. El relave de las celdas se bombeaba a un hidrociclón de 20 pulgadas. La descarga gruesa del hidrociclón se dirigía a un molino de bolas de 10’ x 13’. La descarga del molino de bolas era 61 menos malla 200 y era diluido a 54.5% de sólidos que se dirigían a dos bancos de 4 celdas de 100 pies³ Denver DR que podían usarse en serie o paralelo. El tiempo de retención en estas celdas del molino de bolas fue de aproximadamente 9 minutos. 

Los relaves de este segundo grupo de celdas se juntaban con los de las celdas unitarias y se bombeaban al hidrociclón. Aproximadamente el 50% del cobre se recuperó en este circuito como producto terminado. El rebose del hidrociclón se enviaba a un circuito de flotación convencional de cobre cuyo relave alimentaba al circuito de flotación de zinc^[1,2]. La Figura 1 muestra las dos celdas unitarias instaladas junto al molino de barras, y también las celdas junto al molino de bolas.

La operación de este circuito permitió evitar una molienda excesiva de la chalcopirita con lo cual fue posible obtener un concentrado con un contenido de humedad de 9%. También fue posible reducir el número de celdas de flotación del circuito primario de cobre. Al evitarse una molienda muy fina se pudo efectuar una buena depresión de la esfalerita en el circuito^[1].

Cuando se procesaron los sulfuros diseminados, la dureza se incrementó y los contenidos de cobre y zinc disminuyeron. Para poder operar sin problemas la descarga del molino de barras se bombeaba al hidrociclón, cuya descarga inferior tenía un contenido de sólidos de 65%, y el tamaño de partícula era 31% menos malla 200 y alimentaba a las celdas instaladas junto al molino de bolas. Esta operación de flotación gruesa permitió recuperar cerca del 45% del cobre con un concentrado ensayando 27% de Cu^[1]. La Figura 2 muestra el diagrama de flujo del circuito de molienda-clasificación equipado con celdas de flotación unitarias.

El control de la operación se pudo optimizar con la instalación de instrumentación tanto en el circuito de molienda como en el de flotación. Por ejemplo, se colocó un dispositivo para monitorear el sonido generado por el molino de barras. Esto permitió manejar el tonelaje que se enviaba al circuito de molienda. También se instaló un sistema de análisis de rayos X para tener información de las leyes del mineral que ingresaban a la planta, los relaves y leyes de concentrados de cobre y zinc^[3]. 

Nanisivik Mines Ltd. (plomo-zinc)

La operación se Nanisivik se encontraba a 3,200 km al norte de Montreal y 700 km al norte del Círculo Ártico, en el lado sur de Strathcona Sound, al norte de las Islas Baffin. El depósito era un sulfuro masivo alojado en roca dolomítica cuyos principales minerales eran galena, esfalerita, pirita, marcasita, dolomita y calcita. El 2% del mineral era hielo y su gravedad específica era 4. El cuerpo era lo que se denomina mineral Tipo Mississippi Valley^[4,5].

El mineral que se enviaba a la planta tenía un contenido variable de plomo, ingresando una ley promedio de 1.46%, mientras que el contenido promedio de zinc era 11.3%. La recuperación de plomo fue de 93% y la de zinc 97%. La ley de plata que ingresaba al proceso era en promedio 57.7 g/t. El concentrado de plomo reportaba cerca de 72% de Pb. La planta procesaba inicialmente cerca de 2,000 t/d. La descarga del molino de barras y la del de bolas antes de ser bombeada a los hidrociclones se dirigía a tres celdas unitarias de 106 pies³ (3 m³). El concentrado de plomo de la celda unitaria se podía enviar al espesador de concentrado o a la segunda limpieza dependiendo del tipo de mineral ingresado al proceso. 

El circuito de flotación primaria de plomo estaba formado por cuatro celdas Sub-A de 106 pies³ (3 m³). El circuito de limpieza estaba formado de tres etapas con seis celdas Sub-A de 25 pies³ (0.7 m³). No fue necesario instalar un circuito de remolienda^[4]. La Figura 3 muestra el diagrama de flujo del circuito de molienda y el circuito de flotación de plomo.

Las celdas unitarias tuvieron el efecto de recuperar el plomo libre del circuito cuando podía producirse alguna variación en la ley que ingresaba a planta, de esta forma el circuito primario (rougher) y el de limpieza no se sobrecargaban. El tamaño del alimento a las celdas unitarias oscilaba entre 28% y 32% menos malla 200. Muchas veces la ley del concentrado de plomo de la celda unitaria fue mayor al del concentrado del circuito de limpieza. La ley promedio de plomo en el concentrado de la celda unitaria fue 56%. De esta forma, se podía recuperar hasta cerca del 70% en las celdas unitarias y un 20% restante en el circuito de flotación de limpieza^[4].

Polaris (plomo-zinc)

La operación polimetálica plomo-zinc de Polaris se encontraba ubicada en Little Cornwallis Island, en Northwest Territories, Canadá. Cuando la mina inicio en 1981 fue la operación minera de metales base ubicada más al norte que cualquier otra. La planta concentradora se ubicó en una gran barca donde se producían concentrados de plomo y de zinc^[6]. La Figura 4 muestra una vista aérea de la planta concentradora.

Los estudios iniciales reportaron que el depósito tenía leyes promedio de plomo y zinc de 4.3% y 14.1%, respectivamente. Dichos valores se acercaron al mineral procesado en la planta. Los principales minerales fueron la galena, esfalerita, marcasita, calcita y dolomita. Dos aspectos se tomaron en cuenta en el diseño, los sulfuros, en espacial la galena fueron cristales largos, y las leyes de plomo y zinc enviadas a la planta tendrían algo de variabilidad, por lo que era necesario tener un circuito de molienda y flotación con flexibilidad para manejar los cambios. 

El circuito de molienda estaba equipado con dos molinos de bolas de 3 m x 4 m, los cuales podían trabajar en paralelo o en serie según las características del mineral. Las descargas de los molinos de bolas alimentaban a tres celdas OK-8 de 8 m³ para efectuar la flotación del plomo grueso. El concentrado de estas celdas se podía enviar al espesador de concentrado de plomo o a la tercera etapa de limpieza de ser necesario. 

El relave de estas celdas se bombeaba a los hidrociclones, el rebose se dirigía al circuito de flotación primaria (rougher) de plomo equipado con 4 celdas OK-16 de 16 m³, y la descarga gruesa se enviaba a cada molino de bolas^[6,8,9]. 

El diagrama de flujo del circuito de molienda con las celdas de flotación unitarias se muestra en la Figura 5.

Inicialmente se consideró que el circuito de flotación de plomo grueso podía recibir una alimentación con un K80 de 125 µm, pero los resultados de la operación indicaron que podía recibirse una alimentación más gruesa como 27% menos malla 200. El concentrado grueso podía representar hasta el 75% del concentrado de plomo total producido. 

El circuito de limpieza inicialmente operó con celdas mecánicas, pero se evaluó el uso de columnas para mejorar el grado y minimizar la sobrecarga del circuito de limpieza. La instalación de celdas columnas permitió incrementar la ley de plomo de 76% a 79.3%, y la recuperación de Pb no se perjudicó, aumentando levemente de 91 a 91.3%^[6,8].

Flin Flon (cobre-zinc)

La operación de Flin Flon perteneció a Hudson Bay Mining and Smelting Company, y se encontraba en el límite entre Manitoba y Saskatchewan^[10]. A mediados de los 80 la planta concentradora operaba en paralelo el mineral de dos minas, una era Trout Lake y la otra Callinan, ambos minerales eran de cobre-zinc con contenidos de oro y plata. Para cada circuito se instaló una celda Flash Skim Air en 1987. Las celdas producían un concentrado final de cobre y mejoraron la recuperación de metales preciosos. Parámetros operativos como el alimento grueso a la celda y la profundidad de la zona de burbujas (colchón de espumas) influyeron en el rendimiento de la celda^[11]. La Figura 6 muestra el diagrama de flujo del circuito de molienda con la celda flash.

Inicialmente se instaló una celda de 300 pies³ para procesar el mineral de Trout Lake. El alimento a la esta era la descarga gruesa (underflow) de los hidrociclones. Desde su instalación las recuperaciones de oro y plata en el concentrado final de cobre aumentaron entre 15% y 6%, respectivamente. El concentrado de la celda flash representaba entre el 15% y 20% del concentrado final de cobre. Asimismo, esta celda podía recuperar cerca del 50% de oro y el 30% de plata. 

La Figura 7 muestra en forma gráfica el impacto de la celda flash en la recuperación de oro y plata en el concentrado de cobre. Cuando se instaló otra similar para procesar el mineral de Callinan, se obtuvieron también mejores recuperaciones de oro y plata. Se logró un aumento de 17% para el oro y un 1% para la plata^[11].

El tiempo de retención en la celda flash era en promedio 2.2 minutos, pero podría ser menor o mayor al variar la profundidad de la zona de burbujas (colchón de espumas). La alimentación a la celda era 20% menos malla 325 con un porcentaje de sólidos del 70%. Se observó que, si la descarga del molino de barras se volvía más gruesa, la descarga inferior del hidrociclón se engrosaba, y las recuperaciones de la celda flash mejoraban. 

La descarga del molino de barras reportaba en promedio 0.04 oz/t de oro, 0.5 oz/t de plata, 1.8% de cobre, y 5.5% de zinc. El concentrado de la celda flash reportaba en promedio 2.7 oz/t de oro, 8.5 oz/t de plata, 26% de cobre y 3% de zinc^[11].

Highland Valley Copper (cobre)

La operación de Highland Valley Copper se encuentra ubicada en el distrito de Higland Valley, aproximadamente a 60 km al norte de Merritt y 80 Km al suroeste de Kamloops en la zona central sur de British Columbia en Canadá. La empresa minera que maneja la operación es Teck Resources^[12,13]. La Figura 9 muestra una vista aérea de parte de la unidad.

Hay tres depósitos que sirven para alimentar a la planta concentradora, estos son Valley, Lornex y Highmont. La mineralización dominante es chalcopirita, bornita, pirita y molibdenita con menores contenidos de hematita, magnetita y chalcocita. Las zonas mineralizadas están definidas según el contenido de cobre y molibdeno, la dureza y el contenido de bornita, que son usados para asignar valores dentro del modelo de bloques, y así poder predecir la ley a ser alimentada al proceso y los tiempos de procesamiento de los bloques^[12].

La planta concentradora puede procesar 140,000 t/d de un mineral de cobre con una ley promedio de 0.4%. El circuito de molienda tiene cinco líneas. Hay tres con molienda semiautógena (A, B y C) y con molinos de bolas. Dos molinos SAG miden 9.75 m x 4.72 m, y el tercero 10.36 m x 4.88 m. Las otras dos líneas tienen molienda autógena (D y E) y operan con chancadoras de cono. Los molinos autógenos miden 10.36 m x 4.57 m. y sus productos son enviados a molinos de bolas. Los molinos de bolas trabajan con nidos de hidrociclones. 

Las líneas A y B entregan un producto grueso a flotación de 80% menos 270 micrones, mientras que las C, D, y E proporcionan un producto 80% menos 300 micrones^[12,13]. Este alimento al circuito de flotación es más grueso que el valor promedio de 80% menos 150 micrones de muchas operaciones de cobre.

El circuito rougher ha estado formado por celdas de flotación mecánicas Denver DR, que han operado de manera exitosa por muchos años. El concentrado primario cobre-molibdeno se remuele y el producto del circuito de remolienda se limpia en celdas mecánicas y en columnas^[12,13]. El concentrado pasa al circuito de separación para obtener contenidos de cobre y molibdeno, respectivamente. El concentrado de cobre en promedio reporta 41% con una recuperación del orden de 91%, y el concentrado de molibdeno contiene 88% de MoS2 con una recuperación de 49%^[16].

La Figura 10 muestra parte del circuito de molienda y el de flotación rougher. Mientras que la Figura 11 presenta el diagrama de flujo del proceso del mineral.

El 2012 se decidió construir un nuevo circuito de flotación para reducir el número de celdas mecánicas Denver DR. Ahora sigue contando con celdas mecánicas y están arregladas de acuerdo con el diagrama de flujo original. Asimismo, los parámetros operativos para una flotación gruesa se mantienen sin cambios.

Minto (cobre)

La propiedad está ubicada al oeste del río Yukón, a unos 240 km al norte de Whitehorse, Yukón, Canadá, y a unos 20 km de Minto Landing, este último en el lado este del río. Se puede acceder a la propiedad por Yukon Highway 2 hasta Minto Landing^[17,18]. 

Las operaciones están en curso y comenzaron en octubre de 2007. Minto realiza el minado tanto a tajo abierto como subterráneo. El mineral se procesa utilizando trituración, molienda y flotación convencional para producir concentrados de cobre con importantes contenidos de oro y plata.

Desde el comienzo de la producción comercial en 2007, la capacidad de diseño de la planta de procesamiento ha aumentado de 1,500 t/d hasta 4,200 t/d. Los concentrados se exportan internacionalmente a través del puerto de Skagway, Alaska^[19].

Los minerales primarios son la chalcopirita, bornita, chalcocita y algo de pirita. Los minerales de sulfuro de cobre se presentan principalmente como diseminaciones, filamentos foliares y en forma de texturas. La mineralización de más alto grado ocurre como intercrecimientos semimasivos de bornita y chalcopirita con textura de red. Las proporciones típicas de bornita-chalcopirita son de 3:1, y la bornita es especialmente abundante en secciones máficas, donde forma dominios de mayor grado (1 - 2% Cu). La covelita se presenta localmente bordeando la bornita. Tanto la bornita como la chalcopirita suelen sustituirse por digenita secundaria. La Figura 12 presenta una muestra con minerales de cobre^[17].

El circuito de molienda consta de un molino SAG (16.5' D x 5.0' L) y dos de bolas de descarga con parrilla (10.5' D x 12’ L) que operan en paralelo. Los tres tienen motores de 900 HP. El factor limitante para aumentar el tonelaje es el Molino SAG, el cual tiene un trommel con aberturas de 25 mm. La operación ha sido capaz de aumentar el tonelaje a través del molino SAG mediante el prechancado del mineral. Cada molino de bolas trabaja en circuito cerrado con hidrociclones de 15”. La descarga del molino SAG se combina con la de los molinos de bolas y se agrega agua para lograr una densidad de 55% de sólidos. La pulpa se bombea a los hidrociclones. El flujo inferior de estos se alimenta al molino de bolas para su molienda adicional a una densidad de 70% de sólidos. El rebose de los hidrociclones se combina y alimentan al circuito de flotación primario de cobre. 

El circuito de molienda produce una alimentación al de flotación con tamaño de partícula 80% menor a 250 μm con una densidad de sólidos de aproximadamente 35%^[17,19]. La Figura 13 muestra el circuito de molienda primario.

El circuito rougher consta de tres celdas de flotación de 40 m³, y el circuito de agotamiento (scavenger) tiene cuatro celdas de 14.4 m³. Ambos no han tenido problema para manejar el alimento grueso. La primera etapa de limpieza consta de cuatro celdas de 10 m³ y el circuito de limpieza final tiene seis celdas de 2.8 m³. Todas las celdas de flotación son mecánicas. 

El concentrado final de limpieza alimenta por gravedad al espesador de concentrado de cobre. El relave del circuito final de limpieza recircula a la primera etapa de limpieza^[17,19]. La Figura 14 muestra el circuito de flotación primaria, y la Figura 15 el diagrama de flujo.

Durante el periodo del 2010 al 2020, la ley de cobre promedio en el mineral alimentado a la planta ha sido de1.6% y el oro 0.68 g/t. El concentrado ha reportado en promedio 38% de Cu y 12 g/t de Au. Mientras que las recuperaciones de cobre y oro han sido del orden de 90% y 72%^[17]. Los resultados son concordantes con la proyección efectuada por la empresa^[20]. La Tabla 1 muestras los resultados del periodo anual indicado.

Las Bambas (cobre)

La operación es una mina de cobre con contenidos de molibdeno ubicada en los Andes del sur de Perú aproximadamente 75 km al sur-suroeste de Cusco, 300 km al norte-noroeste de Arequipa, y 150 km al noreste de Espinar. Específicamente en la zona de Cotabambas, en el departamento de Apurímac^[21,22].

La mineralización de estilo pórfido ocurre en rocas de cuarzo-monzonita a granodiorita. Los sulfuros de cobre hipógenos son los principales minerales que contienen cobre con menor aparición de óxidos y carbonatos de Cu supergénicos cerca de la superficie^[22].

La capacidad del circuito de molienda fue diseñada para procesar 140,000 t/d. El comisionamiento inició a fines del 2015 y los primeros despachos de concentrado se realizaron el 2016. El circuito de molienda está conformado por dos líneas que operan en paralelo y consisten de un molino SAG y otro de bolas que trabaja en circuito cerrado con hidrociclones^[22]. El rebose del nido de hidrociclones alimenta al circuito de flotación primaria de cobre a un tamaño 80% menos 240 micrones y a un porcentaje de 38% de sólidos. El circuito de flotación primaria y de agotamiento, están equipados con celdas mecánicas^[23]. 

El mineral ingresa con una ley promedio de 1.35% de cobre. El concentrado reporta leyes mayores a 37% y las recuperaciones oscilan entre 85% y 91%^[23] y dependen principalmente de la relación entre el cobre soluble en ácido sulfúrico respecto al Cu total. El programa de pruebas metalúrgicos desarrolló ecuaciones para estimar las recuperaciones de cada depósito^[22]. La Figura 16 muestra una vista del circuito de flotación.

Brucejack (oro-plata)

La operación minera de Brucejack está ubicada en el noroeste de Vancouver, British Columbia en Canadá, y se diseñó inicialmente como una unidad subterránea para procesar 2,700 t/d durante una vida útil de la mina de 18 años. El mineral ha sido procesado desde mediados del 2017 utilizando una combinación de concentración gravimétrica y flotación para recuperar oro y plata^[24]. 

La Propiedad inicialmente perteneció a Pretium Resources Inc hasta que fue adquirida por Newcrest el 2021. Los buenos resultados favorecieron el incremento de la capacidad de planta a 3,800 t/d el 2018 y llegando a 4,065 t/d.

La mineralización de metales preciosos de alto grado parece haber sido transportada predominantemente como suspensiones coloidales, cuya desestabilización durante la mezcla de fluidos resultó en la distribución variable de la mineralización de oro y plata. La precipitación de metales preciosos de la suspensión coloidal parece haberse concentrado a lo largo de corredores estructurales, dentro de los cuales la mineralización de metales preciosos de alta ley se presenta como agregados dendríticos gruesos de electrum y sulfosales de plata, alojados en gran parte en vetas de cuarzo^[25]. 

La planta de procesamiento produce un concentrado de flotación con contenidos de oro y plata y un doré de oro y plata por la fundición del concentrado gravimétrico. El diseño ha sido hecho considerando una alimentación de 14.1 g/t de oro y 57.7 g/t de plata. La planta de proceso estará compuesta por: una etapa de trituración (ubicada bajo tierra, un circuito de molienda con un molino SAG de 19’ x 8.5’ y un circuito de molienda primaria con un molino de bolas de 13’ x 23.8’ en circuito cerrado con hidrociclones y además integrado con concentración gravimétrica. 

El alimento a flotación tiene un K80 de 100-110 µm. El circuito rougher consta de cuatro celdas mecánicas de 100 m³ y el de agotamiento tiene dos celdas mecánicas de 100 m³. El concentrado primario y el de agotamiento son enviados al circuito de limpieza de tres etapas en contracorriente^[24,25]. La Figura 17 muestra el circuito de flotación primaria y de agotamiento.

En mayo de 2017 se inició el procesamiento del mineral. La primera barra de doré se obtuvo en junio de 2017. Durante la puesta en marcha inicial se produjeron 8,510 onzas de oro. La Tabla 2 muestra la información de planta desde su inicio hasta finales de 2019^[25]. La Figura 18 muestra el diagrama de flujo del proceso.

Cisneros (oro)

La propiedad está ubicada a 55 km al noreste de Medellín y dos km al este de la ciudad de Cisneros en el departamento de Antioquia, Colombia. La operación minera es propiedad de Antioquia Gold Ltd. El depósito es un sistema de vetas de oro mesotérmal relacionadas con pórfidos. El Au es el principal metal económico. La mineralización se produce en envolturas estructurales estrechas. El oro nativo y el electrum muestran formas anhedrales, subangulares a sub redondeadas. El Au aparece como inclusiones en pirita y chalcopirita o en vetillas asociadas con chalcopirita y bismutinita^[27].

El objetivo inicial fue obtener concentrados gravimétricos y de flotación en una planta con una capacidad de 500 t/d. El producto final es un concentrado de sulfuros con contenidos de oro. Las pruebas evaluaron la dimensión de partícula en 100 µm y 109 µm y se recomendó no usar tamaños más finos para evitar la generación de material no deseado. La descarga del molino de bolas se dirige a una zaranda de modo tal que el pasante alimenta a un concentrador centrifugo y el sobre tamaño va un hidrociclón, cuyo rebose alimenta el circuito de flotación, el cual incluye rougher, flotación de agotamiento y dos etapas de limpieza. La operación se desarrolla solo en celdas mecánicas^[27].

La operación en la planta concentradora se inició a comienzos de 2019. El oro ingresó los primeros cuatro meses con una ley de 2.3 a 2.8 g/t y la recuperación estuvo entre 89% y 96%. A partir del cuarto mes se alcanzó la capacidad de diseño de la planta^[28]. Los buenos resultados motivaron que se realice una expansión de capacidad hasta 1,200 t/d.

Manibridge (níquel)

Basado en el éxito de Lake Dufault con la flotación en celdas unitarias a la descarga del molino de barras, Falconbridge Nickel Mines Limited decidió implementar un sistema idéntico en su concentrador Manibridge que estuvo a 90 millas al suroeste de Thompson, Manitoba, Canadá.

El concentrador, procesaba 1,000 t/d, y fue operado desde 1971 hasta 1977 al terminarse el mineral económico. La alimentación del concentrador promedió fue de 2.5% de níquel y 0.2% de cobre y produjo un concentrado con un promedio de 15% de Ni y 1.25% de Cu^[1,29]. Los principales minerales de este depósito fueron pirrotita, pentlandita y pirita con fases accesorias de magnetita, violarita, calcopirita, marcasita, ilmenita y goethita^[30].

El mineral chancado a media pulgada de tamaño alimentaba a un molino de barras de 9‘x 12’, cuya descarga reportaba 36.8% - malla 200 y se diluía a 40% de sólidos para alimentar a un banco de dos celdas de flotación Denver DR de 100 pies³, donde aproximadamente el 25% del total de níquel era recuperado como un concentrado final. 

El relave de estas dos celdas se combinaba con relaves de las celdas de flotación que trabajan con el molino de bolas. La mezcla se bombeaba a un hidrociclón de 20”. La descarga inferior del hidrociclón se enviaba a un molino de bolas de 12’ x 12’ y la descarga de este era en promedio 48% - malla 200 y se diluía a 40% de sólidos para alimentar al banco de cuatro celdas Denver DR de 100 pies³. Aproximadamente el 40% del total de níquel fue recuperado por estas celdas como un concentrado final^[1,31]. La Figura 21 muestra en forma gráfica el análisis de tamaño del circuito de molienda.

Del 50% al 80% del níquel total se recuperaba en las celdas ubicadas en la descarga del molino de barras y el de bolas. El concentrado promedio ensayaba 16.5% de Ni y 1.75% de cobre. El rebose del hidrociclón era 81% - malla 200 y con un porcentaje de sólidos de 26% alimentaba el circuito de flotación primaria y agotamiento^[1,31]. La Figura 22 muestra el diagrama de flujo del circuito de molienda con las celdas de flotación.

Conclusiones

Las operaciones de metales base descritas efectuaron la flotación de partículas gruesas en celdas mecánicas ubicadas en el circuito de molienda o en el rougher usando celdas unitarias, celda flash o bancos de celdas según el diseño adoptado. La flotación de partículas gruesas se ha realizado considerando las propiedades mineralógicas favorables y no forzando un arrastre mecánico, con lo cual puede complicarse la operación del circuito de remolienda y de limpieza. 

Referencias

^1. Williams, A.J. Flotation of Base Metals from Grinding Mill Discharges. Paper N° 1. The 16th Annual Meeting of the Canadian Mineral Processor Division of the Canadian Institute of Mining and Metallurgy. January, 1984.

^2. Tim, W. Williams, A.J. Grinding and Classification Control at Lake Dufault Mines. SME-AIME Annual Meeting. Preprint Number 70-B-43. February, 1970.

^3. Lewis, C.L., Tim, W., Williams, A.J. Applications of Computer Control in Mineral Beneficiation at Lake Dufault. IFAC Proceedings Volumes. Volume 4, Issue 2, pp 540-545. June, 1971.

^4. Goyman, J., Rawling, K.R. Lead Flotation from Rod and Ball Mill Discharge at Nanisivik Mines Ltd. Paper N° 2. Canadian Mineral Processor Conference. January, 1984.

^5. Paradis, S., Hannigan, P., Dewing, K. Mississippi Valley-Type Lead-Zinc Deposits (MVT). Mineral Deposits of Canada: A Synthesis of Major Deposit-Types. St. John’s, Special Publication N° 5, 185-203. January, 2007.

^6. Gowans, J., Simkus, R. Coarse Lead Flotation Practice at Polaris. Paper N° 4. Canadian Mineral Processor Conference. January, 1984.

^7. Teck-Cominco. Polaris Operation from Discovery to Closure. Northern Mines Ministers Conference. Ottawa. November, 2004.

^8. Kosik, G.A., Freberg, M., Kuehn, L.A. Column Flotation of Galena at the Polaris Concentrator. Paper N° 22. Canadian Mineral Processor Conference. January, 1988.

^9. Farrow, Ch. Mills for Remote Sites. SME-AIME Annual Meeting, Atlanta, Giorgia. Preprint Number 83-116. March, 1983.

^10. Zahalan, R.G. Mining in Manitoba. Educational Series ES80-3. Department of Energy and Mines – Mineral Resource Division. 1980.

^11. Marks, A., Les Betteridge. Flash Flotation at Hudson Bay Mining and Smelting. Paper N° 18. Canadian Mineral Processor Conference. January, 1991.

^12. Graden, R. NI 43-101 Technical Report - Teck Highland Valley Copper. March, 2013.

^13. Highland Valley Copper 2005.

^14. Teck, Highland Valley Cooper – Site Visit – Presentation. September, 2019.

^15. Dixon-Hardy, D., Engels, J. Methods for the Disposal and Storage of Mine Tailings. Land Contamination & Reclamation, 15 (3), pp 301-318. 2007

^16. Fuerstenau, M., Jameson, G., Roe-Hoan Yoon. Froth Flotation – A Century of Innovation. Society for Mining, Metallurgy, and Exploration, Inc. 2009.

^17. JDS Energy and Mining Inc. Minto. Preliminary Economic Assessment - Technical Report NI 43-101. May, 2021.

^18. Moore, E. Under the Wire. CIM Magazine. Vol. 3 N° 8, pp. 93-95. December 2008 – January 2009.

^19. Minto Explorations Ltd. Minto Mine – Mill Operations Plan 2018-01. January, 2018.

^20. Minto Metals Corp. Corporate Presentation. March, 2022.

^21. MMG Limited. Mineral Resources and Orel Reserves Statement as at 30 June, 2016.

^22. MMG Limited. PDAC 2016 – Las Bambas. March, 2015.

^23. Quispe de La Cruz, W. Estudio Mediante la Realización de Pruebas Experimentales de Flotación Flash SkimAir 80 en la Cía. Minera Las Bambas. Tesis de Bachiller. UNSA. 2018.

^24. Tetra Tech. Feasibility Study and Technical Report Update on the Brucejack Project, Stewart, BC. June, 2014. 

^25. Tetra Tech. Technical Report on the Brucejack Gold Mine, Northwest British Columbia. March, 2020. 

^26. Pretium Resources Q2 2018 Conference Call. August, 2018.

^27. LINAMEC. Cisneros Gold Project. NI 43-101 Technical Report on Updated Mineral Resource Estimate. September, 2017.

^28. Antioquia Gold Ltd. News Releases. May, 2019.

^29. Zahalan, R. G. Mining in Manitoba. Educational Series ES80-3. Winnipeg, 1980.

^30. Canada Department of Energy, Mines and Resources. Manitoba Department of Mines, Resources and Environmental Management Non-Renewable Resource Evaluation Program. First Annual Report, 1976.

^31. Williams, A.J., Boutin, E.A., Whan, I.E. Milling at the Manibridge Mine of Falconbridge Nickel Mines Limited. CIM Bulletin, pp 119-127 March, 1974.