Ingeniera Civil de Minas / El presente trabajo tiene por objetivo realizar una evaluación conceptual y de campo de la eficiencia de la planta de flotación selectiva de molibdeno de Colón Bajo de la división El Teniente (Codelco), de tal forma de identificar oportunidades de mejora y/o soluciones a las problemáticas presentes en la operación. En términos de la recuperación metalúrgica obtenida a partir de balances de masa usando datos reconciliados, la etapa de 3° limpieza es la que presenta los valores más bajos, alcanzando un 26,6% con una recuperación másica igual a 8,8%. El análisis nodal permite inferir que la 2° etapa de flotación es aquella con mayor potencial para incrementar la recuperación global de la planta. Sin embargo, un aumento marginal conjunto de las 3 últimas etapas de limpieza muestra que, variaciones puntuales de recuperación en la 4° limpieza logran aumentar la recuperación global en mayor proporción. Las etapas de limpieza (columnas 3, 4 y 6) se caracterizaron desde el punto de vista de la distribución de tamaños de burbujas utilizando el equipo Bubble Viewer® desarrollado por la Universidad McGill. Se realizaron las mediciones de distribución de tamaño de burbuja y se estimó la velocidad superficial de gas, la carga de burbujas y la recuperación en la zona de colección y espuma. Las velocidades superficiales de gas obtenidas en las tres columnas de flotación son estadísticamente idénticas. El tamaño de burbuja (diámetro medio de Sauter) proporcionó los siguientes resultados: La media de la distribución de tamaño de burbuja varía entre 0,4 a 0,8 mm, en tanto que la carga de burbujas es más baja que lo reportado en la literatura (la mayoría para celdas Rougher), por lo que se realiza una corrección a estos valores. A partir de estos resultados, se analiza de forma preliminar la recuperación en la zona de colección y espuma. Los resultados indican que la recuperación en la zona de colección oscila entre 85 y el 97%, mientras que la recuperación de la espuma varía entre 3 y 9%, siendo la columna 4 la con menor recuperación en la zona de espuma y mayor dilución. Adicionalmente, estudios exploratorios de balance de masa de reactivos por espectrofotometría UV-Visible indican que los reactivos actualmente en uso (NaSH, Tiofos, ácido sulfúrico y kerosene), no interactúan entre sí. El análisis de las muestras de planta, en las corrientes consideradas alrededor de la planta selectiva muestran que los reactivos NaSH y Tiofos presentan una baja concentración (bajo 1 g/L), mientras que el kerosene y el ácido sulfúrico, lograrían valores de alrededor de 5 g/L. La simulación de las etapas operadas por columnas de flotación mediante el software JKSimFloat®, entrega como resultado que un cambio de las columnas por celdas convencionales aumenta la recuperación metalúrgica en un 16%, con un descenso en la ley de un 1,7%. El beneficio económico que esto conlleva es de 84 MUS$. / 10/04/2022

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 31/9/2020. / Ingeniera Civil de Minas / El proceso de flotación constituye uno de los principales métodos de concentración de minerales a escala industrial. Dentro de los reactivos usados en la industria, los espumantes son empleados para optimizar las propiedades de la espuma y la dispersión de gas en la zona de colección. En la actualidad el efecto de espumantes sobre parámetros relevantes de la operación, como la cinética de flotación y la recuperación, no han sido del todo establecidos. De esta forma, el objetivo principal de este trabajo es estudiar el efecto de espumantes de diferente naturaleza en la cinética de flotación, la flotación por arrastre y la dispersión de gas para celdas agitadas mecánicamente. Para ello, este estudio se realiza a escala de laboratorio en celdas agitadas mecánicamente, con la ejecución de pruebas con y sin sólidos (sistemas trifásicos y bifásicos). El trabajo en laboratorio se desarrolla en dos etapas, cada una con un objetivo específico. La primera etapa corresponde a la caracterización de la dispersión de gas en sistema bifásico para diferentes espumantes, donde se busca normalizar los parámetros relativos al gas para todos los espumantes. En la segunda etapa son seleccionados los espumantes que tienen igual dispersión de gas, para realizar pruebas cinéticas de flotación batch con muestras de sílice y pirita, de manera de evaluar en forma separada los efectos del tipo de espumante en la flotación por arrastre de partículas hidrofílicas y la cinética de flotación verdadera. Los resultados obtenidos en sistema bifásico corresponden a curvas Jg Ɛg y la evaluación de la distribución de tamaño de burbuja en función de los diámetros característicos d1.0 y d3.2 para condiciones fijas de velocidad superficial de gas y hold-up de gas. Para las pruebas en sistema trifásico fueron evaluados la recuperación por arrastre, la recuperación de agua y los parámetros cinéticos asociados a la recuperación de partículas valiosas. Se logra identificar que los espumantes cumplen un rol importante en la dispersión de gas para celdas agitadas mecánicamente, aumentando de forma significativa el contenido de aire y mejorando la forma y tamaño de las burbujas, como también la estabilidad de la fase espuma. Junto con lo anterior, los resultados indican que espumantes diferentes tienen un efecto similar sobre la dispersión de gas, pudiendo obtener dispersiones equivalentes en función de los parámetros Jg, Ɛg, d3.2 y Sb. Sin embargo, fue posible notar que dichos parámetros no representan en su totalidad la dispersión en la celda, agregando como indicadores a la distribución de tamaño de burbuja y de flujo de área superficial de gas. Respecto del arrastre de partículas, se pudo demostrar que los poliglicoles favorecen el arrastre por sobre los alcoholes, para el rango de tamaño de partícula estudiado. Para la recuperación de agua, los alcoholes de cadena hidrocarbonada más larga llevan más agua al concentrado. El principal aporte de este trabajo se encuentra en la cinética de flotación, donde se obtienen diferentes parámetros cinéticos para todos los espumantes estudiados, demostrando que tienen un efecto que puede evaluarse, por lo que se concluye que cumplen un rol importante. Finalmente, se demuestra que no se cumple una relación lineal entre la constante cinética de flotación y el flujo de área superficial de burbuja para todos los espumantes estudiados, quedando como trabajo propuesto a futuro el estudio de esta relación, debido a la posibilidad de que el coeficiente de flotabilidad P pueda depender de del tipo de espumante y no sólo de las características propias del mineral.

Magíster en Ciencias de la Ingeniería, Mención Metalurgia Extractiva / Ingeniero Civil de Minas / El proceso de flotación requiere de la asistencia de reactivos de diversa índole: colectores, modificadores y espumantes. En particular, los reactivos espumantes son utilizados para generar una espuma estable, condición necesaria para que la flotación sea posible y además producen una disminución en el tamaño de burbuja, lo que mejora la cinética del proceso. En general, los espumantes se dosifican prestando atención sólo a la estabilidad de la espuma, condición que en la mayoría de los casos es estimada de manera visual, según el criterio del operador. En este trabajo se hace una revisión de los distintos efectos que tienen diferentes tipos de espumantes sobre el proceso y la oportunidad que hay de incorporarlos en estrategias de control tendientes a optimizar la flotación. Se presenta el efecto que los espumantes tienen la formación, estabilización y estructura de las espumas generadas y cómo una correcta selección de reactivo puede ser de gran utilidad al momento de tratar minerales complejos, como por ejemplo aquellos que contienen arcillas, que son reconocidas por generar problemas en flotación. Se realizaron tres tipos de experimentos: pruebas cuasi-2D bifásicas para estudiar la estructura de la espuma en presencia de distintos reactivos, pruebas columnares bifásicas para estudiar el efecto de los espumantes en la espumabilidad y contenido de aire en la espuma, y pruebas batch trifásicas con presencia de arcillas para observar su efecto en la estabilidad de la espuma. Se observó que los distintos tipos de espumantes, bajo las mismas condiciones de aireación, generan distintas alturas y estructuras de espuma, incluso para la misma distribución de tamaños de burbuja en la pulpa y espuma. Además se mostró que puede existir un comportamiento global de gas holdup de tope de espuma con respecto a la profundidad de la misma, que puede ser recorrido cambiando de espumante. En el caso de presencia de arcillas, se observó que la montmorillonita afecta considerablemente el comportamiento de las espumas generadas, a diferencia de la caolinita. Se concluye en el trabajo que el tipo de espumante afecta la estructura de la espuma generada, lo que otorga a estos reactivos un potencial mucho mayor al que se utiliza actualmente. Esto representa una oportunidad que se puede aprovechar mediante el desarrollo de estrategias de control de adición de reactivo, lo que se traduciría en la incorporación de un grado de libertad adicional en el control del proceso de flotación.

Ingeniero Civil de Minas / Este trabajo presenta el desarrollo de un método para estimar la concentración de espumante en el proceso de flotación analizando la prevención de coalescencia de burbujas generadas por un capilar. Se plantea el uso de ondas sonoras como alternativa para estudiar la coalescencia cercana al momento de formación de burbujas desde un tubo capilar. Esta técnica fue probada en un trabajo previo basado en el estudio de sonidos producidos por la coalescencia de las burbujas a medida que se liberan desde un capilar. Para el método desarrollado de utilizó el sensor de prevención de coalescencia, con el cual se puede identificar el flujo de aire al cual se produce coalescencia entre burbujas consecutivas generadas por un capilar a una concentración de espumante dada. Esto permite construir una curva característica para cada espumante, de prevención de coalescencia, desde la cual se puede determinar la concentración del reactivo. Lo anterior es debido a que el sensor es capaz de detectar los sonidos de la formación de burbujas y a la vez captar la amplitud de la onda sonora generada cuando ocurre coalescencia entre las burbujas consecutivas. Para probar la técnica se realizó una campaña experimental con un columna cilíndrica de flotación a escala de laboratorio (325,5 cm de longitud y 40 cm2 de sección transversal) que generó muestras desde la zona de colección de concentración de espumante desconocida, debido a la partición del reactivo entre las fases del proceso. Se generaron curvas de calibración que relacionan los flujos a los cuales ocurre la coalescencia de burbujas consecutivas y la dosificación de espumante, las que son utilizadas para realizar la lectura de la concentración de espumante de las muestras. Los resultados se contrastan con el análisis de carbono total ajustado (TOC) para realizar la comparación de las mediciones y poder validar la técnica expuesta. Los resultados de la medición de concentración de espumante por el sensor y por análisis TOC fueron comparados lográndose observar una muy buena correlación entre los valores, la cual corresponde a un valor del coeficiente de correlación de 0.997, además entre los resultados de ambas técnicas se obtuvo un error cuadrático medio de 0,344. Se concluye que es posible utilizar la habilidad de los espumantes de prevenir la coalescencia de burbujas consecutivas para generar un método que permite medir la concentración de espumante en flotación utilizando el sensor. Este trabajo se encuentra en el marco del Proyecto Fondecyt 1110173

Ingeniero Civil Químico / La flotación es uno de los procesos comúnmente utilizados en la separación selectiva de minerales sulfurados de cobre de origen. Al respecto, la activación de pirita por iones Cu(II), Fe(II), Ca(II) y Pb(II), es uno de los fenómenos superficiales que interviene en la disminución del porcentaje de cobre en el concentrado. En consecuencia, caracterizar el fenómeno y conocer las variables que intervienen en él resulta contingente. El presente trabajo tiene por objetivo determinar el efecto de la especiación del agua sobre la activación de pirita en condiciones relacionadas con operaciones de flotación a escala industrial. Específicamente, se busca estudiar a nivel de laboratorio el mecanismo de activación y las condiciones que la desfavorecen, para luego aplicar lo aprendido a la evaluación de la activación de pirita en una planta de flotación industrial chilena. La metodología utilizada para caracterizar el fenómeno de activación, requirió el uso de la técnica de espectrometría fotoelectrónica de rayos X (XPS) y de un correcto protocolo de preparación de muestra que evita sobreoxidaciones de la misma. Junto con lo anterior, se llevó a cabo un estudio de potencial de circuito abierto de un electrodo de pirita en conjunto con estudios acerca de su hidrofobización. Los resultados del estudio arrojaron que la activación se produce debido a la reducción de los iones Cu(II) presentes en la solución a Cu(I), donde las condiciones que desfavorecen la activación están dadas por valores de pH ácido y la sobresaturación de Cu(OH)2. En efecto, la presencia de especies insolubles de Cu(OH)2 genera una disminución en la activación. La especiación del agua interviene en la precipitación de especies de otros iones como el Ca(II) que modifican la superficie de la pirita, desactivándola. Se constató una posible activación de pirita en el circuito de una planta de flotación chilena en etapas posteriores a la flotación Rougher, donde corrientes de origen ácido y básico al ser mezcladas, generan las condiciones promotoras para la activación de la pirita.

El presente trabajo fue desarrollado en las instalaciones del departamento de Metalurgia de la Universidad de Santiago de Chile entre los meses Septiembre 2000 a Febrero 2001. El mineral extraído de la Minera Candelaria (tamaño 4”) fue sometido a preparación mecánica para obtener muestras de 1000 gr. mediante ensayos sucesivos de chancado y zarandeo hasta obtener una granulometría 100 % - malla 10 Tyler. Se realizó la caracterización mineralógica para analizar el grado de asociación del mineral de cobre y otros minerales con la ganga, la mayor parte de calcopirita se encuentra asociada con la ganga cuarcífera y no se aprecia encapsulamiento alguno; aquello facilitará su completa liberación en las etapas posteriores de conminución. Se realizó curvas de moliendabilidad a través de pruebas sucesivas de molienda para controlar la granulometría del producto de la molienda a ser investigada en la flotación. Además de la granulometría, el pH de la pulpa, los colectores (SF-323, y Hostaflot LIB-C), el espumante MIBC y la velocidad de agitación son las variables de flotación a investigar. El principal objetivo del presente estudio es la obtención de la recuperación óptima de cobre en flotación a nivel de laboratorio; el cual fue llevado a cabo mediante el empleo de los diseños experimentales. El estudio fue realizado en 3 fases. En la primera fase, mediante diseños factoriales fraccionados 2K-1 (k = 6) se obtuvo la ecuación a escala natural de primer orden: Donde la recuperación de cobre (Yest) está en función de las dos variables más influyentes, como son el grado de molienda (% pasante a malla 100 Tyler), Z2 y la velocidad de agitación de la pulpa en rpm, Z6. Aquello fue el resultado de una evaluación de seis variables indicadas para la investigación. En la segunda fase se determinó las regiones óptimas mediante la técnica de pendiente del máximo ascendente. En esta fase se obtuvo 91.64 % como la recuperación máxima de cobre con una granulometría de 94.48 % - malla 100 Tyler (Z2) y 900 rpm de agitación (Z6). En la tercera fase se realizó la optimización final del proceso mediante un diseño rotable hexagonal. Dado que por debajo de 900 rpm de velocidad de agitación fue imposible la formación de espumas necesarias para la flotación, se tomó como centro del diseño final agitación de 925 rpm y granulometría de 92 % -malla 100 Tyler, puesto que según los resultados de la etapa anterior la máxima recuperación de cobre estaría alrededor de estos rangos. Realizado los análisis de esta fase se observó que la máxima recuperación de cobre fue 92.57 %, con granulometría de 94% - malla 100 Tyler (Z2), y agitación de 915 rpm (z6). Esta recuperación es significativamente mayor al de la planta concentradora que reporta 87 %.

El presente trabajo fue desarrollado en las instalaciones del departamento de Metalurgia de la Universidad de Santiago de Chile entre los meses Septiembre 2000 a Febrero 2001. El mineral extraído de la Minera Candelaria (tamaño 4”) fue sometido a preparación mecánica para obtener muestras de 1000 gr. mediante ensayos sucesivos de chancado y zarandeo hasta obtener una granulometría 100 % - malla 10 Tyler. Se realizó la caracterización mineralógica para analizar el grado de asociación del mineral de cobre y otros minerales con la ganga, la mayor parte de calcopirita se encuentra asociada con la ganga cuarcífera y no se aprecia encapsulamiento alguno; aquello facilitará su completa liberación en las etapas posteriores de conminución. Se realizó curvas de moliendabilidad a través de pruebas sucesivas de molienda para controlar la granulometría del producto de la molienda a ser investigada en la flotación. Además de la granulometría, el pH de la pulpa, los colectores (SF-323, y Hostaflot LIB-C), el espumante MIBC y la velocidad de agitación son las variables de flotación a investigar. El principal objetivo del presente estudio es la obtención de la recuperación óptima de cobre en flotación a nivel de laboratorio; el cual fue llevado a cabo mediante el empleo de los diseños experimentales. El estudio fue realizado en 3 fases. En la primera fase, mediante diseños factoriales fraccionados 2K-1 (k = 6) se obtuvo la ecuación a escala natural de primer orden: Donde la recuperación de cobre (Yest) está en función de las dos variables más influyentes, como son el grado de molienda (% pasante a malla 100 Tyler), Z2 y la velocidad de agitación de la pulpa en rpm, Z6. Aquello fue el resultado de una evaluación de seis variables indicadas para la investigación. En la segunda fase se determinó las regiones óptimas mediante la técnica de pendiente del máximo ascendente. En esta fase se obtuvo 91.64 % como la recuperación máxima de cobre con una granulometría de 94.48 % - malla 100 Tyler (Z2) y 900 rpm de agitación (Z6). En la tercera fase se realizó la optimización final del proceso mediante un diseño rotable hexagonal. Dado que por debajo de 900 rpm de velocidad de agitación fue imposible la formación de espumas necesarias para la flotación, se tomó como centro del diseño final agitación de 925 rpm y granulometría de 92 % -malla 100 Tyler, puesto que según los resultados de la etapa anterior la máxima recuperación de cobre estaría alrededor de estos rangos. Realizado los análisis de esta fase se observó que la máxima recuperación de cobre fue 92.57 %, con granulometría de 94% - malla 100 Tyler (Z2), y agitación de 915 rpm (z6). Esta recuperación es significativamente mayor al de la planta concentradora que reporta 87 %.

La tesis denominada "Tratamiento de Remediación de Efluentes Metalúrgicos con énfasis en el abatimiento de Cobre con Dolomita", muestra el proceso de Tecnología de Limpieza como una alternativa de solución en la remediación de efluentes metalúrgicos con el empleo de la dolomita calcinada y sin calcinar, mediante Pruebas Metalúrgicas Experimentales se logro reducir las concentraciones del ión de cobre disuelto presente en los Efluentes provenientes del Proceso Metalúrgico de Flotación de la Planta Concentradora de la UNI, al cual se denominará “EFLUENTE METALÚRGICO UNI” y el Efluente Metalúrgico de la Solución de Sulfato de Cobre, que denominaremos “EFLUENTE METALÚRGICO UNMSM”, el cual fue generado a nivel Laboratorio por la Lixiviación del Mineral Tostado de Calcopirita. De este modo, la aplicación del Tratamiento de Remediación tuvo como objetivo lograr que ambos efluentes metalúrgicos tratados con dolomita presenten altos porcentajes de reducción con mínimas concentraciones de cobre, los cuales son indicadores de una mejora en el Proceso de Tratamiento de Efluentes Metalúrgicos provenientes principalmente de procesos metalúrgicos de plantas concentradoras. En la presente Tesis, se empleo el mineral de la dolomita, el cual es un mineral no metálico de carbonato doble de calcio y magnesio (CaCO3.MgCO3), que se comporta como un efectivo reactivo de remediación, debido a las propiedades fisicoquímicas siendo una de ellas la neutralización de los metales pesados donde se verifica que, es mas eficiente que, la cal para neutralizar la capacidad de generación de acidez que poseen los metales pesados. Los resultados la presente Tesis nos permite afirmar que el peso óptimo de la Dolomita Comercial de Agregados Calcáreos es de 2 g. en estado sin calcinar donde se determino que para un volumen de efluente metalúrgico de flotación de 100ml, la concentración inicial de 0,269 g/L (269 ppm) se redujo hasta el valor de 0,007 g/L (7 ppm), con un porcentaje de reducción de 97.39%., en un tiempo óptimo de 20 minutos. Cabe resaltar que la dilución S/L es de 2/100 y se aplico una velocidad de agitación de la mezcla (dolomita y efluente metalúrgico) de 700 RPM.

El presente trabajo de investigación se ha realizado en la Planta Concentradora de la Empresa Minera “Yauliyacu S.A.”, el cual tiene por objetivo la evaluación Metalúrgica de los parámetros que intervienen en el proceso de flotación de minerales en el circuito de zinc, para poder solucionar los problemas de alto contenido de Fe en el concentrado de zinc y minimizar los contenidos de zinc que se van al relave. Para tal efecto recurrimos a la ayuda de los diseños experimentales para evaluar y optimizar los parámetros que influyen en el proceso de flotación, y es una forma eficaz y apreciable de reducir los costos de investigación en la evaluación de parámetros del proceso. En esta evaluación, tomamos una primera etapa de descarte, para lo cual usamos el diseño factorial simple con puntos centrales, para evaluar los parámetros que intervienen en la flotación de zinc (CuSO4, Z-11, pH), con ello determinar el comportamiento y los efectos de los parámetros en el proceso de flotación y luego determinamos las dos variables mas significativas (CuSO4 y pH) que entrarán a la etapa de optimización. Para ello utilizamos el diseño hexagonal, muy útil para estimar modelos de segundo orden y para dos variables, con ello determinamos los valores óptimos del CuSO4, (1.184 Lb/TM) y pH (11.5) que correspondan a la cima de la superficie, es decir los valores óptimos para conseguir una mejor recuperación zinc, obteniéndose un 94% de recuperación de zinc, teóricamente y a nivel de laboratorio se obtuvo un 90.58% zinc en la etapa Rougther, y a nivel de planta concentradora se obtuvo un concentrado de mejor calidad cuyas leyes son las siguientes: %Zn: 90.64 ; %Pb: 5.01 ; %Cu: 20.20 ; %Ag: 6.97. Con este resultado podemos decir que hemos cumplido el objetivo de optimizar la dosificación de la variable significativa (CuSO4) y mejorar la recuperación de zinc, de esa manera mejorar el control de los parámetros que intervienen en el proceso de flotación de zinc.

La flotación es un proceso metalúrgico de separación de materias de distinto origen que se efectúa desde sus pulpas acuosas por medio de burbujas de gas y a base de sus propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas, donde tiene mucha importancia la máquina de flotación. Actualmente las máquinas de flotación mas usadas por su importancia tecnológica, son las celdas de flotación Denver Sub “A”, Agitair, y de Columna, equipos netamente mecánicos y/o neumáticos de altos costos de operación y mantenimiento. Se propone cambiar estas deficiencias, mediante el uso de celdas de nueva generación, en la compleja metalurgia peruana. La celda Jameson de principio sencillo, es una unidad compacta y de alta eficiencia para flotación de minerales, desarrollada por el Prof. Jameson de la Universidad de Newcastle, NSW 2308, Australia en cooperación con la campañia Mount Isa Ltd. La celda se está usando en muchas partes del mundo, reportando operaciones eficientes. El principal objetivo del estudio es reemplazar las celdas de flotación de los circuitos cleaner de zinc por una celda Jameson. Las pruebas metalúrgicas a nivel piloto se han desarrollado en la Planta Concentradora Polimetálica de Shorey de Corporación Minera Nor Perú, en los circuitos cleaner de zinc, por encargo de la Gerencia del Departamento de Metalurgia de la empresa Alta Tecnología en Investigación Minera y Metalúrgica (ATIMMSA). / Nowadays, the flotation machines more used in minerals concentration are the flotation cells Sub Denver "A", Agitair, and the Column, teams highly mechanics and/or tires of high operation costs and maintenance. The cell Jameson of simple principle, is a compact unit and high efficiency for mining flotation, developed by the Prof. Jameson from the University of Newcastle, Australia. The main objective of the study is, replace the cells flotation from the circuits cleaner of zinc for a cell Jameson. The mining tests at level pilot have been developed in the Shorey Concentration Plant from Nor Peru Mining Corporation. Technical and economic evaluation of the results. Conclusions of the study: The pilot Jameson cell have been operated efficiently, is compact equipment and easily handed. The concentrated law obtained is from 57.31% of zinc and the recovery of 89.20% superiors to the current operations of plant. Economic efficiency (EE%) is increased in 9.31%. A Jameson cell can be replaced in an efficient form, to eight cells Sub "A” from 40 cubic feet each one, in the cleaner stages of zinc from the Shorey Concentrative Plant.