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UNIVERSIDAD DE CHILEFACULTAD DE CIENCIAS FISICAS Y MATEMATICASDEPARTAMENTO DE INGENIERIA DE MINAS

INTERACCION AGUA/ROCA Y CONTROLES FISICOQUIMICOS SOBRE ELPROCESAMIENTO DE MINERALES EN LAS CELDAS DE FLOTACION: EFECTO DE

IONES ALUMINIO, CALCIO Y MAGNESIO

TESIS PARA OPTAR AL GRADO DE MAGISTER EN CIENCIAS DE LA INGENIERIA,MENCION METALURGIA EXTRACTIVA

MATIAS IGNACIO ALVAREZ HUGUEZ

PROFESOR GUIA:WILLY KRACHT GAJARDO

PROFESOR CO - GUIA:BRIAN TOWNLEY CALLEJAS

MIEMBROS DE LA COMISION:LEANDRO VOISIN ARAVENA

CLAUDIO ACUNA PEREZ

SANTIAGO DE CHILE2016

RESUMEN DE LA TESIS PARA OPTAR ALTITULO DE: Magıster en MetalurgiaExtractivaPOR: Matıas Ignacio Alvarez HuguezFECHA: 19/06/2016PROFESOR GUIA: Willy Kracht Gajardo

INTERACCION AGUA/ROCA Y CONTROLES FISICOQUIMICOS SOBRE ELPROCESAMIENTO DE MINERALES EN LAS CELDAS DE FLOTACION: EFECTO DE

IONES ALUMUNIO, CALCIO Y MAGNESIO

En el procesamiento de minerales, las rocas son reducidas de tamano en presencia de agua. Estainteraccion afecta directamente las condiciones fisicoquımicas del proceso. El proceso de flotaciondepende de estas variables fisicoquımicas, ası como de la composicion misma de la roca. Compren-der como interactuan estas variables es fundamental para entender la recuperacion de especies deinteres economico en la etapa de flotacion.

El presente trabajo tiene como objetivo analizar el efecto de la ganga asociada a especies de interesy su impacto en etapas de molienda y flotacion. Para ello, se cuantifico la disolucion de elementosdesde diferentes minerales de alimentacion hacia la pulpa producida en la etapa de molienda, seidentificaron los elementos presentes en la superficie de las partıculas procesadas en esta etapa,se verifico el efecto de la disolucion/precipitacion de elementos sobre diferentes variables fisico-quımicas en la etapa de molienda, y se relaciono el efecto de disolucion/precipitacion de elementosprovenientes de la ganga en la recuperacion de especies de interes a traves del proceso de flotacion.

Diferentes unidades geo metalurgicas fueron analizadas, respecto a tres elementos en particular:magnesio, aluminio y calcio. La cuantificacion de la disolucion de estos elementos desde estasunidades hacia la solucion fue medida a traves de ICP - OES y complexometrıa. El magnesio fuecuantificado con concentraciones entre 200 a 300 mg/L, el aluminio en concentraciones de 0,2 a1,5 mg/L y el calcio en concentraciones entre 600 a 850 mg/L. La precipitacion de estos elementosfue fundamentalmente, a traves de hidroxidos (comprobado a traves del metodo XPS), y no ge-nero un cambio significativo en parametros fisicoquımicos como el pH, el potencial de pulpa o eloxıgeno disuelto. Es mas, son estas variables fisicoquımicas las que controlaron las etapas de mo-lienda y flotacion, generando recuperaciones cercanas al 90 % en ambas unidades geo metalurgicas.

Sin embargo, en este estudio tambien fue posible analizar el comportamiento de diferentes espe-cies de interes, ante la presencia de estos elementos especıficos. Por una parte se encontro que unaespecie como molibdenita es sensible al pH y a la presencia de iones como el Ca2+, generandoseen conjunto, variaciones entre 98 y 30 % en su recuperacion metalurgica. Por otra parte, fue posibledeterminar que una especie como calcopirita es poco dependiente de estos iones o precipitados (noencontrandose concentraciones superficiales satisfactorias a traves de SEM - EDS), pero muchomas sensible a cambios en parametros fisicoquımicos como el potencial de pulpa, que produjo re-cuperaciones metalurgicas entre 70 y 10 %.

A partir de esto, fue posible afirmar que dos unidades geo metalurgicas se comportan de maneradistinta en condiciones operacionales iguales, por lo que un estudio detallado de cada una es re-levante y necesario para llevar a cabo un procesamiento de minerales en condiciones tecnicas yeconomicas acordes con los desafıos que se plantean en la actualidad.

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WATER/ROCK INTERACTION AND PHYSICOCHEMICAL CONTROLS ON MINERALPROCESSING IN FLOTATION CELLS: EFFECT OF ALUMINIUM, CALCIUM AND

MAGNESIUM IONS

In mineral processing, rocks are reduced in size in the presence of water. This interaction affectsdirectly the physicochemical condicions of process. The flotation process depends of these physi-cochemical variables, as well as the rock composition. To comprehend how these variables interactis essential to understand the recovery of species of economic interest in the flotation stage.

This work aims to analyze the gangue effect associated to species of economic interest and itsimpact on grinding and minerals flotation stages. To achieve this objective, it was neccesary toquantify specific elements dissolved from gangue of mineral to the solution in grinding stage. Also,it was necessary to identify the elements on surface of the processed particles in this stage, it wasverified the dissolution/precipitation effect of elements on phisicochemical variables in grindingstage, and it was associated the gangue effect on species dissolution/precipitation and its influenceon the metallurgical recovery of species of economic interest through of flotation stage.

Different geometallurgical units were analysed about three particular elements: magnesium, alumi-nium and calcium. The dissolution quantification of these elements from this units to the solutionwas measured through of ICP - OES and complexometry methods. The magnesium was quantifiedwith concentrations between 200 to 300 mg/L, aluminium with concentrations between 0,2 and 1,5mg/L and calcium with concentrations between 600 and 850 mg/L. The precipitation of these ele-ments was mainly, through of hydroxides (it was checked by XPS method), and it did not generatea significant change in physicochemical parameters as pH, the potential or the dissolved oxygen.In fact, these physicochemical variables controlled the grinding and flotation stages, generating re-coveries close to 90 % in both geometallurgical units.

Nevertheless, in this study was also possible to analyse the behaviour of different species of eco-nomic interest, suede the presence of these specific elements. On the one hand it was found that aspecie as molybdenite is sensitive to pH and the presence of ions as Ca2+, generating altogether,variations between 98 and 30 % in its metallurgical recovery. On other hand, it was possible to de-terminate that a specie as chalcopyrite is a little dependence of these ions or precipitates (it was otfound satisfactory surface concentrations through SEM - EDS method), but is much more sensitiveto changes in physicochemical parameters as potential, which produced metallurgical recoveriesbetween 70 and 10 %.

Starting from this, was possible to afirm that two geometallurgical units behave differently in thesame operational conditions, therefore a detailed study of each one is relevant and necessary tocarry out a mineral processing in technical and economic conditions in line with the challengeswhich araise today.

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Agradecimientos

A mi familia, especialmente a mis padres, porque me han aguantado todos estos anos, e incondi-cionalmente me han instado a realizar lo que mas deseo. Fue difıcil la decision de retrasar todolo que tenıa planeado durante tres anos mas, y sin embargo ellos no dudaron en apoyarme en estenuevo desafıo. De ellos aprendı que la unica forma de lograr lo que uno se propone, es a traves delsacrificio y la perseverancia. Espero algun dıa poder devolverles todo lo que me han entregado.

A mis companeros, pero sobretodo amigos de laboratorio: Viviana Pavez y Nicolas Guarda. Eltiempo que pasamos juntos en el laboratorio fue el mejor dentro de mi estadıa en Beauchef. Se loshe dicho alguna vez, pero sin ustedes, mi paso por esta facultad no hubiese sido igual. Gracias porlas charlas y el apoyo. Tambien mencionar a Don Oscar, quien me apoyo no solo en mi trabajo depostgrado, sino que tambien en todo lo que desarrolle en pregrado. Usted mas que un tecnico, fueun amigo. Gracias por su ayuda y sus consejos. Siempre estare agradecido de todo lo que hizo.

A mis amigos. Cuando llegue a Beauchef obviamente eran todos desconocidos para mı, pero ahorame llevo grandes amigos, esos que se mantienen en el tiempo: Vale, Caro, Chere, Giovanni, Javier,Cami, Fran, Cristian. Ustedes fueron un gran apoyo en mi paso por esta facultad, en los buenos ymalos momentos, siempre disponibles. Nunca los olvidare, no importa lo que pase.

A mi amigo Isaac, ya son 10 anos de amistad. De casualidad llegaste a esta facultad, y siempre hasestado ahı cuando necesitaba un consejo (Efendi), o simplemente a alguien que me escuchara.

A los profesores Willy Kracht y Christian Ihle. A Willy le agradezco la oportunidad de partici-par en este proyecto, por la confianza que ha puesto en mı y por todo lo que me ha ensenado. AChristian sobretodo por la confianza que siempre ha tenido en mı. Gracias a el he podido participaren diferentes proyectos, aprender cada vez mas, y sobretodo descubrir y desarrollar mi pasion: laensenanza. Es realmente una gran persona. Ambos son un ejemplo a seguir.

A Francisca San Martın, por su increıble disposicion. Agradezco principalmente la ayuda en laparte final de mi trabajo, en todo lo relacionado con microflotacion.

A la gente que conocı en el depto: Vale, Eduardo, Leyton, Vicente, Christian, Nelis, Lucho, Gabi,JuanPuta, Pato, Martın, Romi, Bruno, Tomas, Pipe, Aaron, Mauro, Soto, Tomas M., Pablo, Jara,Seba C., Nachito, Ada, Cami, Sebita R., y tantos otros. De cada uno me llevo al menos un recuerdo.

Al departamento de Ingenierıa de Minas por darme la oportunidad de continuar mis estudios ysobretodo a Juanita Vergara y Nicole Cid por su buena disposicion. Agradezco tambien al AdvancedMining Technology Center (AMTC) por financiar mi postgrado a traves de este proyecto.

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Tabla de Contenidos

1. Introduccion 11.1. Presentacion del tema . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 11.2. Objetivos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 2

1.2.1. Objetivo general . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 21.2.2. Objetivos especıficos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 2

1.3. Alcances del trabajo . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 3

2. Antecedentes de procesamiento de minerales 42.1. Antecedentes de la etapa de molienda . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 4

2.1.1. Material particulado . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 42.1.2. Operaciones de conminucion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 52.1.3. Electroquımica de molienda . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 6

2.2. Antecedentes de la etapa de Flotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 82.2.1. Fases presentes en el sistema de flotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . 82.2.2. Reactivos usados en el proceso de flotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . 102.2.3. Teorıas de adsorcion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 122.2.4. Especies de interes y su flotabilidad . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 142.2.5. Cinetica de flotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 16

3. Antecedentes de especies, analisis de solucion y superficie 183.1. Sistemas heterogeneos: Equilibrios en dos fases . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 18

3.1.1. Solubilidad en solido - lıquido . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 183.1.2. Velocidad de reaccion o tasa de disolucion en sistemas solido - lıquido . . 21

3.2. Analisis de especies en solucion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 223.2.1. Valoracion complexometrica . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 223.2.2. Espectroscopıa de emision atomica con plasma (ICP - OES) . . . . . . . . 28

3.3. Analisis de especies en superficie . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 283.3.1. Espectroscopıa de fotoelectrones por rayos X (XPS) . . . . . . . . . . . . 283.3.2. Microscopıa electronica de barrido (SEM - EDS) . . . . . . . . . . . . . . 33

4. Trabajo experimental 344.1. Analisis con minerales de alimentacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 35

4.1.1. Preparacion y analisis de minerales de alimentacion . . . . . . . . . . . . . 354.1.2. Cinetica de molienda . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 394.1.3. Analisis de elementos en solucion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 414.1.4. Analisis de especies en solido . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 454.1.5. Medicion de parametros fisicoquımicos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 45

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4.1.6. Flotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 464.2. Analisis con concentrados . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 47

4.2.1. Preparacion y analisis de muestra . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 474.2.2. Medicion de parametros fisicoquımicos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 494.2.3. Microflotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 514.2.4. Analisis de especies en superficie . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 52

5. Resultados experimentales 535.1. Resultados para minerales de alimentacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 53

5.1.1. Tiempos de molienda . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 535.1.2. Elementos en solucion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 535.1.3. Parametros fisicoquımicos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 575.1.4. Elementos en superficie . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 605.1.5. Flotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 62

5.2. Resultados con muestras de concentrado . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 645.2.1. Parametros fisicoquımicos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 645.2.2. Microflotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 675.2.3. Elementos en superficie . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 70

6. Discusiones 806.1. Discusiones para minerales de alimentacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 80

6.1.1. Elementos en solucion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 806.1.2. Elementos en superficie . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 826.1.3. Parametros fisicoquımicos . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 836.1.4. Flotacion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 83

6.2. Discusiones para concentrados . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 836.2.1. Microflotacion y parametros fisicoquımicos . . . . . . . . . . . . . . . . . 84

7. Conclusiones 87

Bibliografıa 88

A. Protocolos 91A.1. Procedimiento para cinetica de molienda . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 91

B. Analisis granulometrico 93B.1. Tamizaje en humero de mineral UGM1 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 93B.2. Tamizaje en seco de mineral UGM1 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 94B.3. Tamizaje en humero de mineral UGM2 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 96B.4. Tamizaje en seco de mineral UGM2 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 97

C. Analisis de solucion y superficie 100C.1. Propiedades fisicoquımicas de la solucion . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 100C.2. Valoracion complexometrica . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 102

C.2.1. Corroboracion para Mg2+ . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 102C.3. Valoracion de Mg2+ y Ca2+ . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 104C.4. Analisis SEM para diferentes muestras de concentrado . . . . . . . . . . . . . . . 107

C.4.1. Analisis SEM para concentrado de molibdeno obtenido de microflotacion . 107

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C.4.2. Analisis SEM para relave de molibdeno obtenido de microflotacion . . . . 109C.4.3. Analisis SEM para concentrado de cobre obtenido de microflotacion . . . . 110C.4.4. Analisis SEM para relave de cobre obtenido de microflotacion . . . . . . . 112

D. Flotacion de minerales 114D.1. Resultados de ajuste de modelos para mineral UGM1 . . . . . . . . . . . . . . . . 114D.2. Resultados de ajuste de modelos para mineral UGM2 . . . . . . . . . . . . . . . . 115D.3. Microflotacion de concentrado de molibdeno . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 115D.4. Microflotacion de concentrado de cobre . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 116

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Indice de Tablas

2.1.1.Potencial mixto de algunos minerales sulfurados . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 7

3.1.1.Constantes de producto de solubilidad. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 20

4.1.1.Analisis quımico elemental para muestras de mineral. . . . . . . . . . . . . . . . . 364.1.2.Analisis microscopico de minerales metalicos. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 364.1.3.Analisis microscopico de ganga no metalica. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 364.1.4.Principales especies metalicas mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 374.1.5.Principales especies metalicas mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 384.1.6.Analisis granulometrico muestra UGM1. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 394.1.7.Analisis granulometrico muestra UGM2. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 404.1.8.P80 para muestras de minerales en funcion del tiempo. . . . . . . . . . . . . . . . . 414.1.9.Especificacion de soluciones requeridas para complexometrıa. . . . . . . . . . . . 424.1.10.Condiciones Operacion para proceso de Flotacion. . . . . . . . . . . . . . . . . . 464.2.1.Composicion elemental superficial de muestra de molibdeno. . . . . . . . . . . . . 494.2.2.Composicion elemental superficial de muestra de cobre. . . . . . . . . . . . . . . . 494.2.3.Detalle de concentraciones de elementos para solucion dopada. . . . . . . . . . . . 504.2.4.Condiciones de operacion para proceso de Microflotacion. . . . . . . . . . . . . . 51

5.1.1.Tiempos de molienda de muestras de minerales. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 535.1.2.Concentracion de elementos en funcion del tiempo de molienda para mineral UGM1. 545.1.3.Concentracion de elementos en funcion del tiempo de molienda para mineral UGM2. 545.1.4.Parametros fisicoquımicos en funcion del tiempo de molienda para mineral UGM1. 575.1.5.Parametros fisicoquımicos en funcion del tiempo de molienda para mineral UGM2. 585.1.6.Recuperacion de cobre de mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 625.1.7.Parametros cineticos de recuperacion de cobre de mineral UGM1. . . . . . . . . . 625.1.8.Recuperacion de cobre de mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 635.1.9.Parametros cineticos de recuperacion de cobre de mineral UGM2. . . . . . . . . . 635.2.1.Parametros fisicoquımicos de muestra de molibdeno en funcion del pH. . . . . . . 645.2.2.Parametros fisicoquımicos de muestra de cobre en funcion del pH. . . . . . . . . . 645.2.3.Recuperacion metalurgica de molibdeno en microflotacion. . . . . . . . . . . . . . 675.2.4.Recuperacion metalurgica de cobre en microflotacion. . . . . . . . . . . . . . . . . 685.2.5.SEM para concentrado de molibdeno producido en microflotacion en funcion del pH. 705.2.6.SEM para relave de molibdeno producido en microflotacion en funcion del pH. . . 725.2.7.SEM para concentrado de cobre producido en microflotacion en funcion del pH. . . 755.2.8.SEM para relave de cobre producido en microflotacion en funcion del pH. . . . . . 77

A.1.1.Resumen para construccion de distribucion granulometrica. . . . . . . . . . . . . . 92

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B.1.1.Calculo de mineral -200# presente en mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . . . . 93B.2.1.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM1 a tiempo 0 min. . 94B.2.2.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM1 a tiempo 4 min. . 94B.2.3.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM1 a tiempo 6 min. . 95B.2.4.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM1 a tiempo 8 min. . 95B.2.5.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM1 a tiempo 10 min. . 96B.3.1.Calculo de mineral -200# presente en mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . . . . 96B.4.1.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM2 a tiempo 0 min. . 97B.4.2.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM2 a tiempo 4 min. . 97B.4.3.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM2 a tiempo 6 min. . 98B.4.4.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM2 a tiempo 8 min. . 98B.4.5.Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM2 a tiempo 10 min. . 99B.4.6.Parametros de Rosin - Rammler para calculo de superficie total de UGM1. . . . . . 99B.4.7.Parametros de Rosin - Rammler para calculo de superficie total de UGM2. . . . . . 99

C.1.1.Parametros fisicoquımicos de mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 100C.1.2.Parametros fisicoquımicos de mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 100C.1.3.Parametros fisicoquımicos de concentrado de molibdeno en agua destilada. . . . . 101C.1.4.Parametros fisicoquımicos de concentrado de cobre en agua destilada. . . . . . . . 101C.2.1.Corroboracion para concentracion 200 mg/L. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 102C.2.2.Corroboracion para concentracion 220 mg/L. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 102C.2.3.Corroboracion para concentracion 240 mg/L. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 102C.2.4.Corroboracion para concentracion 260 mg/L. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 103C.2.5.Corroboracion para concentracion 280 mg/L. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 103C.2.6.Corroboracion para concentracion 300 mg/L. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 103C.2.7.Resumen de corroboracion de valoracion. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 103C.3.1.Valoracion complexometrica para mineral UGM1 a tiempo 4 min. . . . . . . . . . 104C.3.2.Valoracion complexometrica para mineral UGM1 a tiempo 7 min. . . . . . . . . . 104C.3.3.Valoracion complexometrica para mineral UGM1 a tiempo 10 min. . . . . . . . . . 104C.3.4.Valoracion complexometrica para mineral UGM1 a tiempo 12 min. . . . . . . . . . 105C.3.5.Valoracion complexometrica para mineral UGM1 a tiempo 15 min. . . . . . . . . . 105C.3.6.Valoracion complexometrica para mineral UGM2 a tiempo 4 min. . . . . . . . . . 105C.3.7.Valoracion complexometrica para mineral UGM2 a tiempo 7 min. . . . . . . . . . 105C.3.8.Valoracion complexometrica para mineral UGM2 a tiempo 10 min. . . . . . . . . . 105C.3.9.Valoracion complexometrica para mineral UGM2 a tiempo 12 min. . . . . . . . . . 106C.3.10.Valoracion complexometrica para mineral UGM2 a tiempo 15 min. . . . . . . . . 106C.4.1.Distribucion elemental de partıculas de Mo en el concentrado para pH 4. . . . . . . 107C.4.2.Distribucion elemental de partıculas de Mo en el concentrado para pH 6. . . . . . . 107C.4.3.Distribucion elemental de partıculas de Mo en el concentrado para pH 8. . . . . . . 107C.4.4.Distribucion elemental de partıculas de Mo en el concentrado para pH 10. . . . . . 108C.4.5.Distribucion elemental de partıculas de Mo en el concentrado para pH 12. . . . . . 108C.4.6.Distribucion elemental de partıculas de Mo en el relave para pH 8. . . . . . . . . . 109C.4.7.Distribucion elemental de partıculas de Mo en el relave para pH 10. . . . . . . . . 109C.4.8.Distribucion elemental de partıculas de Mo en el relave para pH 12. . . . . . . . . 109C.4.9.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el concentrado para pH 4. . . . . . . 110C.4.10.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el concentrado para pH 6. . . . . . 110C.4.11.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el concentrado para pH 8. . . . . . 111

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C.4.12.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el concentrado para pH 10. . . . . . 111C.4.13.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el concentrado para pH 12. . . . . . 111C.4.14.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el relave para pH 4. . . . . . . . . . 112C.4.15.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el relave para pH 6. . . . . . . . . . 112C.4.16.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el relave para pH 8. . . . . . . . . . 113C.4.17.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el relave para pH 10. . . . . . . . . 113C.4.18.Distribucion elemental de partıculas de Cu en el relave para pH 12. . . . . . . . . 113

D.1.1.Recuperacion segun modelos para mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . . . . . 114D.1.2.Suma error cuadratico segun modelos para mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . 114D.2.1.Recuperacion segun modelos para mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . . . . . 115D.2.2.Suma error cuadratico segun modelos para mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . 115D.3.1.Primera ronda de microflotaciones de concentrado de molibdeno. . . . . . . . . . . 115D.3.2.Segunda ronda de microflotaciones de concentrado de molibdeno. . . . . . . . . . 116D.4.1.Primera ronda de microflotaciones de concentrado de cobre. . . . . . . . . . . . . 116

ix

Indice de Ilustraciones

2.1.1.Esquema de la distribucion de tamano. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 52.1.2.Esquema de la distribucion acumulada bajo tamano. . . . . . . . . . . . . . . . . . 52.1.3.Esquema de reaccion entre mineral sulfurado y medios de molienda . . . . . . . . 72.2.1.Interaccion de las fases en el proceso de flotacion. . . . . . . . . . . . . . . . . . . 92.2.2.Celda de flotacion y agregado partıcula - burbuja. . . . . . . . . . . . . . . . . . . 92.2.3.Interaccion partıcula - colector. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 112.2.4.Interaccion burbuja - espumante. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 112.2.5.Teorıa quımica de adsorcion. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 122.2.6.Curva flotabilidad - potencial para CuFeS2 en ausencia de colector. . . . . . . . . . 142.2.7.Curva flotabilidad - potencial para CuFeS2 en presencia de colector . . . . . . . . . 142.2.8.Representacion de estructura cristalina de MoS2 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 152.2.9.Curva flotabilidad - potencial para MoS2 en ausencia de colector . . . . . . . . . . 16

3.1.1. Valores de pH para precipitacion de especies. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 213.2.1.Esqueleto del EDTA. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 233.2.2.Funcion de distribucion de especies de EDTA en funcion de pH. . . . . . . . . . . 253.2.3.Esqueleto del EBT. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 263.2.4.Esqueleto de murexida. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 273.3.1.Proceso de fotoemision para un atomo aislado. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 303.3.2.Efecto fotoelectrico en un solido. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 313.3.3.Penetracion de la fotoemision en un solido. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 32

4.1.1.Distribucion de tamano acumulada mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . . . . . 394.1.2.Distribucion de tamano acumulada mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . . . . . 404.1.3.Curva P80 vs t para determinacion tiempo de molienda. . . . . . . . . . . . . . . . 414.1.4.Validacion de valoracion complexometrica de Mg2+. . . . . . . . . . . . . . . . . 444.2.1.Analisis SEM para muestra de molibdeno. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 484.2.2.Analisis SEM para muestra de cobre. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 49

5.1.1.Comparacion de Mg2+ entre muestras de mineral. . . . . . . . . . . . . . . . . . . 545.1.2.Comparacion tasa de disolucion de Mg2+ entre muestras de mineral. . . . . . . . . 555.1.3.Comparacion de Ca2+ entre muestras de mineral. . . . . . . . . . . . . . . . . . . 555.1.4.Comparacion tasa de disolucion de Ca2+ entre muestras de mineral. . . . . . . . . 565.1.5.Comparacion de Al3+ entre muestras de mineral. . . . . . . . . . . . . . . . . . . 565.1.6.Comparacion tasa de disolucion de Al3+ entre muestras de mineral. . . . . . . . . 575.1.7.Comparacion de potencial entre muestras de mineral. . . . . . . . . . . . . . . . . 585.1.8.Comparacion de OD entre muestras de mineral. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 585.1.9.Comparacion de pH entre muestras de mineral. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 59

x

5.1.10.Valores de pH para precipitacion de especies. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 595.1.11.Espectros XPS de mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 605.1.12.Espectros XPS de mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 615.1.13.Recuperacion de cobre en el tiempo de mineral UGM1. . . . . . . . . . . . . . . 625.1.14.Recuperacion de cobre en el tiempo de mineral UGM2. . . . . . . . . . . . . . . 635.2.1.Potencial de pulpa de muestra de molibdeno en funcion del pH. . . . . . . . . . . . 655.2.2.Oxıgeno disuelto de muestra de molibdeno en funcion del pH. . . . . . . . . . . . 655.2.3.Potencial de pulpa de muestra de cobre en funcion del pH. . . . . . . . . . . . . . 665.2.4. Oxıgeno disuelto de muestra de cobre en funcion del pH. . . . . . . . . . . . . . 665.2.5.Recuperacion metalurgica de molibdeno en microflotacion. . . . . . . . . . . . . . 675.2.6.Recuperacion de molibdeno en microflotacion en funcion del potencial. . . . . . . 685.2.7.Recuperacion metalurgica de cobre en microflotacion. . . . . . . . . . . . . . . . . 695.2.8.Recuperacion de cobre en microflotacion en funcion del potencial. . . . . . . . . . 695.2.9.Recuperacion metalurgica de diferentes elementos en microflotacion. . . . . . . . . 705.2.10.SEM de partıculas de concentrado de molibdeno posterior a microflotacion. . . . 715.2.11.Distribucion para concentrado de molibdeno en funcion del pH. . . . . . . . . . . 715.2.12.SEM de partıculas de relave de molibdeno posterior a microflotacion. . . . . . . . 725.2.13.Distribucion para relave de molibdeno en funcion del pH. . . . . . . . . . . . . . 735.2.14.SEM de partıculas de molibdeno posterior a microflotacion. . . . . . . . . . . . . 745.2.15.SEM de partıculas de concentrado de cobre posterior a microflotacion. . . . . . . 755.2.16.Distribucion para concentrado de cobre en funcion del pH. . . . . . . . . . . . . . 765.2.17.SEM de partıculas de relave de cobre posterior a microflotacion. . . . . . . . . . 775.2.18.Distribucion para relave de cobre en funcion del pH. . . . . . . . . . . . . . . . . 785.2.19.SEM de partıculas de cobre posterior a microflotacion. . . . . . . . . . . . . . . . 79

C.1.1.Relacion de potencial usando electrodo Ag/AgCl con la temperatura. . . . . . . . 101

xi

Capıtulo 1

Introduccion

1.1. Presentacion del tema

La llave para una buena separacion en el procesamiento de minerales esta relacionado con la pre-paracion de partıculas con una liberacion adecuada que sean procesadas en condiciones de quımicade pulpa adecuadas. [1]

El estudio de la quımica de molienda es relevante porque permite caracterizar y predecir el el com-portamiento e interaccion de los elementos presentes en el sistema de molienda. Actualmente estosestudios analizan el efecto de la interaccion de medios de molienda con un mineral [2] [3] [4] [5].Esta interaccion, debido a diferencias en potenciales de reposo de los elementos que interactuan,genera la disolucion de los medios de molienda, en iones ferroso y ferrico, principalmente. Laevolucion de las cantidades de estos elementos en solucion, respecto a la solubilidad que ambosposeen, generan en la etapa de molienda, precipitados que se situan posteriormente en la superficiede las especies de interes, que han sido liberadas durante esta etapa. La precipitacion de las espe-cies sobre la superficie de mineral genera una competencia en cuanto a la adsorcion del colector,ya que disminuye la superficie libre disponible para la interaccion de estos, lo que impacta en larecuperacion de la etapa de flotacion.

Sin embargo, no existen muchos estudios que cuantifiquen el comportamiento o efecto de la gangasobre la mena o de especies minerales sobre sı mismas. La generacion de especies en solucionprovenientes del mismo mineral, principalmente desde la ganga asociada a este, puede generarproblemas en etapas posteriores (como flotacion), ası como lo hacen los medios de molienda. Espor ello que este estudio tiene la finalidad de generar un analisis de la disolucion de especiesprovenientes del mineral, de manera de cuantificar su efecto en diferentes etapas del procesamientode minerales. Este estudio esta basado en las condiciones geologicas de un yacimiento o UnidadGeo – Metalurgica (UGM). Si es posible relacionar las condiciones historicas de una unidad quese desea explotar (o esta siendo explotada), es entonces posible relacionarlas, por ejemplo; con laflotabilidad de elementos de interes y especies que afecten esta propiedad.

1

CAPITULO 1. INTRODUCCION

1.2. Objetivos

1.2.1. Objetivo generalAnalizar el efecto de la ganga asociada a especies de interes y su impacto en etapas de mo-lienda y flotacion

1.2.2. Objetivos especıficosCuantificar los elementos que se disuelven desde minerales de alimentacion, a partir de suinteraccion con agua en la etapa de molienda.

Identificar los principales elementos presentes en la superficie de partıculas de mineral apartir de su interaccion con agua en la etapa de molienda.

Verificar el efecto de la disolucion/precipitacion de especies sobre diferentes variables fisico-quımicas en la etapa de molienda.

Relacionar el efecto de la ganga en cuanto a la disolucion/precipitacion de especies y suinfluencia en la recuperacion de especies de interes en el proceso de flotacion.

2

CAPITULO 1. INTRODUCCION

1.3. Alcances del trabajoComprobar los resultados obtenidos por la simulacion llevada a cabo en el estudio de la etapa demolienda [6]. Lo que se desea desarrollar es el analisis de la etapa de molienda con diferentesminerales de alimentacion, enfocandose principalmente en las gangas asociados a estos mineralesde interes economico y su impacto en la disolucion/precipitacion de especies y la influencia sobrediferentes variables del proceso. El analisis se llevara a cabo a traves de un analisis de la soluciongenerada (mediante complexometrıa), y la superficie de las partıculas involucradas en el proceso (atraves de metodos XPS y SEM - EDS).

Ademas, se desea colaborar en la actual busqueda de un modelo propio que permita predecir elcomportamiento de una alimentacion especıfica en la molienda. Actualmente no existe una herra-mienta especializada en este tema, por lo que se espera que en el mediano o largo plazo, se puedalograr la creacion de un software que satisfaga las necesidades de la etapa de molienda, pero conuna patente que sea propia. La validacion o no de los resultados predecidos [6], encaminaran a unmejor entendimiento de la fisicoquımica de la etapa de molienda.

3

Capıtulo 2

Antecedentes de procesamiento de minerales

2.1. Antecedentes de la etapa de moliendaEn el procesamiento de minerales las rocas son reducidas de tamano en presencia de agua. La mo-lienda eleva la temperatura de la roca, mejorando las reacciones agua/roca, lo que afecta directa-mente las condiciones fisicoquımicas de proceso. En las celdas de flotacion los productos quımicosson mucho mas dependiente del pH, Eh, y la composicion quımica, ası como la proporcion de losminerales de arcilla, que inhiben la recuperacion adecuada de los sulfuros de cobre [7].

2.1.1. Material particulado

En procesamiento de minerales, el material particulado esta compuesto por partıculas irregulares dediferentes tamanos que, generalmente, tienen forma similar cuando provienen de un origen comun.Es ası como las partıculas tienen una distribucion de tamanos. Para caracterizar esa distribucion, serecurre a propiedades asociadas al conjunto de partıculas.

Distribucion de tamanos

Considerando que la distribucion de tamanos es continua, una vez definido el tamano nominal deuna partıcula, es necesario cuantificar la frecuencia con que ese tamano aparece en el materialparticulado. Para esto, se definen funciones Frecuencia f(x) y Distribucion acumulada F (x) [7]:

Funcion frecuencia: La frecuencia relativa f(x)dx tiene los siguientes significados:

• Probabilidad de encontrar una partıcula de tamano comprendido entre x y x+ dx.

• Fraccion de partıculas de material con tamanos comprendidos entre x y x+ dx (la masutilizada, ver Figura 2.1.1).

Frecuencia acumulada bajo tamano (la mas utilizada): La Fu(x) tiene los siguientes signifi-cados:

• Probabilidad de encontrar una partıcula de tamano menor a x.

• Fraccion de partıculas con tamanos menores a x (la mas utilizada, ver Figura 2.1.2).

4

CAPITULO 2. ANTECEDENTES DE PROCESAMIENTO DE MINERALES

Tamaño, x

f(x)

Figura 2.1.1: Esquema de la distribucion de tamano.

Tamaño, x

f(x)

xdz

Figura 2.1.2: Esquema de la distribucion acumulada bajo tamano.

Los metodos disponibles para determinar las distribuciones de tamanos permiten medir fraccionesde partıculas en forma discreta. En este caso, la frecuencia pasa a denominarse fraccion retenida fk,que representa la fraccion de partıculas retenidas entre el tamano k y tamanos menores, k − 1. Enel caso mas habitual, cuando se utilizan una serie de tamices, se realiza un masaje de las partıculasretenidas en cada fraccion de tamano, y por lo tanto, la frecuencia resultante es en masa. [7]

2.1.2. Operaciones de conminucionLa conminucion es una etapa de gran importancia, principlmente porque permite la liberacion delas especies de interes provenientes de un mineral de la ganga asociada a el, ademas de producirpartıculas de un cierto tamano y forma, y/o para incrementar el area superficial disponible paraalguna reaccion quımica.

Chancado

Es la primera parte de los procesos de conminucion. Generalmente opera en seco y usualmentese realiza en etapas de chancado primario/secundario, con mecanismos de compresion y abrasionresponsables de la reduccion de tamano [7]. Las colpas de mineral proveniente de las minas puedenser tan grandes como 1,5 m y el producto final requerido variara, segun sea la aplicacion, entre 20cm a 7 mm. En el laboratorio por ejemplo, se requiere que las partıculas obtenidas del chancadosean menores a los 3 mm.

Molienda

La molienda es la segunda parte de los procesos de conminucion. Generalmente es una operacionen humedo y usualmente realizada en 1 o 2 etapas. El mineral chancado debe ser reducido de

5


tamano, dependiendo de la aplicacion posterior, en tamanos que van desde 100 a 300 µm. La re-duccion de tamano en esta etapa se realiza mediante la combinacion de los mecanismos de abrasione impacto [7]. Esta operacion se realiza en tubos cilındricos, llamados molinos rotatorios, caracte-rizados por su diametro, D, y su largo, L. En el interior del molino se utiliza una carga de mediosde molienda, que se mueven libremente y que, por la accion centrıfuga generada en la rotacion delmolino, se elevan en la direccion de la rotacion y caen por accion de la gravedad.

Los medios de molienda son producidos principalmente a partir de acero. Esto implica que, almomento en que se ponen en contacto estos medios con el agua en esta etapa, comienza a generarseun desgaste de los medios de molienda, principalmente con la disolucion del hierro presente en elacero. Para analizar el desgaste de los medios de molienda, se utiliza una expresion del tipo lineal:A cada instante t despues de que el cuerpo de molienda es introducido en el molino, su tasa deperdida de masa sera proporcional a su superficie expuesta a la abrasion y/o corrosion [7]. Esto sepuede expresar a partir de una cinetica de primer orden, como se muestra en la ecuacion (2.1.1):

dm(t)

dt= −km · Ab (2.1.1)

Donde:

m(t): Masa del medio de molienda despues de t horas en el molino, kg.Ab: Area superficial del medio expuesta al desgaste, m2.km: Constante cinetica de desgaste masico, kg/m2 h.

2.1.3. Electroquımica de molienda

La mayorıa de los minerales sulfurados poseen propiedades semiconductoras [8]. Las propiedadessemiconductoras de los minerales son importantes porque produce reacciones oxido - reduccionsobre la superficie de las partıculas (permitiendo un flujo de corriente a traves de el), reaccionque se ejemplifica en el contacto de minerales con medios de molienda (comunmente acero, verejemplo en Figura 2.1.3) [9]. Los primeros se consideran como nobles en relacion a los segundos,considerados mas activos [10]. Existen muchas investigaciones respecto al comportamiento elec-troquımico en el sistema de molienda. Algunas de ellas consideran que partıculas finas de hierro seadhieren a la superficie de los minerales sulfurados durante la molienda, disminuyendo el potencialdel electrodo, debilitando ası la adsorcion de xantato, lo que resulta en una disminucion de la flo-tabilidad de los minerales sulfurados, ademas de un consumo de los medios de molienda [11]. Losmedios de molienda, al ser mas activos que los minerales sulfurados (y por lo tanto, menos nobles),actuan como anodos y experimentan oxidacion, mientras que los minerales sulfurados actuan comocatodos y sufren una reduccion [11]. La reaccion anodica predominante, descrita por la ecuacion2.1.2, es la disolucion de hierro. La reaccion catodica, descrita por la ecuacion 2.1.3, correspondea la reduccion de oxıgeno: [10]

Fe ⇀↽ Fe2+ + 2e− (2.1.2)

1

2O2 + H2O + 2e− ⇀↽ 2OH− (2.1.3)

6


Medio de molienda

Mineral sulfurado

Fe2+

2e

O / H O

OH-

2 2

Figura 2.1.3: Esquema de reaccion entre mineral sulfurado y medios de molienda. [12]

Es posible que las especies de hierro se sigan oxidando o reaccionen con iones hidroxilos, gene-rando las especies de hierro (Fe(OH)2 y Fe(OH)3), sobre la superficie de los minerales sulfurados.

Sin embargo, las propiedades semiconductoras de los minerales sulfurados no solo se consideranrelevantes en la interaccion con medios de molienda, sino que tambien en la interaccion con dife-rentes minerales sulfurados. En esta interaccion, el mineral con un potencial de reposo mayor actuacomo catodo, mientas que aquel mineral con menor potencial actua como anodo. La Tabla 2.1.1entrega algunos valores de potenciales de reposo (Los valores presentados se referencian respectoal Standard Hydrogen Electrode (SHE) o electrodo estandar de hidrogeno):

Tabla 2.1.1: Potencial mixto de algunos minerales sulfurados. [11]

Mineral Formula quımica Potencial reposo (V vs SHE)Pirita FeS2 0,63Calcopirita CuFeS2 0,52Calcosina Cu2S 0,44Covelina CuS 0,42Galena PbS 0,28Esfalerita ZnS -0,24

En la realidad, estas interacciones son complejas de estudiar, debido a la gran cantidad de espe-cies presentes en el sistema, que inevitablemente interactuan unas con otras [3]. Estas interaccionestambien pueden ser descritas a traves del modelo de potencial mixto. Estudios al respecto se handesarrollado para interacciones galvanicas entre calcopirita, galena y esfalerita en presencia y au-sencia de medios de molienda. Tales estudios demostraron que la flotabilidad de la calcopirita eraafectada significativamente cuando este mineral se pone en contacto con minerales mas activos (omenos nobles), tales como galena y esfalerita [11]. Otros estudios determinaron que la presencia deiones de cobre y plomo, activan la superficie de la pirita, lo cual dificulta su depresion en el procesode flotacion, pese a las condiciones alcalinas de la solucion [13]. Esto produce que las leyes deconcentrado de un elemento de interes disminuya, ademas de aumentar los costos en el procesode fundicion [11]. Otros autores determinaron que si bien la pirita es en general problematica supresencia, a veces es deseable y su recuperacion se vuelve valiosa, debido a que posee asociacionescon oro [8]. Otros estudios determinaron que la interaccion de iones de cobre presentes en la pulpade la molienda, activan la superficie de arsenopirita, lo cual aumenta su recuperacion [11]. Se ha

7


reportado tambien que la interaccion entre calcopirita y pirita, afecta la recuperacion de la calcopi-rita. En este caso, la presencia de pirita aumenta la oxidacion superficial de la calcopirita. [13]

Cuando el efecto de los medios de molienda sobre especies de interes es evaluado en la planta,entonces es relevante considerar el efecto de interacciones de diferentes especies presentes en unaunidad geo – metalurgica. La presencia de ciertas especies esta definida por la historia geologicade un yacimiento. Si el sector del yacimiento cambia, entonces las interacciones entre los diferen-tes minerales presentes en un flujo de alimentacion a molienda cambian, las propiedades y efectossuperficiales de las especies de interes tambien lo haran, y por lo tanto, su respuesta en el procesode flotacion sera diferente.

2.2. Antecedentes de la etapa de Flotacion

2.2.1. Fases presentes en el sistema de flotacionEl proceso de flotacion es un proceso ampliamente utilizado para la concentracion de minerales,especıficamente especies minerales de interes economico. La separacion mediante este proceso esel resultado de procesos fisicoquımicos complejos que ocurren cuando se ponen en contacto fasesheterogeneas, tales como:

Fase solida: Constituıda por partıculas de mineral finamente molidas. Las propiedades super-ficiales de los minerales depende de su composicion y estructura. En relacion con su afinidadpor el agua, los minerales pueden presentar propiedades hidrofobicas (sin afinidad), e hi-drofılicas (con afinidad), que determinan su flotabilidad natural [14]. Esto esta directamenterelacionado con su polaridad. Es ası como se tienen:

• Minerales apolares: Son hidrofobicos, es decir, no reaccionan con los dipolos del agua.Estos minerales poseen una estructura simetrica, por lo que no intercambian electro-nes dentro de sus moleculas, no se disocian en iones, y son ,en general, quımicamenteinactivos y con enlaces covalentes.

• Minerales polares: Son hidrofılicos, es decir, tienen la capacidad de hidratarse. Estosminerales poseen una estructura asimetrica, por lo queintercambian electrones en laformacion de enlaces (principalmente ionicos), y tienen una extraordinaria actividadquımica en general.

Fase lıquida: Esta constituida por agua junto con reactivos. El agua es polar, siendo la causaprincipal de la hidratacion superficial de algunos minerales en soluciones acuosas. Contienegeneralmente una gran cantidad de iones (Cl−, Na+, K+, Ca2+, SO2−

4 , entre otros), impurezasy contaminantes naturales. [14]

Fase gaseosa: Constituida generalmente por aire (en algunos casos por otro gas), que se in-troduce y dispersa en la forma de pequenas burbujas en el sistema de flotacion. [14]

8


La interaccion de las fases descritas anteriormente permite la formacion de las siguientes interfasesque son interesantes presentes en el sistema de flotacion:

Interfase solido - lıquido.

Interfase lıquido - gas.

Interfase solido - gas.

H O2

H O2

H O2

H O2

H O2

H O2

Adhesión

No adhesión

Colisión

Mineral

Burbuja

Colisión

Figura 2.2.1: Interaccion de las fases en el proceso de flotacion.

Al coexistir las tres fases, las partıculas hidrofobicas tenderan a adherirse a la fase gaseosa, evitandoası el contacto con agua, mientras que las demas partıculas, de caracter hidrofılico, permaneceranproximas a la fase lıquida. Las burbujas con partıculas adheridas que poseen una densidad conjuntamenor a la del lıquido, ascienden, siendo colectadas posteriormente, siempre y cuando el agregadopartıcula - burbuja sea lo suficientemente estable y fuerte para vencer diferentes fuerzas, entre lasque se consideran, las fuerzas hidrodinamicas producidas en una celda de flotacion [14], tal comose muestra en la Figura 2.2.2:

Figura 2.2.2: Celda de flotacion y agregado partıcula - burbuja.

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2.2.2. Reactivos usados en el proceso de flotacionPara llevar a cabo el proceso de flotacion se requiere de ciertos reactivos que entregaran carac-terısticas especıficas a las fases anteriormente descritas, de tal manera que puedan interactuar entresı (por ejemplo, en la interaccion solido - gas), o para que puedan adquirir cierto comportamiento(por ejemplo, en la distribucion de tamano de la fase gaseosa en contacto con la fase lıquida). Elproceso que describe la incorporacion de ciertos reactivos a las diferentes interfases presentes en elproceso de flotacion, se denomina adsorcion.

La adsorcion es un fenomeno espontaneo y exotermico que contempla una acumulacion de materiaen una interfase, lo cual genera una composicion interfacial diferente a las composiciones corres-pondientes al seno de las fases. Cuando la concentracion es mayor en la interfase, se habla de quela adsorcion es positiva, en el caso contrario, se habla de adsorcion negativa. En conjunto con loexpuesto anteriormente, se definen dos tipos de adsorcion, las cuales se describen a continuacion:

Adsorcion fısica, que es resultante de interacciones quımicas secundarias o residuales, ca-racterizandose por un bajo calor de interaccion, ninguna o casi ninguna accion de seleccionentre el adsorbente y el adsorbido, siendo posible la formacion de multicapas.

Adsorcion quımica, que es resultante de interacciones quımicas primarias (por ejemplo, co-valentes), entre el adsorbente y el adsorbido. Existe selectividad, formandose compuestos desuperficie. Apenas una camada puede ser adsorbida.

Existen dos importantes fenomenos de adsorcion que interesan en el proceso de flotacion. El pri-mero ocurre entre una partıcula de mineral de interes y el colector, mientras que el segundo es elque ocurre entre la burbuja de gas y el espumante.

Colectores

Los colectores son relevantes en la llamada interfase solido - lıquido. La mayorıa de los mineralesson naturalmente hidrofılicos. Para lograr separarlos por flotacion, la superficie de algunos debeser selectivamente transformada en hidrofobica. Esto se logra regulando la quımica de la soluciony agregando algun tipo de colector que se adsorba selectivamente en dicha superficie, entregan-do caracterısticas hidrofobas a una partıcula de mineral de interes. Los colectores son compuestosorganicos que poseen dipolos [14]. El grupo polar corresponde a la parte activa que se adsorbe (fısi-ca o quımicamente), en la superficie del mineral. La parte apolar se orienta hacia la fase lıquida,confiriendole al mineral el caracter hidrofobico, tal como se muestra en la Figura 2.2.3:

Los colectores se clasifican segun el grupo funcional que poseen o por el tipo de mineral colectado.Es ası como existen los colectores no polares, que son aquellos que no poseen un grupo funcio-nal polar. Son fuertemente hidrofobos y se utilizan en la flotacion de minerales con caracterısticaspronunciadas de hidrofobicidad, como carbon, grafito, azufre y molibdenita. Tambien existen co-lectores ionicos, que en los que se encuentran los anionicos y cationicos. los colectores cationicosmas usados en la industria son las aminas, en solucion, estos reactivos se disocian de modo quesus radicales con nitrogeno forman el cation, mientras que el anion es un hidroxilo. Los colectoresanionicos se disocian de modo que sus radicales junto con el grupo polar constituyen el anion,dejando en solucion un cation. De estos ultimos, los mas utilizados son los xantatos.

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MINERAL

Colector

Parte polarParte apolar

Figura 2.2.3: Interaccion partıcula - colector.

Espumantes

Los espumantes son relevantes en la interfase lıquido - gas. Los compuestos que se adsorben se-lectivamente reducen la tension superficial y reciben el nombre de tensoactivos. Los tensoactivosmas utilizados en flotacion son los espumantes, debido a su efecto en la estabilizacion de la faseespuma. Ademas, ayudan en la generacion de burbujas de tamano pequeno [14]. Los espumantesson reactivos organicos de caracter heteropolar. Analogo a los colectores ionicos en su estructura,su diferencia radica en el caracter del grupo polar que, en los colectores es activo para reaccionarcon la superficie de los minerales, mientras que en los espumantes es un grupo con gran afinidadcon el agua (OH−) La parte polar, gracias a esta gran afinidad, se orienta hacia la fase lıquida. Laparte apolar en cambio, se orienta hacia la fase gaseosa tal como se muestra en la Figura 2.2.4:

GAS

Espumante

Parte polarParte apolar

Figura 2.2.4: Interaccion burbuja - espumante.

Los espumantes mas utilizados en la actualidad corresponden a acidos, aminas y alcoholes [14].De estos tres, se prefieren los alcoholes que, al no poseer propiedades colectoras, facilitan una flo-tacion selectiva. En consecuencia con lo expuesto anteriormente, los espumantes permiten mejorarla estabilidad y descarga de la espuma, evitando la coalescencia de las burbujas, lo que promueveun aumento de la velocidad cinetica de flotacion.

Modificadores

El pH indica el grado de acidez o alcalinidad de la pulpa. La pulpa de mineral generalmente presentaun caracter acido. Sin embargo, el proceso de flotacion se lleva a cabo en condiciones alcalinas,con tal de otorgar un ambiente quımico optimo para la adsorcion del colector sobre la superficiedel mineral. Para ello, generalmente se utiliza cal, que permite, por un lado, modificar el pH dela pulpa que se utilizara en el proceso de flotacion, pero tambien, permite depresar elementos queafectan al proceso, como es el caso de la pirita [14].

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2.2.3. Teorıas de adsorcionEn flotacion de sulfuros, es posible describir el fenomeno de adsorcion de las especies a partirde dos teorıas: una del tipo quımica y otra del tipo electroquımica. En flotacion de sulfuros, laadsorcion de colectores sulfihıdricos es fundamental. Los compuestos adsorbidos pierden su indi-vidualidad quımica y forman nuevos compuestos superficiales. Se distinguen por el intercambio deiones y formacion de compuestos insolubles.

Teorıa Quımica

En medio acuoso alcalino, los sulfuros tienden a reaccionar con el oxıgeno presente en la solucion,razon por la cual se producen especies oxidadas en la superficie de los minerales sulfurados, lascuales reaccionan posteriormente con iones colectores para formar sales metalicas de menor solu-bilidad que las especies oxidadas [14]. El mecanismo de intercambio ionico que propone esta teorıase encuentra representado en la Figura 2.2.5:

OH -

SO-4

OH -

SO2-4

X

X

MINERAL MINERAL

Figura 2.2.5: Teorıa quımica de adsorcion.

La evidencia de que este mecanismo explique de manera correcta la adsorcion de un colector en unmineral sulfurado es la presencia y/o liberacion de SO−4 . De acuerdo a lo anterior, es posible queeste proceso sea inhibido ante altos valores de pH [14].

Teorıa Electroquımica

El mecanismo mas comun de interaccion entre colectores y sulfuros se deduce a partir de la teorıaelectroquımica. El mecanismo se basa en la interaccion de dos reacciones: una reaccion anodica,que corresponde a la transferencia de electrones desde el colector al mineral sulfurado y una reac-cion catodica, que corresponde a la reaccion de reduccion de oxıgeno.

La reaccion anodica esta dada por la interaccion del colector (X−) con la superficie de un mineralsulfurado (MS), lo que genera la adsorcion electroquımica del colector (MSXads), presentada en laecuacion (2.2.1):

MS + X− −→ MSXads + e− (2.2.1)

La reaccion catodica mas comun en medio alcalino es la reduccion de oxıgeno en la superficie delmineral sulfurado, presentada en la ecuacion (2.2.2):

1

2O2 + H2O + 2e− −→ 2OH− (2.2.2)

12


La combinacion de las ecuaciones (2.2.1) y (2.2.2)(que dan como resultado la ecuacion (2.2.3)),hacen referencia a la existencia de un potencial, denominado como potencial mixto. Este potenciales relevante a la hora de llevar a cabo el proceso de flotacion y viene comandado desde la etapa demolienda. Este potencial trae consigo repercusiones en ambas etapas, especialmente en la etapa deflotacion [11], donde se requiere la adecuada adsorcion del colector.

2MS + 2X− +1

2O2 + H2O −→ 2MSXads + 2OH− (2.2.3)

A partir de la ecuacion (2.2.3), es posible deducir algunos aspectos que son interesantes tanto parala etapa de molienda, como para la etapa misma de flotacion:

La concentracion de oxıgeno disuelto (OD) en la pulpa es relevante [4], puesto que ante unamenor concentracion de oxıgeno disuelto, el potencial de la pulpa es menor, lo que desplazael equilibrio hacia la derecha, previniendo la adsorcion del colector [11]. En caso contrariose evidencia una mayor concentracion de oxıgeno en la pulpa.

El pH de la pulpa es relevante [5], puesto que cuando se tienen pulpas altamente alcalinas,el equilibrio se desplaza nuevamente en sentido conrario al aumento de la concentracion deOH−, deprimiendo la flotacion de minerales sulfurados [11]. Caso contrario ocurre en pulpasmas acidas.

Si bien debe asegurarse una aireacion suficiente para llevar a cabo un proceso adecuado deadsorcion de colector [2], esta disponibilidad debe ser controlada, ya que podrıa generar unaumento en el potencial de la pulpa, y generar ası, una oxidacion superficial de las especiesinvolucradas en el proceso, disminuiyendo la calidad del proceso de concentracion [1].

Ante esto ultimo, es posible distinguir tres rangos de potencial que determinaran el comportamientode las especies en el proceso de molienda y flotacion, tal como se describe a continuacion:

Una zona de bajo potencial, la cual no favorece la adsorcion del colector, lo que podrıa afectaren la recuperacion metalurgica de especies de interes [14].

Una zona de potencial intermedio, en la que tanto la adsorcion como la recuperacion me-talurgica es favorable y rentable tecnica y economicamente [14].

Una zona de alto potencial, la cual favorece la adsorcion del colector, pero permite ademasla oxidacion de especies de poco interes, que afectaran el rendimiento, y por lo tanto, larecuperacion metalurgica de especies de interes [14].

Si la teorıa quımica o electroquımica es la correcta, es una discusion actual. Ambas teorıas sesustentan con evidencia encontrada en la practica. La adsorcion podrıa ser entonces un productode ambas teorıas. Se tienen sales metalicas adsorbidas quımicamente, acompanada de colectoresadsorbidos fısicamente despues de una reaccion electroquımica.

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2.2.4. Especies de interes y su flotabilidad

Calcopirita

La calcopirita (CuFeS2) contiene 34,6 % de Cu, 30,4 % de Fe y 34,9 % de S presenta flotabilidadnatural cuando su superficie no esta oxidada. Esta flotabilidad natural depende del potencial deoxidacion y el pH de la pulpa. De acuerdo a lo que se presenta en la Figura 2.2.6, en pulpas convalores de pH acido, la calcopirita es flotable sin colector en valores de potencial entre 0 y 0.7V (vs SHE), el cual disminuye al aumentar el pH, debido principalmente por la oxidacion de susuperficie [11]:

Figura 2.2.6: Curva flotabilidad - potencial para CuFeS2 en ausencia de colector. [11]

Una vez oxidada, para valores de pH alcalino, se requiere de un colector para conferirle el caracterhidrofobico a su superficie, tal como se presenta en la Figura 2.2.7, y ası generar una recuperacioneconomicamente viable para el proceso. Una de las principales razones por las que es posiblerecuperar la calcopirita en estas condiciones es la formacion de dixantogeno en su superficie [11]:

Figura 2.2.7: Curva flotabilidad - potencial para CuFeS2 en presencia de colector. [11]

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Molibdenita

La molibdenita (MoS2) contiene 59,9 % de Mo y 40,1 % de S y presenta flotabilidad natural debidoa la naturaleza quımica de su estructura cristalina. Esta es del tipo hexagonal, que presenta capaspoliedricas en coordinacion con prismas trigonales, donde cada atomo de Mo esta rodeado por unprisma trigonal de atomos de azufre [11], tal como se presenta en la Figura 2.2.8. Esta estructuracristalina posee dos tipos de enlaces: covalentes entre atomos de Mo - S y de Van der Waals entrecapas de S - Mo - S.

Figura 2.2.8: Representacion de estructura cristalina de MoS2. [11]

Debido a esta caracterıstica estructural, las partıculas de MoS2 presentan dos tipos distintos de su-perficie: Una superficie que se crea por ruptura de enlaces de Van der Waals, que se conoce comocara, y una superficie que se genera por ruptura de enlaces Mo - S, denominado borde. La ruptu-ra de cristales de molibdenita, a lo largo de sus caras, crea superficies no polares de baja energıasuperficial, que tienen una mayor afinidad con lıquidos de baja energıa de superficie, como loshidrocarburos saturados, que con lıquidos de alta energıa superficial, como el agua. La ruptura decristales de molibdenita, por los bordes crea superficies polares que son quımicamente activas conel agua, formando tiomolibdatos (HMoO−4 y MoO2−

4 ), las cuales presentan una alta afinidad con elagua [11]. Es ası como se considera que la molibdenita posee caras con caracterısticas hidrofobicasy bordes con caracterısticas hidrofılicas. Esta relacion cara/borde determina la flotabilidad de MoS2.

En general, es posible decir que, a mayor tamano de partıcula, mayor es su relacion cara/borde ymayor sera la hidrofobicidad, por lo que la probabilidad de recuperar molibdenita en las etapas deconcentracion son altas. A menor tamano en cambio, menor es la relacion cara/borde, por lo que lahidrofobicidad de una partıcula disminuye, complicando su posibilidad de recuperacion.

La fractura producida en etapas de conminucion, a modo general, dan caracterısticas hidrofobicas ala molibdenita, por lo que son facilmente flotables sin la necesidad de colectores o condiciones es-peciales (ver Figura 2.2.9), por lo que se dice que poseen una llamada flotabilidad natural, inducidapor su estructura cristalina [11]. Sin embargo, la mojabilidad de la molibdenita tambien puede sermodificada, debido a que es fuertemente dependiente del pH. Algunos estudios sugieren que estacaracterıstica comienza a disminuir a partir de valores cercanos a 8, y su disminucion se vuelveimportante si ademas se varıa la temperatura, se genera una oxidacion superficial en las partıculaso por la inclusion de iones de calcio. [15]

15


Figura 2.2.9: Curva flotabilidad - potencial para MoS2 en ausencia de colector. [11]

2.2.5. Cinetica de flotacionPara caracterizar cineticamente la flotacion de un mineral, se emplea el concepto de constanteespecıfica de flotacion. Este concepto permite vislumbrar si un proceso es mas rapido o lento.Existe una amplia gama de modelos cineticos, de los cuales destacan el modelo de Garcıa - Zunigay el modelo de Klimpel. En estos modelos, se considera que una partıcula de mineral y una burbujade gas son reactantes, mientras que el agregado partıcula - burbuja es un producto de la reaccion.

Modelo de Garcıa - Zuniga

Para desarrollar el modelo, se considera la analogıa con una cinetica ordinaria de primer orden. Siademas se considera que la aireacion en una celda es constante, el modelo describe el comporta-miento de un mineral o una especie de interes en este proceso, se presenta en la ecuacion (2.2.4):

dMdt

= −k ·M (2.2.4)

Donde:

dM/dt: Variacion en el tiempo del mineral en la celda, g/min.M: Masa de mineral que flota en la celda, g.k: Constante cinetica de flotacion un mineral valioso, min−1.

Se necesitan dos condiciones para resolver la ecuacion (2.2.4). A tiempo t = 0, el mineral que flotaes el inicial, M0. A tiempos largos (t = t), en cambio, existe una cantidad menor de mineral queesta flotando, Mt. Sin embargo, si se resuelve considerando estas dos condiciones, es posible co-meter un error que se verifica en la practica, esto es, que siempre una cantidad residual de mineralestara flotando (M∞) y no podra ser recuperado, sin importar el tiempo de flotacion (t = t∞) [14].

Si se considera esta modificacion, se obtiene la ecuacion (2.2.5):

Mt −M∞M0 −M∞

= e−kt (2.2.5)

16


Donde:

Mt: Masa de mineral en la celda para un tiempo cualquiera, t = t, g.M∞: Masa de mineral en la celda para un tiempo muy largo, t = t∞, g.M0: Masa de mineral en la celda al comienzo de la prueba, t = 0 , g.

La definicion de recuperacion metalurgica,R, relaciona la cantidad de mineral que se recupera enun tiempo cualquiera, respecto al que inicialmente flota, tal como se presenta en la ecuacion (2.2.6):

R =M0 −Mt

M0

(2.2.6)

Donde:

R: Recuperacion metalurgica de un mineral o especie de interes, %.

Es ası como, combinando las expresiones (2.2.5) y (2.2.6), es posible obtener la definicion derecuperacion obtenida por Garcıa - Zuniga, tal como se presenta en la ecuacion (2.2.7):

R = R∞(1− e−kt

)(2.2.7)

Donde:

R∞: Maxima recuperacion metalurgica, %.

Modelo de Klimpel

El modelo considera que existen diferentes especies flotando, con diferentes constantes cineticas deflotacion, lo que hace variar el razonamiento respecto al modelo anterior. Para resolver esta cinetica,se considera una distribucion de constantes cineticas de flotacion [14]. Es ası como el modelo deprimer orden puede ser re-escrito como se presenta en la ecuacion (2.2.8):

Mt −M∞M0 −M∞

=

∫ kmax

0

Ψ(t) · e−ktdk (2.2.8)

Donde:

Ψ(t): Distribucion continua de constantes de flotacion.kmax: Constante cinetica de la especie que flota mas rapido, min−1.

Para resolver la expresion (2.2.8), se considera que existe una distribucion de constantes cineticasdel tipo rectangulo simple, con area unitaria, comandada por un mineral con constante cinetica devalor kmax (el mineral que flota mas rapido). Esta simplificacion permite obtener una expresionque solo depende de k, por lo que su simplifica su integracion. Si ademas se considera la ecuacion(2.2.6), se obtiene la expresion de recuperacion segun el modelo de Klimpel, como se presenta enla ecuacion (2.2.9):

R = R∞

(1− 1

kmaxt

(1− e−kt

))(2.2.9)

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Capıtulo 3

Antecedentes de especies, analisis desolucion y superficie

3.1. Sistemas heterogeneos: Equilibrios en dos fasesLos sistemas heterogeneos son aquellos en los cuales alguna de las especies presentes se encuentraen un estado de agregacion diferente, donde quımicamente a cada estado de agregacion se le deno-mina fase.

Las combinaciones posibles entre los distintos estados de agregacion de la materia (solido (S),lıquido (L) y gaseosos (G)), para la formacion de un sistema heterogeneo de dos fases son:

Sistemas heterogeneos solido - solido, que al ser una mezcla de solidos, carece de interesquımico, excepto su analisis.

Sistemas heterogeneos solido - gas, que son de interes en tecnicas separativas e instrumenta-les.

Sistemas heterogeneos solido - lıquido, que se producen entre un solido y un lıquido. Cabedestacar que los equilibrios de solidos en medios acuosos en los cuales se producen meca-nismos importantes, como son la formacion de precipitados relacionados con la solubilidadde sustancias poco solubles (precipitados), y la aplicacion de la constante reguladora deno-minada producto de solubilidad. Otro aspecto importante corresponde a los denominadosfenomenos de superficie que se producen en la superficie del solido en medio acuoso. [16]

3.1.1. Solubilidad en solido - lıquidoCuando un solido se pone en disolucion acuosa o se origina su formacion en un medio acuoso, seestablece un sistema solido - lıquido en el que destacan dos conceptos fundamentales:

Solubilidad: Parametro que cuantifica la disolucion del solido en el medio acuoso. Es unacantidad variable al depender de distintos factores como son la temperatura, el pH de ladisolucion acuosa, el contenido de solidos de la disolucion, entre otros.

Producto de solubilidad: Es la constante termodinamica que regula la disolucion del solidoen el medio acuoso y se puede considerar como una huella caracterıstica del solido.

18

CAPITULO 3. ANTECEDENTES DE ESPECIES, ANALISIS DE SOLUCION Y SUPERFICIE

Por otra parte, las sustancias no se deben considerar como totalmente insolubles, ya que estas sedisuelven en mayor o menor proporcion, debido al grado de solubilidad que exhiben estas sustan-cias. Esto se puede comprobar, e incluso cuantificar, con las tecnicas apropiadas.

Sea AmBn un compuesto poco soluble. Al anadirlo en exceso al agua o precipitarlo en medio acuo-so, una parte muy pequena permanecera disuelta en presencia de compuesto solido (se tiene unadisolucion saturada), y estara regulada por los equilibrios dinamicos que definen una disolucionsaturada:

Primer equilibrio: Equilibrio entre la especie insoluble y la especie disuelta no disociada que seestablece en la superficie lımite del cristal. [16]

Segundo equilibrio: Equilibrio entre la especie disuelta no disociada y la especie disuelta disociadaque se establece en la disolucion, y por ser muy diluida, una parte de la especie disuelta no disocia-da se disociara. [16]

Un esquema de ambos equilibrios se presenta a consinuacion segun la ecuacion (3.1.1):

AmBn(solido) ⇀↽ AmBn(disuelto no disociado) ⇀↽ mAn+ + nBm+ (3.1.1)

La constante que regula el primer equilibrio se denomina solubilidad molar intrınseca, k, y secuantifica con la aplicacion de la ley de equilibrio quımico, es decir: [AmBm]disolucion, pues la[AmBm]solido = 1.

La constante del segundo equilibrio es el denominador productor de solubilidad: k′ = kps. De lateorıa termodinamica, cuando se establece un equilibrio a temperatura constante, los potencialesquımicos correspondiente a la fase solida y la fase de disolucion son de igual valor, y por ello,la variacion de la energıa libre de Gibbs es nula. Considerando lo anterior, es posible generar elanalisis que se presenta en la ecuacion 3.1.2:

∆G =∑

(νi × µi) = 0⇒ m× µA + n× µB − µAmBn(solido) = 0 (3.1.2)

Como el potencial quımico, µ, de una sustancia pura es constante a temperatura constante, y tenien-do en cuenta su definicion (µi = µ◦i + RTlnai con µ◦i el potencial quımico estandar, constante yhuella caracterıstica de una especie), se genera la ecuacion (3.1.3), que permite deducir el resultadopresentado en la ecuacion (3.1.4), tal como se muestra a continuacion:

m× (µ◦A +RTlnaA) + n× (µ◦B +RTlnaB) = µAmBn (3.1.3)

amAanB = e

µAmBn−mµ◦A−nµ◦BRT (3.1.4)

Es importante notar que la parte derecha de la ecuacion (3.1.4) es constante cuando la temperaturaes constante [17], por lo que puede expresarse tal como se presenta en la ecuacion (3.1.5):

amAanB = kps (3.1.5)

19


La actividad de cada elemento o, en este caso ion, es ai = CiC◦γi, siendo C◦ = 1 mol/L y γi el coefi-

ciente de actividad. Este coeficiente, generalmente menor que 1, es un factor de correccion debidoa las interacciones electrostaticas entre los iones. Para disoluciones muy diluidas, los coeficientesde actividad de los iones son muy proximos a la unidad y pueden omitirse. Por comodidad, seomitira el valor de C◦ y se considerara entonces que el producto de solubilidad pueda re-escribirsecomo se presenta en la ecuacion (3.1.6):

kps =[An+

]m [Bm+]n (3.1.6)

De la expresion anterior se extrae que:

Un precipitado se disuelve o no precipita cuando: [An+]m

[Bm+]n< kps

Una sustancia precipita cuando en la disolucion: [An+]m

[Bm+]n> kps

Una disolucion esta saturada de AmBn cuando: [An+]m

[Bm+]n

= kps

Ası tambien, es importante considerar:

El kps es una constante a una determinada temperatura y su valor incrementa en conjuntocon esta, debido a que la solubilidad aumenta con la temperatura. Debido a esto, es posibletabular los valores de kps a una temperatura determinada, tal como se muestra en la Tabla3.1.1 [17].

El empleo de las concentraciones en lugar de actividades solo es correcto en sales pocosolubles y por ello se aplica en disoluciones acuosas muy diluidas de iones antagonicos.

Para sales bastante solubles o aquellas que sean poco solubles, y que se encuentran en unadisolucion con una alta concentracion de sales extranas (denominado efecto salino), es nece-sario aplicar el concepto de actividad en las concentraciones de los iones antagonicos.

Tabla 3.1.1: Constantes de producto de solubilidad. [17]

Compuesto Formula quımica kps (25◦C)Hidroxido de aluminio Al(OH)3 3,00×10−34

Carbonato de calcio (Calcita) Caco3 3,36×10−9

Carbonato de calcio (aragonita) CaCO3 6,00×10−9

Hidroxido de calcio Ca(OH)2 5,02×10−6

Sulfato de calcio CaSO4 4,93×10−5

Carbonato de magnesio MgCO3 6,82×10−6

Carbonato de magnesio hexahidratado MgCO3×6H2O 4,37×10−6

Hidroxido de magnesio Mg(OH)2 5,61×10−12

Si se considera un sistema (como puede ser la etapa de molienda), en el que la concentracion de unelemento en solucion varıa de acuerdo al tiempo, es posible, con la ayuda de la ecuacion (3.1.6) yla Tabla 3.1.1, determinar el pH de requerido para que este elemento precipite (por ejemplo, comohidroxido), de acuerdo a la concentracion que posee. A partir de lo anterior, puede determinarseun pH crıtico, que se entendera como el pH lımite que determina si un elemento se encuentra ensolucion o formando algun compuesto. Un ejemplo se presenta en la Figura 3.1.1:

20


0 5 0 1 0 0 1 5 0 2 0 0 2 5 0 3 0 0456789

1 01 11 21 31 4 C r i t i c a l p H

pH

C o n c e n t r a t i o n ( m g / L )

P R E C I P I T A T I O N

D I S S O L U T I O N

Figura 3.1.1: Valores de pH para precipitacion de especies.

3.1.2. Velocidad de reaccion o tasa de disolucion en sistemas solido - lıquidoEl area de la quımica que estudia la velocidad o rapidez con la que ocurre una reaccion se denominacinetica quımica. La importancia de la cinetica quımica abarca, entre otros, los siguientes aspectos:

Permite predecir la velocidad que tendra una reaccion en condiciones especıficas.

Permite determinar y comprender el mecanismo por el que tiene lugar una reaccion.

Para medir el grado de avance de una reaccion quımica se define la velocidad de reaccion, como laderivada respecto al tiempo de la concentracion de los reactivos o productor que intervienen en lamisma [18]. Para una reaccion como la que se presenta en la ecuacion (3.1.7):

aA + bB −→ cC + dD (3.1.7)

La velocidad de reaccion puede expresarse respecto a cada reactivo o producto y de acuerdo a sila reaccion es del tipo homogenea o heterogenea. En sistemas partıculados se tienen reaccionesdel tipo heterogeneas entre fases solido - liquido. Para este tipo de sistemas, se toma como basela unidad de superficie de interfase, o mas especıficamente, en la superficie del solido [18]. Esası como la velocidad de reaccion, que puede considerarse tambien como la tasa de disolucion enel caso de un producto, queda definida segun la ecuacion (3.1.8):

21


(ri) =1

S

dNi

dt=

moles de i formadossuperficie×tiempo

(3.1.8)

Donde:

(ri): Velocidad de reaccion o tasa de disolucion, mol/m2s.S: Superficie total de interfase solido - lıquido, m2.dNidt

: Velocidad de produccion del componente i i, mol/s.

La velocidad de reaccion o tasa de disolucion esta determinada por diversos factores, como:

Concentracion: la mayor parte de las reacciones se efectuan con mayor rapidez si se incre-menta la concentracion de uno o mas reactivos.

Temperatura: la velocidad de las reacciones quımicas se incrementa con un aumento de latemperatura.

El area superficial: las reacciones que comprenden solidos suelen llevarse a cabo con mayorrapidez a medida que se incrementa el area superficial del solido.

3.2. Analisis de especies en solucion

3.2.1. Valoracion complexometricaEste metodo cuantitativo se basa en la medicion de especies en solucion con la ayuda de un com-puesto que reacciona con el metal que se desea cuantificar, formando un complejo. [19]

Un complejo es cualquier compuesto en el que el enlace tiene lugar por interaccion de los electro-nes del dador con los orbitales vacıos del aceptor (generalmente un metal). Se conocen una seriede compuestos organicos que son muy adecuados para este proposito ya que forman con los ionesmetalicos un unico complejo, en proporcion 1:1, llamado quelato [19]. Estos compuestos organicostienen en sus moleculas atomos de oxıgeno y/o de nitrogeno con pares de electrones no comparti-dos que pueden formar enlaces de coordinacion.

De manera general se puede afirmar que estos compuestos son reactivos aptos para determinacionesvolumetricas de iones metalicos gracias a que:

Son solubles.

Reaccionan con rapidez suficientemente grande con el ion que se quiere determinar.

Actuan como un unico ligando que se une de forma multiple con el ion central, con formacionde una sal compleja interna estable y facilmente soluble.

Los grupos funcionales mas efectivos en la produccion de quelatos son los grupo amino y carboxi-latos.

22


Valorante: EDTA.

El EDTA (Ethylene Diamine - Tetraacetic Acid o Acido etilen diamino - tetraacetico), posee seisgrupos (dos amino y cuatro carboxilatos), capaces de formar complejos con los iones metalicos,segun se muestra en la Figura (3.2.1). Este compuesto forma quelatos con casi todos los ionesmetalicos, siendo estas reacciones la base de diferentes metodos analıticos de determinacion deestos iones. [19]

Este compuesto se puede considerar como un acido tetraprotico, tiene cuatro hidrogenos acidos.Desde este punto de vista, se suele representar por el sımbolo H4Y, donde H son los hidrogenosde los cuatro grupos carboxilo e Y representa el resto de molecula. Es posible entonces encontrarcuatro especies diferentes a partir de H4Y, de acuerdo al pH con el cual se desarrolle la valoracion,segun se describen en las ecuaciones (3.2.1), (3.2.2), (3.2.3) y (3.2.4):

H4Y + H2O ⇀↽ H3Y− + H3O+ (3.2.1)

H3Y− + H2O ⇀↽ H2Y2− + H3O+ (3.2.2)

H2Y2− + H2O ⇀↽ HY3− + H3O+ (3.2.3)

HY3− + H2O ⇀↽ Y4− + H3O+ (3.2.4)

N

OH

O

OH

O

N

O

OH

OH

O

Figura 3.2.1: Esqueleto del EDTA.

Cada una de las ecuaciones anteriormente presentadas pueden ser descritas a traves de una cons-tante de equilibrio, ki, como se muestra en las ecuaciones (3.2.5), (3.2.6), (3.2.7) y (3.2.8):

k1 =[H3Y−] [H3O+]

[H4Y](3.2.5)

k2 =[H2Y2−] [H3O+]

[H3Y−](3.2.6)

k3 =[HY3−] [H3O+]

[H2Y2−](3.2.7)

23


k4 =[Y4−] [H3O+]

[HY3−](3.2.8)

Ahora, sea [Y∗] la concentracion total de EDTA presente en la disolucion, es posible escribir unbalance de masa de este compuesto, tal como se muestra en la ecuacion (3.2.9):

[Y∗] = [H4Y] +[H3Y−

]+[H2Y2−]+

[H3Y−

]+[Y4−] (3.2.9)

Ademas, Las expresiones (3.2.5), (3.2.6), (3.2.7) y (3.2.8) pueden reordenarse, generando las ecua-ciones (3.2.10), (3.2.11), (3.2.12) y (3.2.13):

[H4Y] =[H3Y−] [H3O+]

k1(3.2.10)

[H3Y−

]=

[H2Y2−] [H3O+]

k2(3.2.11)

[H2Y2−] =

[HY3−] [H3O+]

k3(3.2.12)

[HY3−] =

[Y4−] [H3O+]

k4(3.2.13)

Reemplazando (3.2.10), (3.2.11), (3.2.12) y (3.2.13) en (3.2.9), se obtiene:

[Y∗] =[H3O+]

4[Y4−]

k1k2k3k4+

[H3O+]3

[Y4−]

k2k3k4+

[H3O+]2

[Y4−]

k3k4+

[H3O+] [Y4−]

k4+[Y4−] (3.2.14)

Factorizando por [Y4−] y reordenando (3.2.14), se obtiene la ecuacion (3.2.15):

[Y∗] =[Y4−](1 +

[H3O+]4

k1k2k3k4+

[H3O+]3

k2k3k4+

[H3O+]2

k3k4+

[H3O+]

k4

)(3.2.15)

Definiendo la funcion de distribucion α[Y4−], como la cantidad de [Y4−] presente respecto a lacantidad total [Y∗] , se obtiene la ecuacion (3.2.16):

α[Y4−] =[Y4−]

[Y∗]=

1(1 +

[H3O+]4

k1k2k3k4+

[H3O+]3

k2k3k4+

[H3O+]2

k3k4+

[H3O+]k4

) (3.2.16)

A partir de esos valores se puede calcular la distribucion de las distintas especies del EDTA paracada valor particular del pH de la disolucion. La Figura 3.2.2 muestra las funciones de distribucion(α) de las diferentes especies del EDTA en funcion del pH de la disolucion. Un valor de igual a1 indica que el 100 % del EDTA esta en esa forma, mientras que un valor igual a 0 indica queesa especie no esta presente al pH elegido. A valores de pH superiores a 12 practicamente todoel EDTA esta presente como Y4−, mientras que en valores cercanos a pH 8 predomina la especieHY3− ; a pH igual a 4,4, la solucion contiene principalmente iones H2Y2−.

24


0 2 4 6 8 1 0 1 2 1 40 , 00 , 10 , 20 , 30 , 40 , 50 , 60 , 70 , 80 , 91 , 0

H Y 3 - Y 4 -H 2 Y 2 -

H 3 Y -

α

p H

H 4 Y

Figura 3.2.2: Funcion de distribucion de especies de EDTA en funcion de pH.

En el procedimiento que se detalla mas adelante, se trabajara con valores pH igual a 10 en la deter-minacion de elementos totales (Mg2+ y Ca2+) y con valores de pH 12 en la determinacion de ionesde calcio (Ca2+). En ese sentido, los procesos de formacion de estos complejos se pueden escribirde acuerdo a lo presentado en las ecuaciones (3.2.17), (3.2.18) y (3.2.19):

A valores de pH = 10:Mg2+ + HY3− ⇀↽ MgY2− + H+ (3.2.17)

Ca2+ + HY3− ⇀↽ CaY2− + H+ (3.2.18)

A valores de pH = 12:Ca2+ + Y4− ⇀↽ CaY2− (3.2.19)

Ahora bien, las constantes de formacion del complejo deseado estan en general tabuladas en lareaccion del tetra - anion, es decir, segun como se muestra en la expresion (3.2.20):

Mn+ + Y4− ⇀↽ MYn−4 (3.2.20)

Cuya constante de equilibrio, kf , es descrita por la ecuacion (3.2.21):

kf =[MYn−4]

[Mn+] [Y4−](3.2.21)

Sin embargo, y como se puede observar en la Figura 3.2.2, el compuesto y/o anion que reaccionacon el metal depende del valor de pH de la disolucion. Es por esto, que la ecuacion (3.2.21),

25


podrıa ser modificada y presentar una nueva constante de equilibrio, k′f , representada en la ecuacion(3.2.22):

k′f =[MYn−4]

[Mn+] [Y∗](3.2.22)

A partir de las ecuaciones (3.2.21) y (3.2.22), se obtiene la siguiente relacion entre ambas constan-tes, resultado presentado en la ecuacion (3.2.23):

k′fkf

=Y4−

Y∗= α[Y4−] (3.2.23)

Es posible vislumbrar que mientras mas alto sea el valor de k′f , mas estable sera el complejo MYn−4.A partir de la ecuacion (3.2.23), es posible determinar la estabilidad de este complejo en funcion delpH. A T = 20◦, la constante de formacion del complejo MgY2−, kMgY2− tiene un valor de 5, 01 · 108

(considerando una fuerza ionica de 0,1 M). Ası por ejemplo, El complejo MgY2− se estabiliza apartir de valores de pH mayores o iguales a 10. [19]

Indicadores: Negro de eriocromo T y Murexida.

Estos indicadores son colorantes organicos que forman un complejo con el metal, de color diferen-te al del indicador libre. Estos indicadores son tambien indicadores acido-base, por lo que en cadacaso se debe considerar tanto los equilibrios de formacion del complejo indicador-metal como losequilibrios acido-base del indicador. [19]

El negro de eriocromo T (Del Ingles Eriochrome Black T, EBT), tiene una estructura tal como sepresenta en la Figura 3.2.3:

N

N

HO

HO

O N

NaO S

2

3

Figura 3.2.3: Esqueleto del EBT.

El EBT tiene dos hidrogenos acidos en los grupos hidroxilo (el proton del grupo sulfonico esfuertemente acido por lo que ya esta separado a un valor pH 10). Por tanto, el comportamientoacido-base se puede representar de acuerdo a la ecuacion (3.2.24):

H2In− ⇀↽ HIn2− ⇀↽ In3− (3.2.24)

Donde In representa la molecula sin la inclusion de los hidrogenos del grupo hidroxilo. El com-puesto H2In−, que posee un color rojo - vino, se encuentra en equilibrio con el compuesto HIn2−

26


(pK = 6,3), que tiene una coloracion azul. Ası mismo, este ultimo compuesto se encuentra en equi-librio con In3− (pK = 11,5), de coloracion anaranjada [19]. El compuesto mas relevante es HIn2−,cuyas reacciones de equilibrio con los metales en solucion se presentan en las ecuaciones (3.2.25)y (3.2.26):

Mg2+ + HIn2− ⇀↽ MgIn− + H+ (3.2.25)

Ca2+ + HIn2− ⇀↽ CaIn− + H+ (3.2.26)

El EBT se puede utilizar en la determinacion conjunta de calcio y magnesio ya que el indicador for-mara complejo con el magnesio y la disolucion al inicio de la valoracion tendra color rojo-rosado.La constante de estabilidad del complejo MgIn− (logKMgIn− = 7, 0), es inferior a las constantes deformacion de los complejos CaY2− (logKCaY2− = 10, 25) y MgY2− (logKMgY2− = 8, 25), condi-cion necesaria para la idoneidad del indicador, ya que cuando todo el metal libre haya formado elcomplejo con el EDTA, se producira la reversion del equilibrio del complejo metal con EBT, gene-rando ası la destruccion de este complejo, con la consiguiente aparicion en disolucion del indicadorlibre que, a un valor de pH igual a 10, tiene color azul. [19]

La Murexida, conocida tambien como purpurato de amonio, presenta la siguiente estructura, talcomo se muestra en la Figura 3.2.4:

N

N

O

H

H

O

N

N

O

H

H

O

N

O ONH

-4+

Figura 3.2.4: Esqueleto de murexida.

La Murexida tiene cuatro hidrogenos acidos, cuyo comportamiento acido-base se puede representarde acuerdo a la ecuacion (3.2.27):

H4In− ⇀↽ H2In2− ⇀↽ H2In3− (3.2.27)

Donde In representa la molecula sin la inclusion de los hidrogenos del grupo hidroxilo. El com-puesto H4In−, que posee un color rojo - violeta, se encuentra en equilibrio con el compuesto H2In2−

(pK = 9,2), que tiene una coloracion violeta. Ası mismo, este ultimo compuesto se encuentra enequilibrio con H2In− (pK = 10,9), de coloracion azul [19]. La reaccion de equilibrio de H2In2− conel calcio se detalla en la ecuacion (3.2.28):

Ca2+ + H2In3− ⇀↽ CaH2In− (3.2.28)

El complejo CaH2In− posee una coloracion rosacea. A medida que la solucion comienza a valorarsecon EDTA, genera un desplazamiento del equilibrio, como en el caso de la utilizacion de EBT, unanueva coloracion, esta vez violeta, correspondiente a la aparicion de H2In2−. Cabe destacar que,

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para el rango de preparacion del ensayo con murexida, aquellas especies de Mg2+ en solucion queestaban presentes en el analisis anterior, han precipitado como Mg(OH)2, por lo que no afectan lamedicion.

3.2.2. Espectroscopıa de emision atomica con plasma (ICP - OES)La espectroscopıa de plasma, conocida por sus siglas en ingles ICP - OES (Inductively CoupledPlasma Optical Emission Spectrometry), es una tecnica de analisis multielemental capaz de deter-minar y cuantificar la mayorıa de los elementos de la tabla periodica, a excepcion de C, N, O, Hy gases nobles, en concentraciones que van desde % hasta ppm. Las muestras a analizar son in-troducidas en forma lıquida, transportadas por medio de una bomba peristaltica hasta el sistemanebulizador, donde son transformadas en un aerosol y conducido a la zona de ionizacion, que con-siste en un plasma generado al someter un flujo de gas de argon a la accion de un campo magneticooscilante inducido por una corriente de alta frecuencia. En el interior del plasma, se pueden alcan-zar temperaturas de hasta 8000 K. En estas condiciones, los atomos presentes en la muestra sonionizados/excitados. Al volver a su estado fundamental, estos iones o atomos excitados emiten ra-diaciones de una longitud de onda que es caracterıstica de cada elemento [20]. Esta radiacion pasaa traves de un sistema optico que separa la radiacion segun su longitud de onda. Finalmente, undetector mide la intensidad de cada una de las radiaciones relacionando estas con la concentracion.

3.3. Analisis de especies en superficie

3.3.1. Espectroscopıa de fotoelectrones por rayos X (XPS)La espectroscopıa de fotoelectrones por rayos X o X-ray Photoelectron Spectroscopy (XPS) comosu abreviatura en ingles lo indica, es una tecnica poderosa y versatil cualitativa/cuantitativa no des-tructiva, que se usa para analizar la superficie de los solidos (a unos 20 a 30 A de profundidad). Lasbases de esta tecnica yacen en la explicacion de Einstein del efecto fotoelectrico.

En un experimento de XPS, la superficie de un mineral que desea ser analizada se pone primero enun ambiente de ultra vacıo (> 10−9 torr) y luego se irradia con un haz de rayos X de aproximada-mente 1 keV de energıa, causando con ello la fotoemision de electrones pertenecientes a los nivelesprofundos (principalmente), y a los niveles de valencia de los atomos de superficie. Los nivelesprofundos se definen como las capas cuanticas internas que no participan en el enlace quımico,mientras que, los niveles de valencia estan constituidos por los electrones que participan en el en-lace quımico del atomo. [21]

Por otra parte, se debe mencionar que en un experimento de XPS, las variables que se miden son elnumero de electrones emitidos y la energıa cinetica de los mismos. Con estos datos se registra unespectro de fotoelectrones que consiste en un grafico del tipo cartesiano XY en el que la ordenadacorresponde al numero de electrones (intensidad) y en la abscisa corresponde a la energıa cinetica(o de enlace) [22]. Adicionalmente, en un espectro de XPS los picos de fotoemision se etiquetancon numeros cuanticos, de acuerdo a la ecuacion (3.3.1):

28


nlj (3.3.1)

Donde:

n: Numero cuantico principal.l: Numero cuantico orbital.j: Momento angular total.

La espectroscopıa de fotoelectrones por rayos X puede proporcionar, bajo ciertas condiciones favo-rables, informacion sobre algunas de las propiedades fısicas, quımicas y electronicas de la superfi-cie en estudio. La caracterıstica mas importante de esta tecnica es que permite diferenciar distintosestados de oxidacion y/o situaciones de entorno (coordinacion), de los atomos en las muestrassolidas analizadas, ası como el estudio de perfiles de composicion. [21]

Efecto fotoelectrico

Cuando un foton impacta con un atomo, dependiendo de su energıa, puede ocurrir alguno de lostres casos que se presentan:

El foton puede ser desviado por un electron de un orbital atomico, conduciendo a una perdidaparcial de energıa, lo cual se conoce como Efecto Compton.

El foton puede interactuar con el atomo y conducir a la produccion de un par electron -positron.

El foton puede interactuar con un electron de un orbital atomico y transferir toda su energıaal electron, produciendo de esta manera la emision del electron por el atomo.

El tercer caso describe correctamente la fotoemision de un electron [21]. La fısica basica de esteproceso para un atomo libre se puede explicar por la relacion de Einstein, tal como se presenta enla ecuacion (3.3.2):

hν = EK + EB (3.3.2)

Donde:

hν: Energıa total del foton excitante.EK : Energıa cinetica del electron emitido.EB: Energıa de enlace o ligadura del electron en el atomo.

La energıa EB se define como la energıa positiva necesaria para remover el electron del atomo yponerlo a una distancia r = ∞ de este. La Figura 3.3.1 da a conocer este proceso de fotoemisionde un atomo aislado. En el caso (a), un atomo que posee en su estado inicial n electrones, es im-pactado por un foton de rayos X que le transfiere su energıa a un electron de un nivel profundo,conduciendo a la fotoemision de dicho electron. En el caso (b), el atomo ahora en un estado den− 1 electrones puede reorganizarse por la caıda de un electron de un nivel de energıa mas alto alhueco formado en el nivel profundo. Puesto que el electron cae a un estado de energıa menor, elatomo puede disminuir el exceso de energıa expulsando un segundo electron (Electron Auger), o

29


Fotón de rayos X (hv)

Electrónexpulsado

2p

2s

1s


Electrónexpulsado

2p

2s

1s

(a) Estado inicial n electrones


Electrón

2p

2s

1s


Auger o emisión

2p

2s

1s

de rayos X

(b) Estado inicial n - 1 electrones

Figura 3.3.1: Proceso de fotoemision para un atomo aislado.

emitiendo un foton de rayos X. [21]

En los solidos, la presencia de la superficie hace que una energıa adicional se deba aplicar pararemover un electron desde un nivel de energıa de un atomo perteneciente al solido, hacia el exteriordel material. Esta energıa adicional se llama funcion de trabajo, φ, y se define como la mınimaenergıa requerida para llevar un electron del nivel de Fermi al nivel de vacio. Ademas, se sabe queun atomo dentro de un solido esta sometido a multiples interacciones, cosa que complica el procesode fotoemision de un solido, ya que, dicho proceso se traduce en un problema de muchos cuerposen donde el electron excitado puede experimental procesos inelasticos en el volumen del material(bulk) [22]. El proceso fotoelectrico en un solido se puede describir mediante el modelo propuestopor Berglund y Spicer, el cual se descompone en tres etapas:

Interaccion entre el foton incidente y un electron de un atomo del solido, resultando en laexcitacion del electron desde un nivel de energıa Ei hacia un estado libre Ej = Ei + hν.

Propagacion del electron excitado hacia la superficie del solido. En el transcurso de estasegunda etapa puede ocurrir cualquiera de los siguientes eventos:

• El electron no experimenta colisiones inelasticas y llega a la superficie con la energıacinetica inicial con la cual fue expulsado el atomo. Los electrones de este tipo contribu-yen a los picos fotoelectronicos primarios.

• El electron interactua inelasticamente, perdiendo de esta manera parte de su energıacinetica inicial. Estos electrones contribuyen a diferentes picos ubicados a energıascineticas mas bajas que la de los picos primarios.

• El electron colisiona inelasticamente multiples veces, resultando en una gran perdidade energıa cinetica, tal que, se obtiene un electron secundario que pasa a formar partedel fondo o background del espectro.

• El electron nunca alcanza la superficie del solido y no escapa con el.

Si el electron tiene la energıa suficiente, sobrepasa la barrera de la superficie y sale del solido.

30


En el caso de los solidos, la relacion de Einstein que describe el efecto fotoelectrico se describe atraves de la ecuacion (3.3.3):

hν = EK + EB + φ (3.3.3)

Donde:

EK : Energıa cinetica del electron.φ: Funcion trabajo del solido.EB: Energıa de ligadura del electron en el nivel del cual es originado dentro del solido.

La suma de EB mas φ es igual a la energıa de enlace del electron en el solido, parametro quese denota como BE. En la Figura 3.3.2 se puede verificar este hecho. Un foton de rayos X consuficiente energıa incide sobre un solido y le transfiere toda su energıa a un electron de un nivelprofundo. Luego, el electron sobrepasa la energıa de enlace en el solido, BE, y escapa del mismocon una energıa cinetica EK . La suma de estas dos componentes, BE y EK , es igual a la energıadel foton incidente. [21]

EF

Nivel devacío

Niveles no ocupados

Niveles ocupados

EB

BEhv

EK

Fotón de rayos X

Niveles de

Valencia

Niveles internos

o profundos

Figura 3.3.2: Efecto fotoelectrico en un solido. [21]

Existen cuatro observaciones asociadas al efecto fotoelectrico:

Para un material dado, existe una frecuencia mınima de la radiacion incidente, llamada fre-cuenca umbral, bajo la cual la emision fotoelectrica no puede ocurrir.

Si la frecuencia umbral es sobrepasada, el numero de electrones emitidos sera proporcionala la intensidad de la iluminacion. Es importante entender que, la intensidad de la luz tieneque ver con el numero de fotones, entonces, si se usan fotones de suficiente energıa paraestimular la emision de electrones, al aumentar la intensidad de la radiacion incidente, masfotones bombardearan la muestra, y por ende, se produciran mas fotoelectrones.

31


La energıa cinetica de los electrones emitidos es linealmente proporcional a la frecuencia delos fotones excitadores.

La diferencia de tiempo entre los procesos de excitacion y emision es extremadamente pe-quena (10−16 s).

Como se menciono anteriormente, el XPS es una tecnica sensible a la superficie de los solidos.El por que de ello, tiene que ver con el hecho de que los electrones exhiben una pequena capaci-dad para viajar dentro de los solidos, lo que conduce a que, aunque en un experimento de XPS lamuestra bajo estudio se irradia con rayos X de aproximadamente 1keV de energıa, los cuales pue-den penetrar 10.000 A o mas dentro de la muestra y estimular la fotoemision de electrones a estasprofundidades, solamente aquellos fotoelectrones emitidos en zonas de la muestra con profundidadmenor a 100 A podran escapar del solido [21]. En la Figura 3.3.3 puede verificarse este hecho. Loselectrones que son emitidos de la zona de la superficie y que han perdido energıa por colisionesinelasticas, contribuiran al background.

Figura 3.3.3: Penetracion de la fotoemision en un solido.

En la espectroscopıa se genera un analisis de la situacion de los electrones correspondiente a siestos penetran una superficie o son expulsados, es por ello que es relevante manejar el conceptode camino libre medio inelastico, λ, que se define como la distancia media, en nanometros, queun electron con una energıa dada viaja entre sucesivas colisiones inelasticas, es decir; la distanciamedia que un electron viaja a traves de un solido sin perder energıa [21]. Si la magnitud del caminolibre es pequena, existe una alta probabilidad de que los electrones pierdan energıa y recorran unacorta distancia antes de ser absorbidos por el solido. De igual forma, un electron dentro de unsolido, ubicado a una distancia λ de la superficie, es mucho mas probable que escape de la mismasin perdidas de energıa, que un electron que se encuentra a una distancia 10 o 20 λ de la superficie.

32


3.3.2. Microscopıa electronica de barrido (SEM - EDS)El microscopio electronico de barrido (Scanning Electron Microscope, SEM),permite obtener unaimagen de una muestra a partir del barrido de la misma con un haz de electrones, como resultadode las interacciones entre los electrones incidentes y la muestra.

El fundamento del microscopio SEM radica en que los electrones emitidos por un catodo de tungs-teno pasan a traves de una columna que presenta un vacıo de alrededor de 10−7 Torr. En ella, elhaz inicial es concentrado por una serie de lentes electromagneticas desde unos 25.000 - 50.000nm hasta unos 10 nm, es decir; su diametro va disminuyendo hasta hacerse casi puntual. Al mismotiempo, la intensidad de corriente se disminuye desde unos 10−14 A hasta unos 10−10 - 10−12 A.Esta disminucion en la intensidad implica una menor cantidad de electrones primarios, ya que laintensidad inicial supone una menor emision de electrones por segundo. El haz electronico conestas caracterısticas, es decir puntual; es desplazado sobre toda la superficie de la muestra a modode un pincel que irıa barriendo la muestra con continuas idas y venidas. Esta movilidad del haz seconsigue gracias a un sistema de bobinas de barrido situadas en la columna del instrumento. [20]

En la interaccion del haz electronico con la superficie, se producen electrones secundarios que, trasser captados por un detector, son direccionados sobre un scintillator, donde cada electron dara ori-gen a varios fotones. Dichos fotones son dirigidos hasta un fotomultiplicador a traves del canon deluz y ya en aquel, cada foton dara origen a un fotoelectron que, a traves de una serie de dinodoscon diferencias de potencial crecientes produce, una gran cantidad de electrones secundarios. Seconsigue ası una amplificacion de la informacion sobre la muestra, que es suministrada por estoselectrones secundarios originales [20]. En definitiva, es posible esclarecer que una de las principa-les caracterısticas de este instrumento es la existencia de una correspondencia biunıvoca (es decir,punto a punto), establecida entre la muestra a examinar y la imagen formada.

Los microscopios electronicos de barrido pueden incorporar un detector de rayos X del tipo dis-persivo en energıa (Energy Dispersive Spectrometer, EDS), que permite identificar cuales son lasenergıas de los rayos X emitidos por la muestra y, por lo tanto, saber que elementos quımicos exis-ten en la muestra [23]. Se genera un espectro continuo de rayos X, al cual se le superpone unaserie de picos que se corresponden con las radiaciones caracterısticas de cada uno de los elementospresentes en la muestra.

33

Capıtulo 4

Trabajo experimental

Este capıtulo esta enfocado en la definicion del trabajo experimental para el desarrollo de los ob-jetivos propuestos. El trabajo experimental se dividio en dos etapas como se explica a continuacion:

La primera parte se realizo con el objetivo de analizar que ocurre en diferentes minerales de ali-mentacion en su contacto con el agua, para lo cual se realizaron los siguientes procedimientos:

Preparacion y analisis de minerales de alimentacion.

Cinetica de molienda.

Analisis de especies en solucion.

Analisis de especies en superficie de solidos.

Medicion de parametros fisicoquımicos.

Flotacion.

La segunda parte se llevo a cabo con el objetivo de analizar que ocurre con muestras de concentrado,enfocandose en la interaccion de especies de interes, especıficamente calcopirita y molibdenita,con soluciones dopadas de elementos especıficos, para lo cual se llevaron a cabo los siguientesprocedimientos:

Preparacion, caracterizacion y analisis de muestra.

Medicion de parametros fisicoquımicos.

Analisis de especies en superficie de solidos.

Microflotacion.

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CAPITULO 4. TRABAJO EXPERIMENTAL

4.1. Analisis con minerales de alimentacion

4.1.1. Preparacion y analisis de minerales de alimentacionEsta seccion se realizo con el objetivo de preparar el material que viene directamente desde la plan-ta, siendo analizado y procesado por las diferentes etapas siguientes.

Desde planta se recibieron 2 tipos de muestras de mineral. La nomenclatura que se empleo en elpresente trabajo se detalla a continuacion:

UGM1: mineral con ley de cobre igual a 0,56 %.

UGM2: mineral con ley de cobre igual a 0,99 %.

Las etapas que se consideraron para la preparacion y analisis de muestras de alimentacion, fueronlas siguientes:

Preparacion de muestras

Etapa de chancado: se recibieron 40 kg de cada una de las muestras de mineral, con untamano aproximado de 10 cm. Por esta razon, se llevo a cabo una reduccion de tamano delas muestras mediante el uso de un chancador de mandıbulas. En relacion al protocolo dellaboratorio de procesamiento de minerales, las muestras debıa poseer un tamano 100 % - 6#(3350 µm segun norma ASTM). La clasificacion del producto de chancado se realizo conla ayuda de un tamiz con dicha abertura. La partıculas que poseıan un tamano mayor alrequerido, se retornaron al chancador, hasta alcanzar el tamano mencionado. En este punto,fue posible modificar la abertura del chancador, de acuerdo al producto que se genero.

Etapa de corte: las muestras de minerales fueron transportadas al cortador rotatorio, que tie-ne por objetivo principal el generar sub muestras representativas del mineral que esta siendoalimentado. Se produjeron 40 paquetes de 1 kg aproximadamente de cada una de las muestrasde mineral.

Preparacion de muestras para analisis: se tomo un paquete de cada una de las muestras demineral, para llevar a cabo los siguientes analisis: analisis quımico y microscopico. Con estosanalisis se deseaba corroborar la ley de cabeza informada y determinar cuales eran las princi-pales especies contenidas en dichas muestras. El analisis quımico requirio que las partıculasa analizar tuvieran un tamano 100 % - 140#, mientras que para el analisis microscopico, serequirio un tamano 100 % - 200#. La reduccion de tamano se realizo con la ayuda de unpulverizador.

Analisis de muestras

Analisis quımico: este analisis se realizo gracias a la colaboracion de la empresa MetalquimLtda. Mediante el uso de informacion de planta, se conocieron especıficamente las leyes decobre de las muestras de alimentacion, informacion que debio ser corroborada a traves de esteanalisis. Ademas, se obtuvo la ley de otros elementos, de manera de tener mayor informacionde las muestras a analizar. Los resultados obtenidos para diferentes elementos se presentanen la Tabla 4.1.1:

35


Tabla 4.1.1: Analisis quımico elemental para muestras de mineral.

Muestra Cu, % Fe, % S, % Mo, ppmUGM1 0,56 4,80 8,35 86UGM2 0,99 3,00 4,91 350

Analisis microscopico: Este analisis se llevo a cabo en el laboratorio de Microscopıa, enlas dependencias del Departamento de Ingenierıa de minas de la Universidad de Chile. Losresultados se presentan en las Tablas 4.1.2 a la 4.1.5:

Tabla 4.1.2: Analisis microscopico de minerales metalicos.

Especies de Mineral oxidado Mineral sulfuradocobre y molibdeno de hierro de hierroPredomina calcopirita (CuFeS2) Escasez magnetita (Fe3O4) Escasez pirita (FeS2)

UGM1 Trazas bornita (Cu5FeS4) Escasez hematita (Fe2O3)Escasez rutilo (TiO2)

Predomina calcopirita (CuFeS2) Escasez magnetita (Fe3O4) Escasez pirita (FeS2)UGM2 Trazas calcosina (Cu2S) Escasez hematita (Fe2O3)

Trazas bornita (Cu5FeS4) trazas rutilo (TiO2)Trazas molibdenita (MoS2)

Tabla 4.1.3: Analisis microscopico de ganga no metalica.

Especie de sılice CarbonatosUGM1 Trazas de cuarzo biotitaUGM2 Cuarzo Trazas de calcita

36


Tabla 4.1.4: Principales especies metalicas mineral UGM1.

Escala: 1cm = 75µm.

Ganga no metalica y oxidos en calcopirita calcopirita asociada a ganga no metalica

Calcopirita en pirita Oxidos de hierro incluıdos en calcopirita

Vista general de pirita en la muestra

37


Tabla 4.1.5: Principales especies metalicas mineral UGM2.

Escala: 1cm = 75µm.

Calcopirita asociada en ganga no metalica Calcopirita incluıda en hematita

Molibdenita liberada

38


4.1.2. Cinetica de moliendaLas muestras mineral, que poseıan un tamano de partıcula 100 % - 6#, fueron llevadas a la etapa demolienda. Esta etapa se llevo a cabo en un molino de laboratorio que utiliza para tal proposito barrasde acero como medio de molienda, con una distribucion especıfica lo que permitio el procesamientode un 1 kg de mineral a la vez. Se requirio un porcentaje de solidos, Cp, de 70 %, el cual selogro adicionando agua destilada al sistema. Para llevar a cabo la cinetica de molienda, se redujoel tamano de las partıculas en cuatro tiempos diferentes: 4, 6 8 y 10 min, que se presentan en lasTablas 4.1.6 y 4.1.7, y en las Figuras 4.1.1 y 4.1.2:

Tabla 4.1.6: Analisis granulometrico muestra UGM1.

ASTM # Abertura, µm 0 min 4 min 6 min 8 min 10 min6 3350 100 100 100 100 1008 2360 85,44 100 100 100 100

12 1700 71,51 96,04 99,19 99,70 99,8516 1180 58,70 93,92 98,95 99,64 99,8220 850 49,86 90,95 98,62 99,57 99,7930 600 41,87 83,95 97,14 99,09 99,6440 425 35,74 74,04 91,21 97,33 98,7550 300 30,20 63,02 78,12 92,40 95,7470 212 25,96 54,73 66,34 83,41 89,02

100 150 22,04 46,80 57,44 69,45 77,58140 106 18,93 40,50 49,46 59,06 64,09200 75 16,34 35,28 43,27 51,29 55,53

1 0 1 0 0 1 0 0 0

2 0

4 0

6 0

8 01 0 0

Fu (%

)

S i z e ( u m )

0 m i n 4 m i n 6 m i n 8 m i n 1 0 m i n

Figura 4.1.1: Distribucion de tamano acumulada mineral UGM1.

39


Tabla 4.1.7: Analisis granulometrico muestra UGM2.

ASTM # Abertura, µm 0 min 4 min 6 min 8 min 10 min6 3350 100 100 100 100 1008 2360 91,12 99,68 100 100 10012 1700 82,20 99,48 99,85 100 10016 1180 72,26 99,37 99,79 99,89 10020 850 64,14 99,16 99,75 99,87 99,8830 600 56,09 97,97 99,42 99,78 99,8640 425 49,69 94,25 97,95 99,31 99,6850 300 43,61 85,04 92,87 97,36 98,6870 212 38,70 71,71 81,12 92,37 95,65

100 150 33,89 59,84 67,60 78,15 88,72140 106 29,86 51,75 57,12 64,58 74,53200 75 26,37 45,27 49,73 55,18 62,16

1 0 1 0 0 1 0 0 0

2 0

4 0

6 0

8 01 0 0

Fu (%

)

S i z e ( u m )

0 m i n 4 m i n 6 m i n 8 m i n 1 0 m i n

Figura 4.1.2: Distribucion de tamano acumulada mineral UGM2.

40


Para analizar el producto de esta etapa, se recurrio al P80, que se define como el tamano bajo el cualse encuentra el 80 % de las partıculas de la muestra, y que se obtuvo al realizar una interpolacionlogarıtmica a cada una de las curvas granulometricas. Fue posible desarrollar esto para ambasmuestras de mineral, lo que permitio la obtencion de un tamano representativo para cada tiempo demolienda, valores que se presentan en la Tabla 4.1.8 y Figura 4.1.3:

Tabla 4.1.8: P80 para muestras de minerales en funcion del tiempo.

Tiempo de molienda

4 min 6 min 8 min 10 minUGM1 530,3 317,9 196,9 163,1UGM2 266,7 206,9 158,1 122,9

2 0 0 2 5 0 3 0 0 3 5 0 4 0 0 4 5 0 5 0 0 5 5 0 6 0 0 6 5 01 0 0

1 5 0

2 0 0

2 5 0

3 0 0

3 5 0

4 0 0

4 5 0

5 0 0

5 5 0

P80 (

um)

T i m e ( s )

U G M 1 U G M 2

Figura 4.1.3: Curva P80 vs t para determinacion tiempo de molienda.

4.1.3. Analisis de elementos en solucionLas especies que resultaron importantes para el analisis en cuestion, por su alta concentracion yposible precipitacion, fueron tres: aluminio, calcio y magnesio. Respecto a las dos ultimas, estas semedieron a traves de el metodo de complexometrıa, mientras que para la primera, la medicion serealizo mediante el analisis de ICP - OES.

Concentracion de elementos por complexometrıa

Muestras cada de mineral se dispusieron al interior del molino a las condiciones de molienda yaestablecidas, es decir, Cp = 70 % complementado con agua destilada preparada en el laboratorio deHidrometalurgia del Departamento de Ingenierıa de minas, y se procesaron a diferentes tiempos demolienda: 4, 7, 10, 12 y 15 min. El material dentro del molino fue retirado cuidadosamente, con laayuda de una pizeta de 1 L de agua destilada. Para llevar a cabo la complexometrıa, se requirio unaserie de soluciones que se presentan en la Tabla 4.1.9).

41


Tabla 4.1.9: Especificacion de soluciones requeridas para complexometrıa.

Reactivo ConcentracionEDTA 0,01 MNegro de eriocromo T (EBT) 1 % m/mMurexida 1 % m/mHidroxido de sodio 1 MAcido clorhıdrico 1 MSolucion amortiguadora pH 10

Preparacion de solucionesLas soluciones que fueron preparadas bajo campana, y generadas con la ayuda de materialvolumetrico especıfico, como son pipetas y matraces aforados.

• EDTA 0,01 M: Se secaron 4 g de EDTA por alrededor de 2 horas. Transcurrido ese tiem-po, se masaron 3,8 g y se agregaron a un matraz aforado de 1 L, que se enraso con aguadestilada, procurando la disolucion de todo el solido. Por precaucion se debio trasvasi-jar la solucion a un frasco de polietileno, para evitar cualquier tipo de contaminacion dela solucion. (PMEDTA = 327,24 g/mol).

• Negro de eriocromo T al 1 %: Se masaron 0,1 g de negro de eriocromo T (EBT) y semezclo con 10 g de cloruro de sodio (NaCl), bien pulverizado. El producto se alma-ceno en un frasco cerrado.

• Murexida al 1 %: Se masaron 0,1 g de murexida y se mezclo con 10 g de cloruro desodio (NaCl), bien pulverizado. El producto se almaceno en un frasco cerrado.

• Hidroxido de sodio 1 M: Se disolvio en un matraz aforado de 100 mL, 4 g de hidroxidode sodio (NaOH) en agua destilada hasta el aforo.

• Acido clorhıdrico 1 M: Se dispuso en un matraz aforado de 100 mL, 50 mL de aguadestilada y luego se anadio 8,8 mL de acido clorhıdrico al 35 % y ρ = 1,185 g/cm3.Luego, se homogeneizo la solucion y se anadio agua destilada hasta el aforo.

• Disolucion amortiguadora de pH 10: Se logro disolviendo en un matraz aforado de 100mL, 9,69 g de nitrato de amonio (NH4NO3) en 50 mL de amoniacio (NH3) al 25 % y ρ= 0,905 g/cm3. Finalmente se anadio agua destilada hasta el aforo.

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Medicion de Mg2+ y Ca2+

Este procedimiento permitio determinar una concentracion conjunta de magnesio y calcio.Fue importante una correcta lectura del agente valorante que se utilizo en cada medicion.

• Se Anadieron 25 mL de solucion de la etapa de molienda en un matraz erlenmeyer de250 mL. Luego, se completo un volumen total de 100 mL, anadiendo agua destilada.

• Se anadio 1 mL de HCl 1 M y se corroboro, utilizando papel indicador, que la disoluciontenıa caracterısticas acidas, con un valor de pH inferior a 4.

• Se llevo a ebullicion suave la muestra para eliminar los carbonatos en forma de CO2.Una pizca de papel indicador durante el proceso corroboro que el valor pH no era supe-rior a 4.

• Se enfrio la disolucion. Luego, se neutralizo la disolucion con unas gotas de NaOH 1M hasta que una pizca de papel indicador anadido despues de cada adicion de NaOHindicara que el pH era proximo a la neutralidad.

• Se anadieron 2 mL de la disolucion amortiguadora de pH. Luego, se comprobo, uti-lizando papel indicador, que la disolucion era basica, con un valor de pH cercano a10.

• Se anadio una punta de espatula de la mezcla de indicador negro de eriocromo T enNaCl.

• Se valoro la muestra con EDTA 0,01 M hasta el cambio de color permanente desderojo-rosado a azul.

• Se realizo la valoracion de un blanco. Para ello, se repitieron los pasos anteriores, par-tiendo de 100 mL de agua destilada.

Medicion de Ca2+

Este procedimiento permitio determinar una concentracion de calcio, mientras que la de mag-nesio se obtuvo en conjunto con la medicion anterior.

• Se Anadieron 25 mL de solucion de la etapa de molienda en un matraz erlenmeyer de250 mL. Luego, se completo un volumen total de 100 mL, anadiendo agua destilada.

• Se anadio 1 mL de HCl 1 M y se corroboro, utilizando papel indicador, que la disolucionera acida, con un valor de pH inferior a 4.

• Se llevo a ebullicion suave la muestra para eliminar los carbonatos en forma de CO2.Una pizca de papel indicador durante el proceso debıa corroborar que el valor pH noera superior a 4.

• Se enfrıo la disolucion, colocando el matraz erlenmeyer bajo el agua de la llave. Des-pues, se neutralizo la disolucion con unas gotas de NaOH 1 M hasta que una pizca depapel indicador anadido despues de cada adicion de NaOH indicara que el valor de pHera proximo a la neutralidad.

• Se anadieron de 2 a 3 mL de disolucion 1 M de NaOH y se comprobo con una pizca depapel indicador que el valor de pH estaba en torno a 12. Despues, se anadio una puntade espatula de la mezcla de indicador murexida en NaCl.

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• Se valoro la muestra con EDTA 0,01 M hasta cambio de color permanente desde rosadohasta violeta.

• Se realizo la valoracion de un blanco. Para ello, se repitieron los pasos anteriores, par-tiendo de 100 mL de agua destilada.

Validacion de protocoloAntes de llevar a cabo cualquier tipo de medicion, se valido el protocolo definido anterior-mente. Uno de los elementos que causo mayor interes fue el magnesio en solucion, por loque la validacion se realizo midiendo la presencia de este elemento en soluciones con con-centracion conocida, la cual se presenta en la Figura 4.1.4:

1 8 0 2 0 0 2 2 0 2 4 0 2 6 0 2 8 0 3 0 0 3 2 01 8 0

2 0 0

2 2 0

2 4 0

2 6 0

2 8 0

3 0 0

3 2 0

Actua

l conc

entra

tion (

mg/L)

T h e o r e t i c a l c o n c e n t r a t i o n ( m g / L )

Figura 4.1.4: Validacion de valoracion complexometrica de Mg2+.

Determinacion de concentracion de elementosPara la determinacion de la concentracion de Mg2+ y Ca2+, se consideraron las ecuaciones(4.1.1) y (4.1.2):

[Ca2+

]=

[EDTA] · VCa · PMCa · 103

Vm,

mgL

(4.1.1)

[Mg2+

]=

[EDTA] · (Vm − VCa) · PMMg · 103

Vm,

mgL

(4.1.2)

Donde:

[EDTA]: Concentracion del agente valorante, M.Vm: Volumen de valorante utilizado en la determinacion de Mg2+ y Ca2+, mL.VCa: Volumen de valorante utilizado en la determinacion de Ca2+, mL.PMCa: Peso molecular de calcio, g/mol.PMMg: Peso molecular de magnesio, g/mol.

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Para la dilucion, se llevo a cabo un balance de masa de la especie a analizar: C1 · V1 =C2 · V2. Donde C1 y C2 corresponden a las concentraciones del elemento antes y despues dediluir, respectivamente, y V1 y V2 corresponden a los volumenes totales antes y despues de ladilucion, respectivamente. Esto se llevo a cabo las veces que fue necesario.

Concentracion de elementos por ICP - OES

La determinacion de Al3+ presente en la solucion de molienda por Espectroscopıa de Plasma ICP-OES se realizo a traves de la empresa SALIMAX.

La exigencia respecto a la muestra fue bastante especıfica: Se requirio de a lo menos 10 mL desolucion procesada. Para la obtencion de la muestra, se llevaron diferentes paquetes de mineral a laetapa de molienda, con una concentracion en peso de, Cp = 70 % y variando el tiempo en contactocon agua destilada. Los tiempos de exposicion correspondieron a: 4, 7, 10, 12 y 15 min.

4.1.4. Analisis de especies en solido

La determinacion de especies en el solido obtenido en la etapa de molienda se realizo con el metodode analisis de superficie XPS, equipo dispuesto en el laboratorio de Superficies y Nanomaterialesdel Departamento de Fısica.

Las exigencias de la muestra para la correcta determinacion de especies a traves de este metodofueron muy especıficas: se requirio que el mineral estuviera completamente seco y que la muestra aanalizar fuera suficiente para cubrir al menos 1 cm2. Para la obtencion de esta muestra, el productode molienda fue secado en una estufa por un periodo de 24 hrs. Una vez que fue retirada la hume-dad de la muestra, fue necesario realizar roleo y cuarteo, muestreo que es necesario para obteneruna sub muestra representativa de la muestra original.

Nuevamente se contaron con diferentes muestras, diferenciadas entre sı por el tiempo en que es-tuvieron en contacto con agua destilada en el molino. Los tiempos a considerar para tal propositofueron: 4, 7, 10, 12 y 15 min.

4.1.5. Medicion de parametros fisicoquımicos

Los parametros fisicoquımicos que se midieron corresponden a: ORP (Oxidation - Reduction Po-tencial o potencial oxido - reduccion), pH, y oxıgeno disuelto, todos ellos, a la solucion que segenero en la etapa de molienda. Para tal objetivo se utilizo un sensor multiparametrico, que permi-tio medir y registrar todas estas variables de una vez. Se registro la variacion de estos parametrosen funcion del tiempo de molienda. Para ello, se respetaron los siguientes tiempos: 4, 7, 10, 12 y15 min.

El sensor multiparametro requirio de una calibracion previa, que podıa llevarse a cabo de dos mane-ras: Una calibracion rapida, realizada con una solucion unica que permitıa la calibracion de todoslos parametros a medir, o a traves de una calibracion parcializada, en la que se calibraba cadaparametro con soluciones especıficas.

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Protocolo de medicion multiparametro

Se tomo una muestra de mineral y se introdujo en el molino. El proceso fue llevado a caboa una concentracion en peso, Cp = 70 %, con la ayuda de agua destilada preparada en ellaboratorio de Hidrometalurgia del Departamento de Ingenierıa de minas.

Se redujo de tamano el mineral para cada tiempo indicado anteriormente.

Se retiro cada una de las barras dispuestas en el molino, procurando retirar todo el contenidode pulpa.

Se retiro la solucion del molino y se descargo en un vaso de precipitado.

Se filtro la pulpa de mineral. El proceso se llevo a cabo en vacıo, con la ayuda de un embudobuchner. Se almaceno tanto el solido como la solucion.

Se agito la solucion al mismo tiempo en que se agrego el sensor multiparametro. Se con-sidero un tiempo de estabilizacion, desde la descarga del molino hasta el registro de losdiferentes parametros, de 25 min, para estandarizar la medicion.

Se registraron los diferentes valores obtenidos desde la solucion. Finalmente se limpiaron loselectrodos con agua destilada, para evitar cualquier tipo de contaminacion.

4.1.6. Flotacion

Condiciones de operacion

Las condiciones de operacion del proceso de flotacion rougher fueron fijas. El analisis de interesen este proceso fue la recuperacion de minerales en el punto operacional, esto es, el caso base. Seanalizo como este caso base fue afectado por la disolucion/precipitacion de diferentes especies. Lascondiciones de operacion consideradas se presentan en la Tabla 4.1.10:

Tabla 4.1.10: Condiciones Operacion para proceso de Flotacion.

Variable Condicion baseColector 25 g/ton de xantatoEspumante 20 g/ton de MIBCpH 10Tiempo acondicionamiento 3 minFlujo de aire 7 L/minVelocidad agitacion 170 rpmTiempos de flotacion 1, 2, 4, 8, 16 y 24 min

El proceso de flotacion se llevo a cabo en una celda de 2 L, en un equipo de flotacion Denver D -12, adaptada para inyectar el aire de manera forzada.

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Protocolo de proceso de flotacion

Para pruebas de flotacion rougher, se realizaron a cabo los siguientes pasos generales:

Se redujo de tamano la muestra en un molino de barras en un tiempo indicado por la cineticade molienda. La molienda se debio realizar a un Cp de 70 %.

Con la pulpa en la celda, se acciono el sistema de agitacion. El nivel de pulpa maximo en lacelda fue aproximadamente 1 cm bajo el nivel de rebalse.

Se midio el pH natural de la pulpa (Con un pH-metro), y se agrego lechada de cal hastaalcanzar el pH de la prueba.

Se retiro el pH-metro y se agregaron los reactivos (colector y espumante). Se inicio ası elproceso de acondicionamiento, verificando que no existiera rebalse en la celda.

Se regulo el flujo de aire hasta el valor indicado. Cuando fue necesario, se agrego agua conel mismo pH de la pulpa y concentracion de espumante, de manera de alcanzar un nivel quepermitiera la correcta descarga de espuma mineralizada hacia la bandeja.

Se prepararon bandejas de coleccion de concentrado para recoger el producto a distintosintervalos de tiempo. Los tiempos a considerar fueron: 0-1, 1-2, 2-4, 4-8 , 8-16, 16-24 min.

El concentrado fue removido con un paleteo continuo y sistematico. El nivel de pulpa fuemantenido agregando agua de reposicion, la mınima necesaria y al mismo pH y concentracionde espumante que la pulpa.

Terminado el tiempo de flotacion, se detuvo primero el flujo de aire y luego la agitacion.Finalmente, se limpio adecuadamente el labio de la celda y luego se procedio a filtrar, secar,masar y preparar para analisis quımico tanto el concentrado como el relave.

Ajuste de modelos

Todas las muestras obtenidas (6 muestras de concentrado y 1 de relave por prueba de flotacion),fueron reducidas de tamano en el pulverizador, hasta obtener un tamano de partıcula 100 % - 140#,tamano requerido para un correcto analisis quımico.

El analisis quımico mas relevante fue el de cobre, analisis que permitio la construccion de la curvade recuperacion de este elemento en funcion del tiempo. Esto permitio ajustar el modelo de Klim-pel, de acuerdo a la ecuacion (2.2.9). El ajuste de los datos experimentales y los modelos se llevo acabo con la ayuda de la herramienta Solver.

4.2. Analisis con concentrados

4.2.1. Preparacion y analisis de muestraEsta seccion se realizo con el objetivo de preparar el material que venıa directamente desde laplanta, para ser analizado y procesado por las diferentes etapas posteriores que fueron enunciadasanteriormente.

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Desde planta se recibieron dos concentrados que se emplearon como muestras de alimentacion:Uno que contenıa principalmente molibdenita y otro que era principalmente calcopirıtico. Las eta-pas que se consideraron para la preparacion y analisis de las muestra de alimentacion, fueron lassiguientes:

Preparacion de muestra

Verificacion de tamano: se trabajo con 4 kg de cada uno de los concentrados. El material,proveniente de planta era bastante fino fino, razon por la cual se tamizo para obtener unrango especıfico de tamano de partıculas. Se realizo el tamizaje manual y se determino queambos concentrados estaban 100 % - 100#. Para evitar problemas posteriores (por ejemploflotacion por arrastre en el proceso de microflotacion), se decidio descartar el material masfino, es decir, 100 % - 200#. Se trabajo entonces con un producto entre las mallas 100# y140#, partıculas entre 150 y 106 µm.

Roleo y cuarteo: se generaron dos sub-muestras de concentrado de aproximadamente 20 gcada una. Se realizo el roleo de cada concentrado alrededor de 40 veces, de manera de obtenerun producto que fuera representativo. Luego del roleo, se cuarteo la muestra completa paragenerar pequenas cantidades de concentrado de 1 g.

Analisis de muestra

Analisis elemental: este analisis se realizo con el metodo SEM - EDS, equipo ubicado enel laboratorio de microscopıa electronica y microanalisis del Departamento de Geologıa. Sepretendıa conocer los principales elementos presentes y su composicion, los que se muestranen las Tablas (4.2.1) y (4.2.2), y en las Figuras 4.2.1 y 4.2.2:

Figura 4.2.1: Analisis SEM para muestra de molibdeno.

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Figura 4.2.2: Analisis SEM para muestra de cobre.

Tabla 4.2.1: Composicion elemental superficial de muestra de molibdeno.

Elemento composicion, %O 0,07

Mo 58,23S 41,66Al 0,12

Tabla 4.2.2: Composicion elemental superficial de muestra de cobre.

Elemento composicion, %O 34,82Fe 19,95S 24,53

Cu 8,29Si 8,74Al 3,06Mg 0,31Ca 0,31

4.2.2. Medicion de parametros fisicoquımicos

Los parametros fisicoquımicos que fueron posibles de medir corresponden son: ORP (Oxidation- Reduction Potencial o potencial oxido - reduccion), pH y oxıgeno disuelto, todos ellos, de lasolucion que se genero al poner en contacto diferentes soluciones dopadas con las muestras de ali-mentacion. Para tal objetivo, se utilizo un sensor multiparametrico, que permitio medir y registrartodas estas variables de una vez.

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El sensor multiparametro requerıo de una calibracion previa, que podıa realizarse de dos maneras:Una calibracion rapida, realizada con una solucion unica que permitıa la calibracion de todos losparametros a medir, o a traves de una calibracion parcializada, en la que se calibraba cada parametrocon soluciones especıficas.

Protocolo de medicion multiparametro

Se tomo una de las sub-muestras generadas en la etapa de roleo y cuarteo. La muestra setrasvasijo en un vaso de precipitado de 200 mL.

Se preparo en un matraz aforado de 1000 mL, una solucion de agua destilada con los ele-mentos y concentracion definida en la Tabla 4.2.3:

Tabla 4.2.3: Detalle de concentraciones de elementos para solucion dopada.

Mg2+ Ca2+ Al3+

Conc., mg/L 600 1500 3

Los reactivos necesarios para generar los elementos disueltos fueron: cloruro de magnesio(MgCl2·6H2O), sulfato de calcio (CaSO4) y sulfato de aluminio (Al2(SO4)3·16H2O). Se con-sideraron especies que no generen una alteracion y/o variacion en la medicion de pH paraeste proposito.

Se genero una suspension con una concentracion en peso, Cp = 1 % (similar a la que seutilizo en el proceso de microflotacion), con las siguientes caracterısticas: 1 g de solido y 100mL de agua o solucion dopada.

Se agito la suspension, procurando la homogeneizacion de la misma.

Se generaron soluciones buffer que permitieron variar el pH de la pulpa. Para disminuir elpH se considero acido clorhıdrico (HCl) 0,1 M y para aumentarlo, se consideraron diferentessoluciones de hidroxido de potasio (KOH): 0,1, 0,5 y 5 M. El pH se modifico de acuerdo alos siguientes valores: 4, 6, 8, 10 y 12.

Se introdujo el sensor multiparametro en la suspension.

Se ajusto el primer valor de pH, desde el pH natural de la suspension, hasta el valor indicadoen el punto anterior. Una vez conseguido este objetivo, se considero un tiempo de estabiliza-cion de 3 min antes de medir los parametros de oxıgeno disuelto y potencial. Se anadierongotas del buffer cada vez que fue requerido, de tal manera de mantener estable el valor depH. Se repitio con los diferentes valores fijados.

Se registraron los diferentes valores de parametros obtenidos desde la solucion. Finalmente,se limpiaron cuidadosamente los electrodos con agua destilada, para evitar cualquier tipo decontaminacion.

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4.2.3. MicroflotacionLa microflotacion de sub-muestras se desarrollo en el laboratorio de hidrometalurgia del Departa-mento de ingenierıa de minas, con la ayuda de un equipo disenado especıficamente para tales fines.Se requirio para la operacion que el material se encontrara libre de humedad.

Condiciones de operacion

La microflotacion se llevo a cabo en un tubo Hallimond que permitio la flotacion de una pequenacantidad de muestra, sin la necesidad de espumante. Se utilizo nitrogeno como gas y las partıculasque se colectaron como concentrado se obtuvieron por rebose, retirandose de una sola vez al finalde la prueba. No fue necesaria la inclusion de espumante en este tipo de pruebas, debido a queno se requirio generar una espuma estable, y por el contrario, solo se esperaba que las burbujasarrastraran a las partıculas. Las condiciones de operacion utilizadas se presentan en la Tabla 4.2.4

Tabla 4.2.4: Condiciones de operacion para proceso de Microflotacion.

Variable Condicion baseColector 150 g/ton de xantatopH VariableTiempo de acondicionamiento 10 minFlujo de nitrogeno 20 mL/minTiempo de flotacion 2 min

Se utilizo colector solo en las pruebas con muestras de cobre de cobre, ya que por su flotabilidadnatural, el concentrado de molibdeno no requirio de este reactivo. Ademas, el tiempo de acondi-cionamiento considerado para ambas muestras fue un tiempo suficiente para la interaccion de laspartıculas de concentrado con la solucion dopada. En el caso del concentrado de cobre, este tiempoconsidero un tiempo de interaccion total de 10 min (5 min para la interaccion de las partıculas conla solucion dopada y 5 min para la interaccion de las partıculas con el colector). La concentracionde colector que se utilizo corresponde a una concentracion estandar para este tipo de pruebas.

Protocolo de microflotacion

Se realizaron incrementos hasta obtener una sub-muestra de aproximadamente 1 g.

Se preparo el colector (solo en caso de muestra de cobre).

Se agrego el solido en el tubo Hallimond dispuesto para la microflotacion.

Se anadieron 100 mL de solucion dopada desde un matraz aforado de 1000 mL, con la ayudade una pipeta.

Se ajusto el valor de pH segun el requerido para cada prueba.

Se agrego la dosis de colector y se acondiciono por 5 min.

Se conecto el tubo Hallimond al sistema de inyeccion de gas. El sistema inyecto un gas demanera forzada.

51


Se abrio la valvula de gas, dando paso al gas a la camara de microflotacion.

Se colecto el concentrado obtenido de la prueba con la ayuda de un vaso de precipitado. Lamisma operacion se llevo a cabo con el relave generado, que aun permanecıa en el fondo deltubo.

Se filtro y seco ambos productos por un periodo de 24 hrs, de manera de eliminar la humedadtotal contenida. Una vez secos, se masaron.

4.2.4. Analisis de especies en superficieLa determinacion de especies en el solido obtenido en la etapa de molienda se realizo con el metodode analisis de superficie SEM - EDS, equipo dispuesto en el laboratorio de microscopıa electronicay microanalisis del Departamento de Geologıa.

Las exigencias respecto a la muestra para la correcta determinacion de elementos a traves de estemetodo no fueron muchas, y solo se requirio de un solido totalmente seco. Debido a que en la etapaanterior se empleo una pequena cantidad de muestra, se debio enviar todo el producto a analisis.

52

Capıtulo 5

Resultados experimentales

5.1. Resultados para minerales de alimentacionEn primera instancia se presenta la concentracion de diferentes elementos en solucion como fun-cion del tiempo de molienda. Debido a que se determino la distribucion de tamano de las partıculasde los minerales en estudio, fue posible determinar la tasa de disolucion de estos elementos enestudio, que tambien es presentada. La variacion del tiempo de molienda provoca una variacion enparametros fisicoquımicos, los cuales son tambien presentados. Ademas, se analizaron las partıcu-las, y ası determinar si las condiciones anteriormente mencionadas generan compuestos o precipi-tados sobre ellas. Finalmente, se presenta la recuperacion metalurgica, como funcion de todas lasvariables anteriormente analizadas.

5.1.1. Tiempos de moliendaLa Tabla 5.1.1 entrega los tiempos de molienda requeridos para que los minerales analizados poseanun P80, de 200 µm. Se ha escogido este tamano de partıcula porque corresponde a un tamanoutilizado en la actualidad para llevar a cabo el proceso de flotacion.

Tabla 5.1.1: Tiempos de molienda de muestras de minerales.

Mineral tiempo, sUGM1 475UGM2 365

5.1.2. Elementos en solucionA continuacion se presenta la concentracion de elementos en la pulpa generada en la etapa de mo-lienda. Las Tablas 5.1.2 y 5.1.3 entregan un resumen en la concentracion de elementos en funciondel tiempo de exposicion de las muestras UGM1 y UGM2 con agua en la etapa de molienda, res-pectivamente. La Figura 5.1.1 hace referencia a la concentracion de Mg2, la Figura 5.1.3 muestra laconcentracion de Ca+2 y la Figura 5.1.5 identifica la variacion en la concentracion de Al3+, todas,en funcion del tiempo de exposicion a una solucion dopada. Esta variacion ademas compara losresultados anteriormente presentados para diferentes minerales de alimentacion.

53

CAPITULO 5. RESULTADOS EXPERIMENTALES

Tabla 5.1.2: Concentracion de elementos en funcion del tiempo de molienda para mineral UGM1.

tiempo, min Area total, m2 Mg2+, mg/L Ca2+, mg/L Al3+, mg/L4 8,72 270,07 678,50 0,2007 10,96 268,15 713,21 0,360

10 12,84 283,78 707,75 0,17612 13,56 307,25 745,01 0,18415 14,32 282,86 720,55 0,192

Tabla 5.1.3: Concentracion de elementos en funcion del tiempo de molienda para mineral UGM2.

tiempo, min Area total, m2 Mg2+, mg/L Ca2+, mg/L Al3+, mg/L4 10,51 259,98 833,49 1,2377 12,29 202,54 729,60 1,117

10 13,34 261,43 784,77 0,78912 14,22 249,73 708,99 0,99815 14,44 232,78 802,37 1,538

La Figura 5.1.1 presenta la disolucion de Mg2+ a partir del area total de partıculas generadas en losdiferentes tiempos de molienda. La Figura 5.1.2 presenta la tasa de disolucion de Mg2+ segunla ecuacion (3.1.8), relacionando los diferentes tiempos de molienda con la disolucion de esteelemento:

4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 6 1 8 2 00

5 0

1 0 0

1 5 0

2 0 0

2 5 0

3 0 0

3 5 0

( 1 5 )( 1 2 )

( 1 0 )( 7 )( 4 )

( 1 5 )( 1 2 )( 1 0 )

( 7 )

( 4 )

( 0 )

U G M 1 U G M 2

G r i n d i n g t i m e :( 0 ) - 0 m i n( 4 ) - 4 m i n( 7 ) - 7 m i n ( 1 0 ) - 1 0 m i n( 1 2 ) - 1 2 m i n( 1 5 ) - 1 5 m i n

Magn

esium

conc

entra

tion (

mg/L)

P a r t i c l e s t o t a l a r e a ( m 2 )

( 0 )

Figura 5.1.1: Comparacion de Mg2+ entre muestras de mineral.

54


2 4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 6- 0 , 1 0

- 0 , 0 5

0 , 0 0

0 , 0 5

0 , 1 0

0 , 1 5

0 , 2 0

0 , 2 5

0 , 3 0

0 , 3 5

Magn

esium

disso

lution

rate

(mol/

m2 s)

G r i n d i n g t i m e ( m i n )

U G M 1 U G M 2

Figura 5.1.2: Comparacion tasa de disolucion de Mg2+ entre muestras de mineral.

La Figura 5.1.3 presenta la disolucion de Ca2+ a partir del area total de partıculas generadas enlos diferentes tiempos de molienda. La Figura 5.1.4 presenta la tasa de disolucion de Ca2+ segunla ecuacion (3.1.8), relacionando los diferentes tiempos de molienda con la disolucion de esteelemento:

4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 6 1 8 2 00

1 0 0

2 0 0

3 0 0

4 0 0

5 0 0

6 0 0

7 0 0

8 0 0

9 0 0

( 1 2 )


( 4 )

( 7 )( 1 5 )( 1 0 )

( 1 5 )( 1 2 )( 1 0 )( 7 )( 4 )

( 0 )

U G M 1 U G M 2


Calciu

m co

ncen

tratio

n (mg

/L)

( 0 )

Figura 5.1.3: Comparacion de Ca2+ entre muestras de mineral.

55


2 4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 6- 0 , 1

0 , 0

0 , 1

0 , 2

0 , 3

0 , 4

0 , 5

0 , 6

Calciu

m dis

solut

ion ra

te (m

ol/m2 s)


U G M 1 U G M 2

Figura 5.1.4: Comparacion tasa de disolucion de Ca2+ entre muestras de mineral.

La Figura 5.1.5 presenta la disolucion de Al3+ a partir del area total de partıculas generadas enlos diferentes tiempos de molienda. La Figura 5.1.6 presenta la tasa de disolucion de Al3+ segunla ecuacion (3.1.8), relacionando los diferentes tiempos de molienda con la disolucion de esteelemento:

4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 6 1 8 2 00 , 00 , 20 , 40 , 60 , 81 , 01 , 21 , 41 , 61 , 82 , 0

( 1 5 )

( 1 2 )

( 1 0 )

( 7 )( 4 )

( 1 5 )( 1 2 )

( 1 0 )

( 7 )( 4 )

( 0 )

Alumi

nium

conc

entra

tion (

mg/L)


U G M 1 U G M 2


( 0 )

Figura 5.1.5: Comparacion de Al3+ entre muestras de mineral.

56


2 4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 6- 1 2- 1 0- 8- 6- 4- 202468

1 01 2

Alu

miniu

m dis

solut

ion ra

te (m

ol x 1

04 /m2 s)


U G M 1 U G M 2

Figura 5.1.6: Comparacion tasa de disolucion de Al3+ entre muestras de mineral.

5.1.3. Parametros fisicoquımicosA continuacion se presenta la variacion de los parametros fisicoquımicos de la pulpa generada enla etapa de molienda. Las Tablas 5.1.4 y 5.1.5 entregan un resumen del valor de potencial, oxıgenodisuelto y pH producido en diferentes tiempos de molienda para las muestras UGM1 y UGM2,respectivamente. La Figura 5.1.7 presenta el valor de potencial oxido - reduccion respecto al SHE(Standard Hydrogen Electrode o electrodo estandar de hidrogeno) a la temperatura T = 25◦C. Elvalor de oxıgeno disuelto presentado en la Figura 5.1.8, se calcula respecto al valor de saturacion,y por lo tanto se presenta en porcentaje. El valor de pH presentado en la Figura 5.1.9 se entregarespecto a la escala habitual:

Tabla 5.1.4: Parametros fisicoquımicos en funcion del tiempo de molienda para mineral UGM1.

Tiempo, min E, mV pH OD, %4 -219 6,99 40,47 -215 6,99 47,4

10 -231 7,05 43,912 -227 7,00 49,115 -238 7,05 46,1

57


Tabla 5.1.5: Parametros fisicoquımicos en funcion del tiempo de molienda para mineral UGM2.

Tiempo, min E, mV pH OD, %4 -234 6,73 42,67 -222 6,63 50,3

10 -215 6,58 48,412 -211 6,53 52,815 -212 6,62 48,4

0 2 4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 6

- 2 4 0

- 2 1 0

- 1 8 0

- 1 5 0

- 1 2 0

- 9 0

- 6 0

E (mV

vs SH

E)


U G M 1 U G M 2

Figura 5.1.7: Comparacion de potencial entre muestras de mineral.

0 2 4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 60

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0 U G M 1 U G M 2

Disso

lved o

xygen

(%)


Figura 5.1.8: Comparacion de OD entre muestras de mineral.

58


0 2 4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 60

2

4

6

8

1 0

1 2

1 4 U G M 1 U G M 2

pH


Figura 5.1.9: Comparacion de pH entre muestras de mineral.

A partir de los resultados presentados en las Tablas 5.1.4 y 5.1.5 y la Figura 5.1.9, es posibledesarrollar la idea presentada en la Figura 3.1.1 y comparar el pH experimental encontrado en lapulpa generada con las diferentes muestras UGM1 y UGM2 en los diferentes tiempos de molienda,con el pH de precipitacion de los elementos en estudio en su forma de hidroxido segun la ecuacion(3.1.6). Se consideran para tal proposito, las concentraciones presentadas en las Tablas 5.1.2 y5.1.3. El resultado de este analisis se presenta en la Figura 5.1.10:

0 2 4 6 8 1 0 1 2 1 4 1 6 1 8 2 0 2 2456789

1 01 11 21 31 4

Critic

al pH


M g - U G M 1 M g - U G M 2 C a - U G M 1 C a - U G M 2 A l - U G M 1 A l - U G M 2 E x p e r i m e n t a l - U G M 1 E x p e r i m e n t a l - U G M 2

Figura 5.1.10: Valores de pH para precipitacion de especies.

59


5.1.4. Elementos en superficieEspecies en superficie para mineral UGM1

La Figura 5.1.11a entrega los elementos encontrados a baja resolucion, desde 1300 a 500 eV y laFigura 5.1.11b presenta los elementos encontrados a alta resolucion, desde 500 a 1 eV.

1 3 0 0 1 2 0 0 1 1 0 0 1 0 0 0 9 0 0 8 0 0 7 0 0 6 0 0 5 0 0 4 0 00 , 0

0 , 2

0 , 4

0 , 6

0 , 8CP

S (u.a

)

B i n d i n g e n e r g y ( e V )

4 m i n 7 m i n 1 5 m i n

(a) Espectro XPS de baja resolucion a diferentes tiempos de molienda.

5 0 0 4 0 0 3 0 0 2 0 0 1 0 0 00 , 0

0 , 4

0 , 8

1 , 2

1 , 6

2 , 0

2 , 4

2 , 8

3 , 2

O 2 sM g 2 p

A l 2 p

S i 2 pA l 2 s

S i 2 sM g K L LC 1 s

K 2 sN 1 s

CPS (

u.a)


4 m i n 7 m i n 1 5 m i n 1 5 m i n ( M g )C a 2 s

(b) Espectro XPS de alta resolucion a diferentes tiempos de molienda.

Figura 5.1.11: Espectros XPS de mineral UGM1.

60


Especies en superficie para mineral UGM2

La Figura 5.1.12a entrega los elementos encontrados a baja resolucion, desde 1300 a 500 eV y laFigura 5.1.12b presenta los elementos encontrados a alta resolucion, desde 500 a 1 eV.

1 3 0 0 1 2 0 0 1 1 0 0 1 0 0 0 9 0 0 8 0 0 7 0 0 6 0 0 5 0 0 4 0 0

0 , 0

0 , 2

0 , 4

0 , 6

0 , 8

1 , 0

1 , 2

1 , 4 O 1 sF e 2 pC u 2 pO K L L

CPS (

u.a)


4 m i n 7 m i n 1 0 m i n 1 2 m i n 1 5 m i n

M g 1 sC u 2 p

(a) Espectro XPS de baja resolucion a diferentes tiempos de molienda.

4 m i n 7 m i n 1 0 m i n 1 2 m i n 1 5 m i n

5 0 0 4 0 0 3 0 0 2 0 0 1 0 0 00 , 0

0 , 5

1 , 0

1 , 5

2 , 0

2 , 5

3 , 0

3 , 5

O 2 s

M g K L L

A l 2 p

S i 2 pS i 2 sM o 3 dC 1 sC a 2 p

M g 2 p

K 2 pK 2 sN 1 s

CPS (

u.a)


C a 2 s

N 1 s

C a 2 sA l 2 s

(b) Espectro XPS de alta resolucion a diferentes tiempos de molienda.

Figura 5.1.12: Espectros XPS de mineral UGM2.

61


5.1.5. FlotacionRecuperacion de cobre de muestras de mineral

La Tabla 5.1.6 presenta el resumen de la recuperacion metalurgica de cobre de la muestra UGM1en funcion del tiempo de flotacion. La Tabla 5.1.7 entrega los parametros segun modelo de Klimpelajustados a la curva presentada en la Figura 5.1.13.

Tabla 5.1.6: Recuperacion de cobre de mineral UGM1.

t, min masa muestra, g Ley cobre, % R, %0 0 0 01 124,79 3,16 71,62 16,41 2,68 79,64 16,38 1,46 84,08 21,58 0,78 87,016 30,40 0,59 90,324 18,36 0,43 91,7

Relave 771,19 0,059 -

Tabla 5.1.7: Parametros cineticos de recuperacion de cobre de mineral UGM1.

Klimpelk, min−1 4,48R∞, % 90,7

0 5 1 0 1 5 2 0 2 50

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Reco

very

(%)

T i m e ( m i n )

U G M 1

Figura 5.1.13: Recuperacion de cobre en el tiempo de mineral UGM1.

62


La Tabla 5.1.8 presenta el resumen de la recuperacion metalurgica de cobre de la muestra UGM2en funcion del tiempo de flotacion. La Tabla 5.1.9 entrega los parametros segun modelo de Klimpelajustados a la curva presentada en la Figura 5.1.14.

Tabla 5.1.8: Recuperacion de cobre de mineral UGM2.

t, min masa muestra, g Ley cobre, % R, %0 0 0 01 39,95 13,89 58,62 13,52 7,47 69,34 25,03 3,79 79,38 33,76 1,84 85,9

16 31,91 1,00 89,224 28,18 0,48 90,7

Relave 824, 03 0,11 -

Tabla 5.1.9: Parametros cineticos de recuperacion de cobre de mineral UGM2.

Klimpelk, min−1 2,39R∞, % 90,7

0 5 1 0 1 5 2 0 2 50

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Reco

very

(%)

T i m e ( m i n )

U G M 2

Figura 5.1.14: Recuperacion de cobre en el tiempo de mineral UGM2.

63


5.2. Resultados con muestras de concentradoEn primera instancia se presenta la recuperacion de diferentes muestras de alimentacion, tanto paramolibdeno como para cobre, como funcion del pH. El hecho de fijar el valor de pH para analizaresta recuperacion, trae consigo una variacion tanto del potencial como del oxıgeno disuelto de laetapa de microflotacion. Para explicar esta recuperacion, ademas de considerar la variacion de losparametros fisicoquımicos anteriormente mencionados, se analiza la concentracion superficial dediferentes elementos en las partıculas que conforman tanto el relave como el concentrado de lasmuestras de molibdeno y cobre.

5.2.1. Parametros fisicoquımicosA continuacion se presentan los parametros fisicoquımicos de las muestras de cobre y molibdenogenerada en la etapa de molienda. Las Tablas 5.2.1 y 5.2.2 entregan un resumen del valor de po-tencial y oxıgeno disuelto producido en los diferentes valores de pH para las muestras molibdeno ycobre, respectivamente. La Figuras 5.2.1 y 5.2.3 presentan el valor de potencial oxido - reduccionrespecto al SHE (Standard Hydrogen Electrode o electrodo estandar de hidrogeno) a la temperaturaT = 25◦C. El valor de oxıgeno disuelto presentado en la Figuras 5.2.2 y 5.2.4, se calcula respectoal valor de saturacion, y por lo tanto se presenta en porcentaje:

Tabla 5.2.1: Parametros fisicoquımicos de muestra de molibdeno en funcion del pH.

pH E, mV vs SHE OD, %4 171 52,66 67 52,78 -3 52,8

10 -96 52,812 -216 52,8

Tabla 5.2.2: Parametros fisicoquımicos de muestra de cobre en funcion del pH.

pH E, mV vs SHE OD, %4 62 53,16 14 53,18 -62 53,2

10 -168 53,112 -269 52,6

64


4 6 8 1 0 1 2 1 4- 3 5 0- 3 0 0- 2 5 0- 2 0 0- 1 5 0- 1 0 0- 5 0

05 0

1 0 01 5 02 0 02 5 03 0 03 5 0

E (mV

vs SH

E)

p H

M o - d o p e d s o l u t i o n M o - d i s t i l l e d w a t e r

Figura 5.2.1: Potencial de pulpa de muestra de molibdeno en funcion del pH.

4 6 8 1 0 1 2 1 44 0

4 5

5 0

5 5

6 0

6 5

7 0

Disso

lved o

xygen

(%)

p H


Figura 5.2.2: Oxıgeno disuelto de muestra de molibdeno en funcion del pH.

65


4 6 8 1 0 1 2 1 4- 3 5 0- 3 0 0- 2 5 0- 2 0 0- 1 5 0- 1 0 0- 5 0

05 0

1 0 01 5 02 0 02 5 03 0 03 5 0

E (

mV vs

SHE)

p H

C u - d o p e d s o l u t i o n C u - d i s t i l l e d w a t e r

Figura 5.2.3: Potencial de pulpa de muestra de cobre en funcion del pH.

4 6 8 1 0 1 2 1 44 0

5 0

6 0

7 0

Disso

lved o

xygen

(%)

p H


Figura 5.2.4: Oxıgeno disuelto de muestra de cobre en funcion del pH.

66


5.2.2. MicroflotacionLos resultado de la microflotacion, llevados a cabo en el tubo Hallimond se muestran a continua-cion. La recuperacion metalurgica de molibdeno que aparece en la Tabla 5.2.3 y se aprecia en laFigura 5.2.5, se calculo a partir de la ley de alimentacion que aparece en la Tabla 4.2.1.

Tabla 5.2.3: Recuperacion metalurgica de molibdeno en microflotacion.

pH LMo, % RMo, %4 40,42 98,566 41,62 98,948 40,36 98,72

10 39,28 96,5712 18,57 22,60

4 6 8 1 0 1 2 1 4

2 0

3 0

4 0

5 0

6 0

7 0

8 0

9 0

1 0 0

Reco

very

(%)

p H


Figura 5.2.5: Recuperacion metalurgica de molibdeno en microflotacion.

67


A partir de los resultados presentados en las Tablas 5.2.1 y 5.2.3, es posible construir el valor derecuperacion de molibdeno en funcion del potencial de la suspension:

- 3 0 0 - 2 0 0 - 1 0 0 0 1 0 0 2 0 0 3 0 00

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Reco

very

(%)

E ( m V v s S H E )


Figura 5.2.6: Recuperacion de molibdeno en microflotacion en funcion del potencial.

La recuperacion metalurgica de cobre que aparecen en la Tabla 5.2.4 y se aprecia en la Figura 5.2.7,se calculo a partir de la ley de alimentacion que aparece en la Tabla 4.2.2.

Tabla 5.2.4: Recuperacion metalurgica de cobre en microflotacion.

pH LMo, % RMo, %4 8,34 69,206 8,38 20,628 8,16 14,44

10 7,46 10,2012 5,70 18,30

68


4 6 8 1 0 1 2 1 40

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Reco

very

(%)

p H


Figura 5.2.7: Recuperacion metalurgica de cobre en microflotacion.

A partir de los resultados presentados en las Tablas 5.2.2 y 5.2.4, es posible construir el valor derecuperacion de cobre en funcion del potencial de la suspension:

- 3 0 0 - 2 0 0 - 1 0 0 0 1 0 0 2 0 0 3 0 00

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Reco

very

(%)

E ( m V v s S H E )


Figura 5.2.8: Recuperacion de cobre en microflotacion en funcion del potencial.

69


Finalmente, a partir de los resultados presentados, es posible construir la Figura 5.2.9, que comparala recuperacion de cobre y molibdeno en el proceso de microflotacion en funcion del pH de lasuspension:

4 6 8 1 0 1 2 1 40

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Reco

very

(%)

p H

C o p p e r M o l y b d e n u m

Figura 5.2.9: Recuperacion metalurgica de diferentes elementos en microflotacion.

5.2.3. Elementos en superficieSEM de mineral de molibdeno

La distribucion superficial (en porcentaje) para el concentrado producido en la microflotacion sepresenta en la Tabla 5.2.5.

Tabla 5.2.5: SEM para concentrado de molibdeno producido en microflotacion en funcion del pH.

Valor de pH

Elemento 8 10 12O 0,00 0,59 7,56

Mo 57,67 57,30 53,51S 41,98 41,73 37,97Si 0,00 0,00 0,00

Mg 0,00 0,00 0,69Ca 0,00 0,10 0,06Al 0,36 0,28 0,24

70


En la Figura 5.2.10 se pueden visualizar ejemplos de partıculas de concentrado de molibdeno paradiferentes valores de pH.

(a) pH = 8 (b) pH = 10 (c) pH = 12

Figura 5.2.10: SEM de partıculas de concentrado de molibdeno posterior a microflotacion.

Finalmente, en la Figura 5.2.11 se presenta la distribucion superficial de las partıculas de concen-trado de molibdeno, analizadas en un grafico de barras, de tal manera de apreciar la similitud odiferencia en las partıculas escogidas para dicho analisis.

8 1 0 1 2 1 40

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Eleme

ntal d

istribu

tion (

%)

p H

A l C a M g S i S M o O

Figura 5.2.11: Distribucion para concentrado de molibdeno en funcion del pH.

71


La distribucion superficial (en porcentaje) para el relave producido en la microflotacion se presentaen la Tabla 5.2.6.

Tabla 5.2.6: SEM para relave de molibdeno producido en microflotacion en funcion del pH.

Valor de pH

Elemento 8 10 12O 0,00 3,40 18,38

Mo 57,23 56,43 46,34S 42,55 39,83 33,06Si 0,00 0,00 0,11

Mg 0,00 0,05 1,38Ca 0,00 0,10 0,54Al 0,23 0,19 0,20

En la Figura 5.2.12 se pueden visualizar ejemplos de partıculas de relave de molibdeno para dife-rentes valores de pH.

(a) pH = 8 (b) pH = 10 (c) pH = 12

Figura 5.2.12: SEM de partıculas de relave de molibdeno posterior a microflotacion.

72


Finalmente, en la Figura 5.2.13 se presenta la distribucion superficial de las partıculas de relave demolibdeno, analizadas en un grafico de barras, de tal manera de apreciar la similitud o diferenciaen las partıculas escogidas para dicho analisis.

8 1 0 1 2 1 40

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0Ele

menta

l distr

ibutio

n (%)

p H

A l C a M g S i S M o O

Figura 5.2.13: Distribucion para relave de molibdeno en funcion del pH.

73


Ası, a partir de las Tablas 5.2.5 y 5.2.6, es posible realizar una comparacion de la distribucion delos diferentes elementos de interes en funcion del pH al cual se realizo la prueba de microflotacion:

8 9 1 0 1 1 1 2 1 3 1 40

1

2

3

4

5

Magn

esium

conc

entra

tion (

%)

p H

M o - C o n c e n t r a t e M o - T a i l i n g

(a) Magnesio

8 9 1 0 1 1 1 2 1 3 1 40

1

2

3

Calciu

m co

ncen

tratio

n (%)

p H


(b) Calcio

8 9 1 0 1 1 1 2 1 3 1 40

1

2

3

4

Alumi

nium

conc

entra

tion (

%)

p H


(c) Aluminio

8 9 1 0 1 1 1 2 1 3 1 40

5

1 0

1 5

2 0

2 5

3 0

Oxyg

en co

ncen

tratio

n (%)

p H


(d) Oxıgeno

8 9 1 0 1 1 1 2 1 3 1 43 0

4 0

5 0

6 0

7 0

Molyb

denu

m co

ncen

tratio

n (%)

p H


(e) Molibdeno

8 9 1 0 1 1 1 2 1 3 1 42 0

3 0

4 0

5 0

6 0

Sulfu

r con

centr

ation

(%)

p H


(f) Azufre

Figura 5.2.14: SEM de partıculas de molibdeno posterior a microflotacion.

74


SEM de mineral de cobre

La distribucion superficial (en porcentaje) para el concentrado producido en la microflotacion sepresenta en la Tabla 5.2.7.

Tabla 5.2.7: SEM para concentrado de cobre producido en microflotacion en funcion del pH.

Valor de pH

Elemento 4 6 8 10 12O 6,76 6,78 5,01 30,26 24,45Fe 27,04 26,15 26,40 15,16 18,04S 34,23 36,04 36,20 26,42 25,88

Cu 30,43 30,23 31,62 21,45 21,55Si 0,71 0,35 0,27 2,75 0,14Al 0,79 0,45 0,48 2,03 0,367Mg 0,06 0,00 0,00 0,42 7,32Ca 0,00 0,00 0,04 1,51 2,27

En la Figura 5.2.15 se pueden visualizar ejemplos de partıculas de concentrado de cobre para dife-rentes valores de pH.

(a) pH = 4 (b) pH = 6 (c) pH = 8

(d) pH = 10 (e) pH = 12

Figura 5.2.15: SEM de partıculas de concentrado de cobre posterior a microflotacion.

75


Finalmente, en la Figura 5.2.16 se presenta la distribucion superficial de las partıculas concentradode cobre, analizadas en un grafico de barras, de tal manera de apreciar la similitud o diferencia enlas partıculas escogidas para dicho analisis.

4 6 8 1 0 1 2 1 40

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Eleme

ntal d

istribu

tion (

%)

p H

A l C a M g S i F e S C u O

Figura 5.2.16: Distribucion para concentrado de cobre en funcion del pH.

76


La distribucion superficial (en porcentaje) para el relave producido en la microflotacion se presentaen la Tabla 5.2.8.

Tabla 5.2.8: SEM para relave de cobre producido en microflotacion en funcion del pH.

Valor de pH

Elemento 4 6 8 10 12O 4,09 9,30 6,13 11,10 36,91Fe 26,78 25,54 26,31 24,28 11,87S 35,82 34,17 35,84 33,00 14,71

Cu 32,11 30,10 30,81 29,68 12,89Si 0,54 0,37 0,41 0,89 0,76Al 0,67 0,45 0,46 0,75 0,65Mg 0,00 0,08 0,00 0,20 20,40Ca 0,00 0,00 0,04 0,10 1,81

En la Figura 5.2.17 se pueden visualizar ejemplos de partıculas de relave de cobre para diferentesvalores de pH.

(a) pH = 4 (b) pH = 6 (c) pH = 8

(d) pH = 10 (e) pH = 12

Figura 5.2.17: SEM de partıculas de relave de cobre posterior a microflotacion.

77


Finalmente, en la Figura 5.2.18 se presenta la distribucion superficial de las partıculas de relave decobre, analizadas en un grafico de barras, de tal manera de apreciar la similitud o diferencia en laspartıculas escogidas para dicho analisis.

4 6 8 1 0 1 2 1 40

1 02 03 04 05 06 07 08 09 0

1 0 0

Eleme

ntal d

istribu

tion (

%)

p H

A l C a M g S i F e S C u O

Figura 5.2.18: Distribucion para relave de cobre en funcion del pH.

78


Ası, a partir de las Tablas 5.2.7 y 5.2.8, es posible realizar una comparacion de la distribucion delos diferentes elementos de interes en funcion del pH al cual se realizo la prueba de microflotacion:

4 6 8 1 0 1 2 1 40

5

1 0

1 5

2 0

2 5

3 0

Magn

esium

conc

entra

tion (

%)

p H

C u - C o n c e n t r a t e C u - T a i l i n g

(a) Magnesio

4 6 8 1 0 1 2 1 40123456789

1 0

Calciu

m co

ncen

tratio

n (%)

p H


(b) Calcio

4 6 8 1 0 1 2 1 40123456789

1 0

Alumi

nium

conc

entra

tion (

%)

p H


(c) Aluminio

4 6 8 1 0 1 2 1 405

1 01 52 02 53 03 54 04 55 0

Oxyg

en co

ncen

tratio

n (%)

p H


(d) Oxıgeno

4 6 8 1 0 1 2 1 405

1 01 52 02 53 03 54 04 55 0

Copp

er co

ncen

tratio

n (%)

p H


(e) Cobre

Figura 5.2.19: SEM de partıculas de cobre posterior a microflotacion.

79

Capıtulo 6

Discusiones

6.1. Discusiones para minerales de alimentacion

6.1.1. Elementos en solucion

Para magnesio, de acuerdo a la Tabla 3.1.1, existen dos posibles fuentes de precipitados deeste elemento: hidroxido de magnesio, Mg(OH)2, y carbonato de magnesio, MgCO3. A T= 25◦C, la solubilidad de hidroxido de magnesio es 6,53 mg/L, mientras que la solubili-dad de la especie carbonatada es 220,19 mg/L. Segun lo presentado en las Tablas 5.1.2 y5.1.3, ademas de lo que se muestra en la Figura 5.1.1, es posible deducir que ambas especiespodrıan formarse. En este punto es importante mencionar que es difıcil la cuantificacion deun precipitado de carbonato, porque los diferentes metodos de cuantificacion utilizan unacinta adhesiva (que mantiene fijas las partıculas para su analisis), cuyo principal elementoconstituyente es el carbono, por lo que el analisis podrıa no necesariamente estar incluyendoel carbono presente en un carbonato de magnesio. En el caso de hidroxido, su cuantificaciones mas simple y es posible decir que, de acuerdo a lo presentado en la Figura 5.1.10, se re-quiere de un pH basico para la precipitacion de esta especie, en torno a 9,3. La Figura 5.1.9revela que el pH de la pulpa no sobrepasa el valor neutro, por lo que es posible afirmar queno deberıa existir precipitacion alguna en la etapa de molienda. Este analisis es valido paraambas muestras, UGM1 y UGM2.

Ahora, considerando nuevamente las Tablas 5.1.2 y 5.1.3, pero enfocadas en la variacion deconcentracion de este elemento respecto al area total generada en la etapa de molienda, esposible encontrar una diferencia entre las muestras que es interesante y que se verifica conla Figura 5.1.2. Las Tablas 5.1.2 y 5.1.3 permiten, por una parte, aseverar que la muestraUGM2 genera mas partıculas finas que la muestra UGM1 (produciendo ası mayor superficietotal en los diferentes tiempos de molienda), y por otra parte, confirmar que la muestra UGM1presenta mayor concentracion en solucion de este elemento en todos los tiempos de molienda,en comparacion con la segunda muestra. Se podrıa concluir entonces que la muestra UGM1produce mas magnesio en solucion por unidad de tiempo, lo cual es cierto si se mira un puntoespecıfico. Sin embargo, es mucho mas interesante analizar la informacion que entrega laFigura 5.1.2. La tasa de disolucion de magnesio, definida en terminos de los moles producidospor unidad de area y tiempo, informacion que se vuelve relevante en la etapa de molienda,indica que las diferencias se estrechan, no pudiendose apreciar una diferencia significativa.

80

CAPITULO 6. DISCUSIONES

Para calcio, de acuerdo a la Tabla 3.1.1, es posible indicar que existen dos fuentes principa-les de precipitados de este elemento: hidroxido de calcio, Ca(OH)2, y carbonato de calcio,CaCO3. A T = 25◦C, la solubilidad de hidroxido de calcio es 1713,79 mg/L, mientras que lasolubilidad de la especie carbonatada es 7,75 mg/L. Segun lo presentado en las Tablas 5.1.2y 5.1.3, ademas de lo que se muestra en la Figura 5.1.3, es posible deducir que ambas espe-cies podrıan formarse. En este punto es importante mencionar que es difıcil la cuantificacionde un precipitado de carbonato, porque los diferentes metodos de cuantificacion utilizan unacinta adhesiva (que mantiene fijas las partıculas para su analisis), cuyo principal elementoconstituyente es el carbono, por lo que el analisis podrıa no necesariamente estar incluyendoel carbono presente en un carbonato de magnesio. En el caso de hidroxido, su cuantificaciones mas simple y es posible decir que, de acuerdo a lo presentado en la Figura 5.1.10, se re-quiere de un pH basico para la precipitacion de esta especie, en torno a 12,7. La Figura 5.1.9revela que el pH de la pulpa no sobrepasa el valor neutro, por lo que, de acuerdo a lo pre-sentado en las Tablas anteriormente mencionadas, no deberıa generarse precipitacion algunaen la etapa de molienda. Este analisis es valido para ambas muestras, UGM1 y UGM2, nopresentando problemas en la etapa de molienda respecto a este elemento.

Ahora bien, considerando nuevamente las Tablas 5.1.2 y 5.1.3, pero enfocadas en la variacionde concentracion de este elemento respecto al area total generada en la etapa de molienda, esposible encontrar una diferencia entre ambas muestras que es interesante, y que se verificacon la Figura 5.1.4. Las Tablas 5.1.2 y 5.1.3 permiten, por una parte, aseverar que la muestraUGM2 genera mas partıculas finas que la muestra UGM1 (produciendo ası mayor superfi-cie total en los diferentes tiempos de molienda), y por otra parte, confirmar que la muestraUGM2 presenta mayor concentracion en solucion de este elemento en todos los tiempos demolienda, en comparacion con la primera muestra. Se podrıa concluir que la muestra UGM2produce mas calcio en solucion por unidad de tiempo, lo cual es cierto si se mira un puntoespecıfico. Sin embargo, es mucho mas interesante analizar la informacion que entrega laFigura 5.1.4. La tasa de generacion de calcio en solucion, definida en terminos de los molesproducidos por unidad de area y tiempo, informacion que se vuelve relevante en la etapade molienda, es variable, y no hay una predominancia marcada de la muestra UGM2 co-mo podrıa esperarse. Este ultimo punto es interesante, puesto que, de acuerdo con lo que semuestra en la Tabla 4.1.3, se detecto calcita solo en la muestra UGM2, sin embargo, la tasa essimilar para ambas muestras de mineral, no pudiendose apreciar una diferencia significaticaen cuanto a este parametro.

Para aluminio, de acuerdo a la Tabla 3.1.1, es posible indicar que existe una especie quepodrıa esperarse en forma de precipitado: hidroxido de aluminio, Al(OH)3. A T = 25◦C, lasolubilidad de hidroxido de aluminio es 1,42·10−4 mg/L. Segun lo presentado en las Tablas5.1.2 y 5.1.3, ademas de lo que se muestra en la Figura 5.1.5, es posible decir que, de acuerdoa lo presentado en la Figura 5.1.10, se requiere de un pH acido para la precipitacion de estaespecie, en torno a 4,4. La Figura 5.1.9 revela que el pH de la pulpa sobrepasa este valor,por lo que se espera la precipitacion de este elemento, analisis valido para ambas muestras.Este compuesto es mucho mas insoluble que los analizados para magnesio y calcio, y porlo tanto, no deberıa extranar la presencia de este compuesto (o elemento, considerando quelos diferentes metodos de analisis detectan elementos), en desmedro de los dos analizadosanteriormente.

81


Ahora bien, considerando nuevamente las Tablas 5.1.2 y 5.1.3, pero enfocadas en la variacionde concentracion de este elemento respecto al area total generada en la etapa de molienda, esposible encontrar una diferencia entre ambas muestras que es interesante, y que se verificacon la Figura 5.1.6. Las Tablas 5.1.2 y 5.1.3 permiten, por una parte, aseverar que la muestraUGM2 genera mas partıculas finas que la muestra UGM1 (produciendo ası mayor superfi-cie total en los diferentes tiempos de molienda), y por otra parte, confirmar que la muestraUGM2 presenta mayor concentracion en solucion de este elemento en todos los tiempos demolienda, en comparacion con la primera muestra. Se podrıa concluir que la muestra UGM2produce mas aluminio en solucion por unidad de tiempo, lo cual es cierto si se mira un puntoespecıfico. Sin embargo, segun que lo entrega la Figura 5.1.6 deja en claro que esto no ocurrea lo largo de todos los tiempos de molienda. La tasa de generacion de aluminio en solucion,definida en terminos de los moles producidos por unidad de area y tiempo, es variable, y lapredominancia es mucho mas estrecha de lo que podrıa esperarse. En cualquier caso, estatasa es mucho menor a las tasas de los elementos analizados anteriormente, lo que da cuentade la baja solubilidad de este compuesto.

6.1.2. Elementos en superficieComo se indico anteriormente, era deseable identificar alguna de las especies anteriormentedescritas (hidroxidos y/o carbonatos), en la superficie de los minerales de alimentacion. Elanalisis de estas muestras a traves del metodo XPS trae algunos problemas: por el tipo demuestra que se analizo, es posible encontrar ensanchamiento de las senales generadas, conperdida de resolucion, hecho que se produce porque muchas partıculas se consideran comomaterial aislante, lo que genera que se carguen electricamente durante la medicion. Ademasde este problema, el adhesivo que permite mantener fijas las partıculas al porta muestras esde un material que contiene (por lo menos), carbono y oxıgeno, lo que limita la posibilidadde analisis, ya que todas las senales generadas de estos ultimos elementos no necesariamentepodrıan pertenecer a las muestras analizadas. Estos hechos convierten este analisis mas bienen cualitativo, es decir, es posible identificar los elementos que se encuentran en la superficie,pero no las especies que contiene. No es posible establecer diferencias significativas entre lasdiferentes muestras, por lo que, incluso el analisis cualitativo resulta complicado en ciertasmuestras.

Para el mineral UGM1, el espectro de mayor banda (Figura 5.1.11a) es similar para diferentestiempos de molienda. Existen pequenas senales en torno a los 950 eV, pero provienen delporta muestras y es difıcil identificar algun otro elemento presente. Segun la Figura 5.1.11b,para una banda mas corta pero con mayor resolucion, se encontraron principalmente C, O, Al,Si y Mg. El calcio es poco evidente en comparacion al resto de los elementos. De acuerdo aesto y lo discutido anteriormente, el magnesio deberıa estar presente en su forma carbonatada,mientras que el aluminio en forma de hidroxido. La pequena cantidad de calcio detectadapodrıa pertenecer a carbonato de este elemento.

Para el mineral UGM2, el espectro de mayor banda (Figura 5.1.12a), muestra la presencia demagnesio y oxıgeno. Las senales de cobre y hierro sin embargo, provienen del porta muestras.Segun la Figura 5.1.12b, se encontro que todas las muestras contienen C, O, Al, Si, Mg, Ca.En ocasiones fue difıcil asegurar la existencia de calcio: este elemento tiene una senal de

82


fotoemision desdoblada con separacion alrededor de 4 eV, la que no es observable en todoslos casos. Este problema puede deberse a que, o la intensidad de la senal es muy baja, o que elmaximo indicado como calcio no corresponde a este elemento. Ası por ejemplo, la muestraa 12 min de tiempo de molienda muestra este desdoblamiento, pero la muestra expuestaa 15 min de molienda no la contiene. De acuerdo a esto y lo discutido anteriormente, elmagnesio deberıa estar presente en su forma carbonatada, mientras que el aluminio en formade hidroxido. La cantidad de calcio detectada podrıa pertenecer a carbonato de este elemento,confirmando los antecedentes encontrados en el analisis microscopico.

6.1.3. Parametros fisicoquımicos

De acuerdo a lo que se aprecia en la Figura 5.1.8, no existe una diferencia significativa enlos valores de oxıgeno disuelto entre las muestras de mineral. Algo similar ocurre con losdiferentes valores de pH en funcion del tiempo de molienda, como se presenta en la Figura5.1.9. Ahora bien, de acuerdo a lo que se concibe en la Figura 5.1.7, tampoco existe unadiferencia considerable en los valores de potencial de pulpa. Sin embargo, es posible indicarque, la muestra UGM1 presenta mayor contenido de oxıgeno disuelto, y ademas menoresvalores de pH, razon por la cual es razonable esperar un valor mayor de potencial en lapulpa.

6.1.4. Flotacion

A partir de los resultados presentados en la Tablas 5.1.7 y 5.1.9, es posible indicar que lamuestra UGM1 flota, en promedio, mas rapido que la muestra UGM2 y por lo tanto, llega almaximo de recuperacion en menor tiempo.

Ahora, segun lo que se presento en la Tabla 4.1.10, de acuerdo a la practica habitual encuanto al procedimiento de flotacion, aquello que mas tiene relevancia en este caso es poruna parte el pH al cual se realizo la prueba de flotacion, y el tamano de partıcula de lasmuestras a flotar. Respecto a lo segundo, el P80 de la prueba fue de 200 µm, para lo cualse tuvo que moler la muestra UGM1 durante 475 s (del orden de 8 min), mientras que setuvo que moler la muestra UGM2 por un tiempo de 365 s (del orden de 6 min). Respecto a loprimero, se deberıa esperar la presencia de magnesio en alguna de sus especies anteriormentemencionadas (de manera segura en forma de hidroxido y dependiendo de si existe suficienteCO2−

3 ), aluminio en forma de hidroxido y calcio solo en forma de carbonato (dependiendode si existe CO2−

3 suficiente). De acuerdo a las Tablas 5.1.6 y 5.1.8, es posible indicar quese obtienen recuperaciones metalurgicas viables desde el punto de vista economico, no sevisualiza un efecto negativo respecto a especies precipitadas, y por lo tanto la recuperaciones practicamente dependiente de variables fisicoquımicas, tales como el potencial de la pulpa.

6.2. Discusiones para concentrados

A partir de los analisis anteriores, la idea es poder afinar el analisis y pasar de un analisis ma-croscopico, a uno microscopico, en terminos del efecto de las diferentes variables de la etapa demolienda y flotacion, sobre especies de interes especıficas.

83


6.2.1. Microflotacion y parametros fisicoquımicosEl hecho de realizar con duplicado entrega cierta informacion acerca de como se esta recu-perando este elemento. En particular la caracterıstica dispar que tienen sus caras y bordes,siendo las primeras hidrofobicas y las segundas hidrofılicas. En ambas pruebas, la recupe-racion fue alta sin la necesidad del uso de colector, lo que permite deducir que el efecto delos bordes no es importante y solo se recupera esta especie, gracias a las caracterısticas hi-drofobicas de sus caras.

Se realizaron dos tipos microflotaciones, que se diferenciaron por el tipo de agua que se pusoen contacto con el solido. La primera es una prueba con un blanco, generandose una sus-pension con agua destilada, que tiene la caracterıstica de poseer una baja concentracion (casinula), de los elementos de interes analizados en este trabajo. La segunda es una prueba en laque la suspension se genero con agua destilada dopada con las concentraciones presentadasen la Tabla 4.2.3.

Para valores de pH igual 4, teoricamente no deberıa haber presencia de precipitados sobrelas partıculas, razon por la cual, la recuperacion obtenida queda fijada por otras variablescomo el potencial u oxıgeno disuelto en la suspension. Para este valor de pH, de acuerdo a laFiguras 5.2.1 y 5.2.2), el oxıgeno disuelto no presenta una variacion significativa, por lo quese vuelve irrelevante en el analisis. Respeto al potencial, se puede apreciar que en este valorde pH, su valor es maximo (positivo), ası como lo es la recuperacion.

Para valores de pH de pH 6 y 8, deberıa apreciarse el hidroxido de aluminio. De la Tabla5.2.5, para valores de pH igual a 8, las partıculas pertenecientes al concentrado poseen unacomposicion que representa practicamente una partıcula de molibdenita pura (con 60 % deMo y 40 % de S). La imagen de la Figura 5.2.12a confirma este hecho, en el se puede apreciarque las partıculas de molibdenita parecen limpias y se encuentran en gran cantidad. Para elrelave de molibdeno a valores de pH igual a 8, segun se aprecia en la Tabla 5.2.6, la cantidadde aluminio es nuevamente mınima. Es posible inferir entonces que los precipitados de alu-minio no participan en el proceso de depresion de partıculas de molibdenita, y por lo tantoson irrelevantes en la recuperacion de esta especie valiosa.

Para valores de pH 10, la Tabla 5.2.5 muestra, en el concentrado, partıculas de molibdeni-ta practicamente puras, con la excepcion de una pequena cantidad de aluminio y calcio. Elcalcio en este caso seguramente corresponde a precipitados de carbonato, y no a hidroxido.Lamentablemente este hecho no puede comprobarse, porque el analisis SEM requiere de unacinta adhesiva de material 100 % carbono, desvirtuando el posible analisis de este compuesto.En las partıculas que conforman el relave, segun la Tabla 5.2.6, se presentan partıculas practi-camente puras, pero en presencia de magnesio. De acuerdo al pH que se esta analizando, esque podrıa decirse que la presencia de magnesio como precipitado, se debe a la aparicion dehidroxido (precipitacion a valores de pH cercanos a 9,3 y aparicion de mayor cantidad deoxıgeno en las partıculas). El potencial sufre una fuerte baja, desde - 3 mV (pH = 8) a -96mV (pH = 10), y la aparicion de hidroxido se manifiesta solo en la superficie de partıculasde relave. En ese sentido, y ante una invariabilidad en el valor del oxıgeno disuelto, es po-sible indicar que estos dos parametros son los responsables de la baja en la recuperacion de

84


molibdeno, que aunque no es tan significativa, es consirable respecto a los puntos analizadosanteriormente.

Para valores de pH 12, la Tabla 5.2.5 muestra, en el concentrado, partıculas de molibdenitaincluyendo elementos como magnesio y oxıgeno en su superficie, y en una menor cantidad(pero mayor en comparacion a otros valores de pH), de aluminio y calcio. En las partıcu-las que conforman el relave, segun la Tabla 5.2.6, se presentan tambien partıculas mas conmayor presencia de elementos nocivos, principalmente oxıgeno y magnesio, este ultimo conaumentos de 0,05 (pH = 10) hasta 1,28 % (pH = 12). Por su parte, el potencial baja desde - 96mV (pH = 10) a -216 mV (pH = 12), una variacion mucho mayor a lo evidenciado anterior-mente. Ambos aspectos siguen siendo los mas relevantes, pero no pareciera ser la real causade la baja considerable en la recuperacion. En este punto, hay un aspecto que aun no se haconsiderado: a este valor de pH, y como se presento en la Figura 5.1.10, el calcio esta pre-sente como ion, en la solucion. De acuerdo a lo estudios realizados anteriormente, el angulode contacto es dependiente del valor de pH, y cambia considerablemente con la presencia decalcio en solucion, encontrando sus valores mınimos en valores de pH de 12. Ante la pocasignificancia de parametros como concentracion superficial de hidroxido de magnesio y po-tencial de suspension, es posible que la flotabilidad de la molibdenita este siendo afectadapor la concentracion de este elemento en la suspension.

A partir de las Figuras 5.2.14a, 5.2.14b, 5.2.14c y 5.2.14d, puede verificarse que las varia-ciones mas importantes de elementos nocivos en la superficie son las generadas en magnesioy oxıgeno, a traves de la precipitacion de hidroxido de magnesio, a partir de valores de pHde 10. El calcio, si bien presenta un cambio, resulta ser menos relevante que magnesio. Elaluminio por su parte, se mantiene practicamente invariable y parece ser irrelevante en larecuperacion/depresion de molibdeno. La presencia de calcio en solucion ante valores de pH12 pareciera ser el aspecto mas importante en la recuperacion de molibdeno.

Para cobre tambien se realizaron dos microflotaciones, modificandose el tipo de agua conel cual se puso en contacto el solido. La primera es una prueba con un blanco, en dondese genero una suspension con agua destilada, que tiene la caracterıstica de poseer una con-centracion baja (casi nula), en los elementos de interes en este trabajo. La segunda es unasuspension con agua destilada dopada con las concentraciones presentadas en la Tabla 4.2.3.

Para valores de pH igual a 4, teoricamente no deberıa haber influencia de ninguna especieo elemento sobre las partıculas de cobre, razon por la cual, la recuperacion obtenida quedafijada por otras variables como el potencial o el oxıgeno disuelto en la suspension. Para estevalor de pH, de acuerdo a la Figura 5.2.4, el oxıgeno disuelto pareciera no influir en el valorde la recuperacion, debido a que no presenta mayor variacion. Por otro lado, de acuerdo a loque se presenta en la Figura 5.2.3), el valor de potencial es maximo (positivo),y tambien lo esla recuperacion de este elemento. Para este valor de pH, la flotabilidad natural de la calcopirita(elemento principal de la muestra), junto con el valor de potencial de la suspension, podrıanestar generando mayores recuperaciones. La diferencia de recuperacion en estos valores depH comparando el efecto de la solucion dopada y el agua destilada, estarıa dada por el valorde potencial, siendo cercano a 0 mV para el caso de la solucion dopada y cercano a 200 mVpara agua destilada, generando en este ultimo caso, un posible sobrepotencial.

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Para valores de pH de 6 y 8, deberıa apreciarse el hidroxido de aluminio. De la Figura 5.2.3,se comprueba que el potencial comienza a disminuir, ası como tambien lo hace la recupera-cion, que cae a niveles entre 10 - 20 %. Respecto a la presencia de precipitados, de acuerdoa lo presentado en la Tabla 5.2.7, para partıculas presentes en el concentrado, se denota lapresencia de aluminio, pero en general se observan partıculas con superfiecies libres de pre-cipitados. Para partıculas pertenecientes al relave, segun la Tabla 5.2.18, la distribucion essimilar, por lo que no se aprecia un efecto claro de la influencia de precipitados de aluminiosobre la recuperacion de cobre, dejando al potencial como la variable mas significativa en elvalor de la recuperacion metalurgica.

Para valores de pH igual a 10, para partıculas pertenecientes al concentrado (ver Tabla 5.2.5),se denota una mayor presencia de elementos nocivos, en particular un aumento en la con-centracion superficial de oxıgeno y magnesio, por lo que se deduce que el precipitado dehidroxido de este elemento comienza a tomar importancia (precipitacion de este compuestoa valores de pH cercanos a 9,3). Las partıculas pertenecientes al relave, segun la Tabla 5.2.8,se encuentran los mismos elementos, aunque con una menor presencia de oxıgeno. En lo quese refiere a parametros fisicoquımicos, el potencial es el que presenta la mayor variacion, concambios desde -62 mV (pH = 8), hasta -168 mV (pH = 10). De todo esto, se puede despren-der que aquellos factores que inciden en mayor medida en la recuperacion son el potencialde la suspension y la presencia de magnesio, principalmente como hidroxido, sin embargocon esta informacion, es difıcil individualizar el efecto de cada uno de estos hechos sobre larecuperacion de calcopirita.

A partir de las Figuras 5.2.19a, 5.2.19b, 5.2.19c y 5.2.19d, puede decirse que los elementosnocivos mas relevantes son magnesio y oxıgeno, a partir de valores de pH 10. El calcio sehace presente, pero en menor medida en comparacion a magnesio. El aluminio si bien tieneaumentos en ciertos valores de pH, no sugiere ser una problema para la recuperacion de cal-copirita.

Ahora bien, es interesante la informacion que entrega la Figura 5.2.8. Es posible apreciar quepara valores de pH mayores o igual a 8, el efecto de la solucion dopada, tiene poca relevancia.Es posible visualizar que tanto la suspension con agua destilada, como la suspension conesta solucion dopada generan bajas recuperaciones a partir de curvas de potencial similares.La recuperacion en estos caso (incluyendo un punto operacional caracterıstico en flotacion,como es un valor de pH cercano a 10), es dependiente de otras variables, como el mismopotencial o la dosis de colector agregada al sistema de flotacion. Respecto a este ultmo punto,se considero una dosis de colector de 150 g/ton, dosis fija para este tipo de pruebas. Esprobable que la baja en la recuperacion se deba a que la dosis de colector en utilizado en laprueba no sea suficiente para la ley de cobre (o calcipirita), de la muestra.

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Capıtulo 7

Conclusiones

En el analisis de disolucion/precipitacion de elementos desde minerales de alimentacion, seconsideraron tres en el estudio: magnesio, calcio y aluminio. Mediante el analisis de ICP -OES y complexometrıa, se determino que los tres elementos pueden precipitar como hidroxi-dos y que los primeros dos tambien pueden hacerlo en forma de carbonato, todo esto deacuerdo a las concentraciones medidas en solucion, y su precipitacion depende del pH yla concentracion de CO2−

3 . El analisis teorico de la etapa de molienda, que se desarrolla avalores de pH cercanos a la neutralidad, permitio afirmar que la presencia de aluminio es-taba asegurada. El analisis superficial de partıculas de los minerales analizados a traves delmetodo XPS comprobo este hecho. Si bien fue posible la identificacion de magnesio y calcio(siendo en algunos casos compleja), su presencia se relaciona solo con la especie carbonatadaque pueden formar, hecho que no pudo comprobarse, por las caracterısticas que forman partedel metodo XPS.

La muestra UGM1 flota en promedio mas rapidamente que la muestra UGM2, lo que faci-litarıa su procesamiento en etapas de flotacion (se logra la recuperacion objetivo en menortiempo, caracterıstica importante a la hora de llevar a cabo el procesamiento a nivel indus-trial). La muestra UGM2 por su parte, es mas fina que la muestra UGM1, lo que facilitasu procesamiento en la etapa de molienda (experimentalmente requiere de menor tiempo demolienda para obtener un P80 determinado, una caracterıstica economica relevante). Sin em-bargo, no se aprecian diferencias significativas en la recuperacion de especies valiosas desdeestos minerales en la etapa de flotacion. Parametros fisicoquımicos, tales como oxıgeno di-suelto y potencial de pulpa son, en promedio, similares entre sı y no se aprecia una diferenciacontundente que los distinga, pese a ser unidades geo metalurgicas diferentes.

La recuperacion de partıculas de molibdenita no fue afectada notoriamente por el efecto desus bordes, y por lo tanto, las caracterısticas hidrofobicas de esta especie predominaron enel proceso de flotacion. El efecto del aluminio como hidroxido es irrelevante, y si bien sepresenta en la superficie de las partıculas de interes, no conlleva mayores problemas en su re-cuperacion. Lo mismo ocurre al analizar el efecto de oxıgeno disuelto, que no presento varia-ciones considerables. El magnesio (en su forma de hidroxido) y el potencial de la suspensionson factores mas relevantes, pero sn luegar a dudas el efecto del calcio en solucion a valoresde pH 12 es quizas la mayor causa de la baja en la recuperacion de molibdenita.

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CAPITULO 7. CONCLUSIONES

La recuperacion de partıculas de calcopirita no fue influenciada por la presencia de aluminio,y si bien es posible encontrar precipitado en la superficie de estas partıculas de interes, no seaprecia un efecto importante, como podrıa ser la competencia con el colector por superficielibre. La importancia de magnesio como hidroxido se aprecia en mayor medida, pero es sinlugar a dudas el potencial y la flotabilidad natural las que describen la recuperacion de estaespecie en una etapa de flotacion. A valores de pH acidos, la flotabilidad natural es la quepredomina, mientras que a valores de pH alcalinos, el potencial junto la dosis de colector sonlos que determina la recuperacion que es posible obtener, siendo poco relevantes los ionespresentes en la solucion.

El estudio de minerales de alimentacion es aun complejo. Esto se debe a que diferentesmuestras de mineral contienen muchas especies, por lo tanto el analisis todos los factores yparametros que se pueden involucrar en el estudio de todas las especies es complejo. Sin em-bargo, cuando se aislan ciertos efectos, el estudio cambia de manera considerable. Por unaparte, es posible encontrar especies como molibdenita que dependen fuertemente de ionescomo el calcio y del pH, y por otra parte, especies como la calcopirita, que son poco depen-dientes de iones o precipitados, y son mas sensibles a cambios en parametros fisicoquımicoscomo el potencial de la pulpa. En este punto es posible indicar que si bien es posible desa-rrollar un estudio acabado sobre una unidad geo metalurgica, un pequeno cambio en algunparametro, o el mismo cambio de la unidad geo metalurgica, traera consigo un cambio entodas las variables asociadas a estos antiguos parametros o unidades geo metalurgicas, porlo que un nuevo estudio que permita aterrizar y enrmarcar estos cambios se vuelve absoluta-mente necesario.

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ANEXO A

Protocolos

A.1. Procedimiento para cinetica de moliendaProtocolo de tamizaje en humedo y en seco

Preparacion de muestra.

• Tomar una muestra seca que sea representativa del mineral a analizar. Es necesario unamuestra que contenta aproximadamente 500 [g].

• Masar la muestra en una balanza de precision.

• Registrar el valor de masa total como Mt.

Tamizaje en humedo.

• Colocar la muestra de mineral en una bandeja.

• Agregar suficiente agua a la bandeja para mantener las partıculas en suspension. Ayudesecon una manguera.

• Seleccione un tamiz de #200 limpio.

• Verter la muestra de mineral humeda sobre el tamiz, eliminando todas aquellas partıcu-las bajo el tamano de abertura del tamiz.

• Repetir hasta que las partıculas indeseadas sean eliminadas. La forma mas simple decorroborar este hecho es notar que el sobrenadante se vuelve cada vez mas claro. Esteproceso tambien se conoce como deslamado.

• Llevar la muestra deslamada a una estufa a una temperatura T = 100◦ C por un periodode t = 24 [hrs].

• Masar la muestra seca en una balanza de precision.

• Registrar el valor de masa total Md.

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ANEXO A. PROTOCOLOS

Tamizaje en seco.

• Seleccionar un set de tamices desde #8 hasta #200.

• Masar cada uno de los tamices y ordenelos en orden decreciente respecto al tamano deabertura.

• Colocar una bandeja extra bajo el ultimo de los tamices.

• Cargar la muestra seca sobre el set de tamices y tapar.

• Llevar el set de tamices a un Ro - Tap.

• Asegurar el set de tamices y encender el Ro - Tap. El proceso debe durar entre 20 y 25min.

• Masar cada uno de los tamices y la bandeja en una balanza de precision.

• Registrar el valor de masa de cada tamiz mas el de la bandeja como Mi.

Distribucion granulometrica.

• Determinar la distribucion granulometrica de la siguiente manera:

Tabla A.1.1: Resumen para construccion de distribucion granulometrica.

Tamiz # Abertura tamiz [µm] Mi [g] fi [ %] Fu [ %]6 3350 0 0 1008 2360 M1 M1/

∑Mi 100− f1

12 1700 M2 M2/∑Mi F1 − f2

16 1180 M3 M3/∑Mi F2 − f3

20 850 M4 M4/∑Mi F3 − f4

30 600 M5 M5/∑Mi F4 − f5

40 425 M6 M6/∑Mi F5 − f6

50 300 M7 M7/∑Mi F6 − f7

70 212 M8 M8/∑Mi F7 − f8

100 150 M9 M9/∑Mi F8 − f9

140 106 M10 M10/∑Mi F9 − f10

200 75 M11 M11/∑Mi F10 − f11

-200 - M12 M12/∑Mi -

- -∑Mi - -

Donde fi corresponde al porcentaje acumulado en la malla i y Fu corresponde al porcentaje acu-mulado total bajo la malla i. Notar que la masa de mineral -200# corresponde a la suma de lo quecontiene la ultima bandeja y (Mt −Md).

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ANEXO B

Analisis granulometrico

B.1. Tamizaje en humero de mineral UGM1Este procedimiento permite determinar la cantidad de mineral con tamano -200# esta presente enel mineral, de acuerdo a lo siguiente:

Tabla B.1.1: Calculo de mineral -200# presente en mineral UGM1.

0 min 4 min 6 min 8 min 10 minMuestra inicial, g 1000 1000 1000 1000 1000Muestra descargada de molienda, g - 761,00 678,20 623,20 593,40Primera lama descartada, g - 239,00 321,80 376,80 406,60Muestra cortado, g 494,80 377,90 336,90 311,00 295,50muestra deslamada, g 432,25 343,13 309,47 267,36 251,30Porcentaje de muestra despues de corte, % - 49,66 49,68 49,90 49,80Lama total, g 62,55 153,45 187,29 231,68 246,68

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ANEXO B. ANALISIS GRANULOMETRICO

B.2. Tamizaje en seco de mineral UGM1El proceso de tamizaje en seco entrega la siguiente distribucion granulometrica a tiempo t = 0 min.

Tabla B.2.1: Resultados Intermedios Analisis granulometrico muestra UGM1 a tiempo 0 min.

Tamiz (ASTM) Masa tamiz, g Masa muestra + tamiz, g Masa muestra, g fi, %8 432,34 504,30 71,96 14,5612 417,39 486,29 68,90 13,9416 398,13 461,45 63,32 12,8120 382,86 426,56 43,70 8,8430 357,17 396,68 39,51 7,9940 328,61 358,88 30,27 6,1250 335,58 362,96 27,38 5,5470 350,94 371,93 20,99 4,25

100 299,79 319,17 19,38 3,92140 302,62 317,97 15,35 3,11200 302,80 315,64 12,84 2,60-200 422,29 440,50 80,76 16,34

El proceso de tamizaje en seco entrega la siguiente distribucion granulometrica a tiempo t = 4 min.


Tamiz (ASTM) Masa tamiz, g Masa muestra + tamiz, g Masa muestra, g fi, %12 417,40 437,07 19,67 3,9616 398,14 408,66 10,52 2,1220 382,87 397,64 14,77 2,9730 357,15 391,88 34,73 6,9940 328,62 377,85 49,23 9,9150 335,59 390,28 54,69 11,0170 350,92 392,12 41,20 8,30

100 299,80 339,18 39,38 7,93140 302,35 333,60 31,25 6,29200 302,80 328,72 25,92 5,22-200 422,30 444,05 175,20 35,28

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100 351,42 395,61 44,19 8,90140 335,63 375,27 39,64 7,98200 334,18 364,90 30,72 6,19-200 364,62 392,13 214,80 43,27




100 299,80 369,38 69,58 13,96140 302,36 354,18 51,82 10,39200 302,81 341,55 38,74 7,77-200 422,29 446,30 255,69 51,29

95


El proceso de tamizaje en seco entrega la siguiente distribucion granulometrica a t = 10 min.



100 351,40 408,30 56,90 11,44140 335,57 402,66 67,09 13,49200 334,16 376,76 42,60 8,57-200 364,59 394,05 276,14 55,53

B.3. Tamizaje en humero de mineral UGM2Este procedimiento permite determinar la cantidad de mineral con tamano -200# esta presente enel mineral, de acuerdo a lo siguiente:

Tabla B.3.1: Calculo de mineral -200# presente en mineral UGM2.

0 min 4 min 6 min 8 min 10 minMuestra inicial, g 1000 1000 1000 1000 1000Muestra descargada de molienda, g - 658,20 631,90 586,70 538,60Primera lama descartada, g - 341,80 368,10 413,30 461,40Muestra cortado, g 487,10 330,50 314,20 291,70 268,30muestra deslamada, g 379,58 300,15 290,96 265,23 239,37Porcentaje de muestra despues de corte, % - 50,21 49,72 49,72 49,81Lama total, g 107,52 201,98 206,27 231,96 258,77

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B.4. Tamizaje en seco de mineral UGM2El proceso de tamizaje en seco entrega la siguiente distribucion granulometrica a tiempo t = 0 min.


Tamiz (ASTM) Masa tamiz, g Masa muestra + tamiz, g Masa muestra, g fi, %8 432,30 475,54 43,24 8,88

12 417,40 460,80 43,40 8,9216 398,09 446,47 48,38 9,9420 382,82 422,38 39,56 8,1330 357,12 396,32 39,20 8,0540 328,58 359,70 31,12 6,3950 335,56 365,19 29,63 6,0970 350,86 374,73 23,87 4,90

100 299,72 323,14 23,42 4,81140 302,46 322,11 19,65 4,04200 302,76 319,74 16,98 3,49-200 422,30 443,14 128,36 26,37



Tamiz (ASTM) Masa tamiz, g Masa muestra + tamiz, g Masa muestra, g fi, %8 432,35 433,94 1,59 0,32

12 417,39 418,42 1,03 0,2116 398,12 398,68 0,56 0,1120 382,86 383,92 1,06 0,2130 357,15 363,09 5,94 1,1840 328,60 347,25 18,65 3,7250 335,58 381,83 46,25 9,2270 350,94 417,81 66,87 13,33

100 299,80 359,40 59,60 11,88140 302,34 342,91 40,57 8,08200 302,80 335,31 32,51 6,48-200 422,30 447,50 227,18 45,27

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100 351,37 418,56 67,19 13,52140 335,53 387,59 52,06 10,48200 334,13 370,86 36,73 7,39-200 364,56 405,35 247,06 49,73



Tamiz (ASTM) Masa tamiz, g Masa muestra + tamiz, g Masa muestra, g fi, %16 398,12 398,68 0,56 0,1120 382,85 382,96 0,11 0,0230 357,14 357,55 0,41 0,0840 328,61 330,98 2,37 0,4850 335,57 345,26 9,69 1,9570 350,92 375,70 24,78 4,99

100 299,80 370,47 70,67 14,22140 302,35 369,81 67,46 13,57200 302,80 349,54 46,74 9,40-200 422,29 464,58 274,25 55,18

98


El proceso de tamizaje en seco entrega la siguiente distribucion granulometrica a t = 10 min.


Tamiz (ASTM) Masa tamiz, g Masa muestra + tamiz, g Masa muestra, g fi, %20 406,27 406,85 0,58 0,1230 397,90 398,02 0,12 0,0240 376,83 377,70 0,87 0,1750 369,31 374,33 5,02 1,0170 361,53 376,61 15,08 3,03

100 351,35 385,82 34,47 6,92140 335,52 406,17 70,65 14,19200 334,12 395,69 61,57 12,37-200 356,58 407,26 309,45 62,16

Tabla B.4.6: Parametros de Rosin - Rammler para calculo de superficie total de UGM1.

tiempo, min X0, µm n4 273,2 0,717 142,3 0,8710 93,9 0,9812 75,9 1,0315 58,5 1,10

Tabla B.4.7: Parametros de Rosin - Rammler para calculo de superficie total de UGM2.

tiempo, min X0, µm n4 155,4 0,867 104,3 1,0310 80,9 1,1312 71,1 1,1815 60,6 1,25

99

ANEXO C

Analisis de solucion y superficie

C.1. Propiedades fisicoquımicas de la solucionLos parametros fisicoquımicos que se presentan a continuacion fueron medidos con un sensor deAg/AgCl que constituıa el sensor multiparametro.

Tabla C.1.1: Parametros fisicoquımicos de mineral UGM1.

tiempo, min E, mV pH OD, % T, ◦C0 141,5 6,65 69,5 24,354 -16,5 6,99 40,4 21,877 -12,9 6,99 47,4 21,86

10 -29,3 7,05 43,9 21,8212 -24,7 7,00 49,1 22,1115 -36,9 7,05 46,1 23,23

Tabla C.1.2: Parametros fisicoquımicos de mineral UGM2.

tiempo, min E, mV pH OD, % T, ◦C0 141,5 6,65 69,5 24,354 -31,0 6,73 42,6 21,327 -20,4 6,63 50,3 22,07

10 -12,7 6,58 48,4 21,9512 -8,5 6,53 52,8 21,9415 -10,7 6,62 48,4 22,27

100

ANEXO C. ANALISIS DE SOLUCION Y SUPERFICIE

Tabla C.1.3: Parametros fisicoquımicos de concentrado de molibdeno en agua destilada.

pH E, mV OD, %4 178,5 51,56 70,0 51,28 -20,3 51,4

10 -176,2 51,512 -277,8 51,7

Tabla C.1.4: Parametros fisicoquımicos de concentrado de cobre en agua destilada.

pH E, mV OD, %4 185,2 52,06 54,5 52,08 -41,2 52,1

10 -140,0 52,212 -246,0 52,4

1 0 1 5 2 0 2 5 3 0 3 5 4 00 , 1 8 0

0 , 1 8 5

0 , 1 9 0

0 , 1 9 5

0 , 2 0 0

0 , 2 0 5

0 , 2 1 0

0 , 2 1 5

E (V)

��

��

��

Figura C.1.1: Relacion de potencial usando electrodo Ag/AgCl con la temperatura.

101


C.2. Valoracion complexometricaLa valoracion se realiza para Mg2+ y Ca2+. La valoracion A.1 corresponde a la valoracion de amboselementos, mientras que A.2 corresponde al valorante utilizado para el ultimo de estos dos elemen-tos. B.1 y B.2 corresponden a las mediciones de agente gastado para los blancos de Mg2+/Ca2+ yCa2+, respectivamente. Se realizaron diluciones 10:1.

C.2.1. Corroboracion para Mg2+

Tabla C.2.1: Corroboracion para concentracion 200 mg/L.

Muestra Volumen inicial, mL Volumen final, mLA.1 4,3 12,5A.2 22,1 22,5B.1 8,0 8,0B.2 5,4 5,4





102








Tabla C.2.7: Resumen de corroboracion de valoracion.

Concentracion teorica, mg/L Concentracion medida, mg/L200 194,40220 218,75240 230,90260 252,77280 269,79300 291,66

103


C.3. Valoracion de Mg2+ y Ca2+

Para llevar a cabo la valoracion se utilizaron dos diluciones. La primera se realiza de manera forza-da, y corresponde a la dilucion que se realiza para limpiar el molino con agua destilada. La segundadilucion se realiza para llevar a cabo un procedimiento adecuado y por la alta concentracion deelementos en la muestra.

Tabla C.3.1: Valoracion complexometrica para mineral UGM1 a tiempo 4 min.

Mg2+ y Ca2+ Ca2+

Muestra Volumen inicial, mL Volumen final, mL Volumen inicial, mL Volumen final, mLA 5,0 23,9 15,3 26,6B 23,9 42,6 26,6 38,0

Blanco 5,6 6,6 6,6 7,2


Mg2+ y Ca2+ Ca2+


Blanco 5,6 6,6 6,6 7,2


Mg2+ y Ca2+ Ca2+


Blanco 5,6 6,6 6,6 7,2

104



Mg2+ y Ca2+ Ca2+


Blanco 5,6 6,6 6,6 7,2


Mg2+ y Ca2+ Ca2+


Blanco 5,6 6,6 6,6 7,2


Mg2+ y Ca2+ Ca2+

Muestra Volumen inicial, mL Volumen final, mL Volumen inicial, mL Volumen final, mLA 5,6 27,2 5,5 19,1B 3,1 23,9 18,7 32,2C 7,8 28,2 33,5 47,7

Blanco 5,6 6,6 6,6 7,2


Mg2+ y Ca2+ Ca2+


Blanco 37,0 37,0 38,5 38,7


Mg2+ y Ca2+ Ca2+


Blanco 37,0 37,0 38,5 38,7

105



Mg2+ y Ca2+ Ca2+


Blanco 19,5 19,7 19,1 19,5


Mg2+ y Ca2+ Ca2+


Blanco 5,6 6,6 6,6 7,2

106


C.4. Analisis SEM para diferentes muestras de concentrado

C.4.1. Analisis SEM para concentrado de molibdeno obtenido de microflo-tacion

Tabla C.4.1: Distribucion elemental de partıculas de Mo en el concentrado para pH 4.

Elemento A B C D Ley, %O 0,00 0,00 0,00 0,00 54,43

Mo 57,79 57,66 59,,05 58,90 25,40S 41,85 41,51 40,71 40,87 17,59Si 0,00 0,32 0,00 0,00 1,98

Mg 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00Ca 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00Al 0,36 0,51 0,24 0,23 0,60



Mo 56,67 57,87 59,59 57,21 41,62S 37,02 41,91 39,98 42,25 29,38Si 0,22 0,00 0,00 0,00 1,05

Mg 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00Ca 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00Al 0,53 0,22 0,43 0,54 0,70



Mo 57,98 57,06 57,51 58,12 40,36S 41,70 42,70 41,97 41,54 31,87Si 0,00 0,00 0,00 0,00 1,83

Mg 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00Ca 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00Al 0,32 0,24 0,52 0,34 0,82

107




Mo 57,76 57,51 57,38 57,01 39,28S 41,87 42,24 42,31 40,65 29,64Si 0,22 0,00 0,00 0,00 1,44

Mg 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00Ca 0,00 0,00 0,00 0,29 0,38Al 0,15 0,25 0,31 0,29 0,52



Mo 54,19 39,68 52,82 31,98 18,57S 37,89 27,79 38,04 26,28 15,89Si 0,00 0,00 0,00 0,00 2,00

Mg 0,61 4,12 0,76 3,34 5,94Ca 0,00 0,60 0,11 16,72 2,00Al 0,21 0,51 0,26 0,52 0,67

108


C.4.2. Analisis SEM para relave de molibdeno obtenido de microflotacion

Tabla C.4.6: Distribucion elemental de partıculas de Mo en el relave para pH 8.

Elemento A B Ley, %O 0,00 0,00 31,93

Mo 58,27 56,18 38,21S 41,50 43,60 27,97Si 0,00 0,00 0,00

Mg 0,00 0,00 0,00Ca 0,00 0,00 0,00Al 0,23 0,22 0,48



Mo 48,33 55,44 55,43 58,41 35,69S 36,15 38,81 39,27 41,41 25,55Si 0,31 0,00 0,00 0,00 2,78

Mg 0,69 0,00 0,16 0,00 0,00Ca 0,56 0,30 0,00 0,00 0,84Al 0,59 0,13 0,25 0,18 0,71



Mo 46,67 51,72 55,04 46,01 34,16S 32,72 38,33 38,92 33,39 25,65Si 0,00 0,00 0,00 0,22 1,32

Mg 1,17 0,82 0,49 1,58 1,54Ca 0,70 0,00 0,00 0,38 0,91Al 0,25 0,22 0,20 0,15 0,51

109


C.4.3. Analisis SEM para concentrado de cobre obtenido de microflotacion

Tabla C.4.9: Distribucion elemental de partıculas de Cu en el concentrado para pH 4.

Elemento A B C Ley, %O 11,46 8,61 2,06 22,67Cu 29,60 25,52 31,25 8,01S 29,71 42,59 38,74 34,05Fe 26,91 21,87 27,17 27,69Si 1,17 0,61 0,25 5,19

Mg 0,11 0,00 0,00 0,23Ca 0,00 0,00 0,00 0,23Al 1,04 0,80 0,53 1,93


Elemento A B Ley, %O 6,78 22,93 40,56Cu 30,23 13,11 7,53S 36,04 23,53 23,16Fe 26,15 32,09 18,92Si 0,35 4,45 6,58

Mg 0,00 0,61 0,50Ca 0,00 0,57 0,18Al 0,45 2,71 2,57

110




Mg 0,00 0,00 0,45Ca 0,00 0,08 0,65Al 0,39 0,57 3,25



Mg 0,78 0,42 0,59Ca 5,09 1,51 4,12Al 1,42 2,03 1,90



Mg 4,13 10,51 11,91Ca 0,71 3,82 2,61Al 0,55 0,17 2,25

111


C.4.4. Analisis SEM para relave de cobre obtenido de microflotacion

Tabla C.4.14: Distribucion elemental de partıculas de Cu en el relave para pH 4.


Mg 0,22 0,00 0,00 0,37Ca 0,00 0,00 0,00 0,39Al 2,94 0,59 0,75 5,30



Mg 0,15 0,43 0,00 0,33Ca 0,00 0,18 0,00 0,27Al 0,45 5,58 0,45 3,28

112




Mg 0,00 0,00 0,00 0,26Ca 0,00 0,12 0,00 0,35Al 0,46 0,47 0,45 3,02



Mg 0,13 0,21 0,46 0,48Ca 0,09 0,09 0,21 0,50Al 0,57 0,73 1,10 2,78



Mg 4,56 20,40 8,75Ca 0,88 1,81 2,20Al 0,90 0,65 1,80

113

ANEXO D

Flotacion de minerales

D.1. Resultados de ajuste de modelos para mineral UGM1Al utilizar los modelos, segun las ecuaciones (2.2.7) y (2.2.9), se obtienen los siguientes resultadosde recuperacion de cobre, considerando que estos estan ajustados:

Tabla D.1.1: Recuperacion segun modelos para mineral UGM1.

tiempo, min R (Garcıa - Zuniga), % R (Klimpel), %0 0 01 69,7 70,72 84,0 80,64 87,5 85,68 87,6 88,116 87,6 89,424 87,6 89,8

Al utilizar los modelos, segun las ecuaciones (2.2.7) y (2.2.9), se obtienen los siguientes resultadosde error cuadratico total, considerando que estos estan ajustados:

Tabla D.1.2: Suma error cuadratico segun modelos para mineral UGM1.

Garcıa - Zuniga Klimpel∑E2 87,2 17,9

114

ANEXO D. FLOTACION DE MINERALES

D.2. Resultados de ajuste de modelos para mineral UGM2Al utilizar los modelos, segun las ecuaciones (2.2.7) y (2.2.9), se obtienen los siguientes resultadosde recuperacion de cobre, considerando que estos estan ajustados:

Tabla D.2.1: Recuperacion segun modelos para mineral UGM2.

tiempo, min R (Garcıa - Zuniga), % R (Klimpel), %0 0 01 53,8 56,32 74,1 71,94 84,7 81,28 86,4 86,0

16 86,5 88,324 86,5 89,1

Al utilizar los modelos, segun las ecuaciones (2.2.7) y (2.2.9), se obtienen los siguientes resultadosde error cuadratico total, considerando que estos estan ajustados:

Tabla D.2.2: Suma error cuadratico segun modelos para mineral UGM2.

Garcıa - Zuniga Klimpel∑E2 101,5 19,4

D.3. Microflotacion de concentrado de molibdenoLa siguiente tabla presenta las diversas microflotaciones desarrolladas a partıculas de concentra-do de molibdeno, en las que la recuperacion en peso, Y, indicaba la calidad del procedimientorealizado.

Tabla D.3.1: Primera ronda de microflotaciones de concentrado de molibdeno.

pH masa inicial, g masa papel, g masa total, g Y, %

4 1,05400,1387 1,1156

96,590,13388 0,1683

6 1,05400,1447 1,0482

94,380,1314 0,1852

8 1,05600,1319 1,0575

97,530,1254 0,488

10 1,05500,1368 1,1490

97,980,1300 0,1509

12 1,05750,1357 0,6702

46,900,1328 0,7380

115

ANEXO D. FLOTACION DE MINERALES

Tabla D.3.2: Segunda ronda de microflotaciones de concentrado de molibdeno.


4 1,05400,1273 1,1041

97,410,1333 0,1593

6 1,05600,1412 1,0539

94,760,1388 0,1893

8 1,05500,1287 1,0923

97,060,1280 0,1572

10 1,05500,1285 1,1270

97,610,1274 0,1518

12 1,05500,1256 0,6573

49,910,1291 0,6627

D.4. Microflotacion de concentrado de cobre

Tabla D.4.1: Primera ronda de microflotaciones de concentrado de cobre.


4 1,05500,1370 0,3920

25,060,1317 0,8942

6 1,05770,1227 0,2588

13,060,1221 1,0278

8 1,03900,1274 0,2731

14,310,1178 0,9900

10 1,05620,1259 0,2483

11,890,1250 1,0323

12 1,05750,1303 0,3137

17,820,1308 0,9764

116

interaccion-agua-roca-y-controles-fisicoquimicos-sobre-el

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