Aplicación Beneficio De Minerales

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