MX2015005678A - Proceso para la eliminacion de uranio a partir de concentrado de cobre, por medio de una separacion magnetica. - Google Patents

Abstract

El presente invento describe un proceso para eliminar uranio de un concentrado de cobre por medio de una separación magnética (campo bajo y alto), que apunta a la reducción del contenido de uranio en un concentrado de cobre hasta llevarlo a niveles aceptables desde el punto de vista comercial.

Description

PROCESO PARA LA ELIMINACIÓN DE URANIO A PARTIR DE CONCENTRADO DE COBRE, POR MEDIO DE UNA SEPARACIÓN MAGNÉTICA Esta solicitud reivindica la prioridad de la Solicitud de Patente estadounidense n° 61/723.196, titulada "Proceso para la eliminación de uranio de un concentrado de cobre, por medio de la separación magnética”, que se presentara el 06 de noviembre de 2012 y que se incorpora a la presente en su totalidad, en carácter de referencia.

Campo del presente invento El presente invento se refiere a un proceso para la eliminación de uranio a partir de un concentrado de cobre por medio de separación magnética, con el propósito de reducir el contenido de uranio del concentrado de cobre, a niveles aceptables desde el punto de vista comercial.

Antecedentes del presente invento Existen muchas téenicas que se emplean con la separación magnética, en especial en procesos para la eliminación de uranio a partir de un concentrado de cobre. Tal como se sabe, la eficiencia de la separación depende de varios factores, entre los que figuran el tiempo de resistencia en el campo magnético, la liberación de los minerales constituyentes y las fuerzas que compiten, tales como la gravedad y la fricción.

David C. Dahlin y Albert R. Rule describieron que la Oficina de Minería estadounidense investigó la susceptibilidad magnética de los minerales en función de la fuerza del campo magnético, para establecer cómo esa asociación podría afectar el potencial de separación magnética en campos de alta intensidad, a modo de alternativa para otras tecnologías de separación. Se preparó concentrados de un solo mineral con muestras provenientes del mismo depósito, con el objeto de comparar las susceptibilidades magnéticas de esos minerales. Más aún: a los concentrados se los preparó con muestras provenientes de diferentes depósitos, para comparar las susceptibilidades magnéticas de tales minerales. El resultado de las investigaciones de esos autores demostró que la susceptibilidad magnética de los minerales es, en lo esencial, independiente de la fuerza del campo magnético, después de la saturación con compuestos ferromagnéticos.

Frente a esa información es improbable y nueva una teenología de separación magnética que se basare sobre el mejoramiento de la susceptibilidad de los minerales en campos magnéticos altos.

Con respecto a los procesos de separación de metales, la separación magnética de alta intensidad por vía húmeda (WHIMS, por sus siglas en inglés) o filtración magnética son técnicas que cualquier experto en esta tecnología conoce. Esas técnias son útiles para eliminar impurezas magnéticas.

Las ventajas de la filtración magnética son una menor contaminación y una elevada recuperación de metales. A diferencia de otras técnicas, la beneficiación se puede utilizar con facilidad en partículas del tamaño de mieras, aunque esta tecnología exige un elevado costo de inversión.

Otro proceso de la tecnología anterior relativa a la separación magnética es la que dan a conocer A. R. Schake y col. El artículo enseña que la separación Magnética de Alto Gradiente (HGMS) se puede emplear para concentrar plutonio y uranio en los flujos de residuos y los suelos contaminados. La ventaja de esta tecnología es que no genera residuos adicionales, así como reduce la cantidad de reactivos químicos para la posterior recuperación.

En general, a la teenología de la separación magnetica se la puede utilizar en una amplia gama de aplicaciones en la industria de la minería. La patente estadounidense 7.360.657 describe un método y un aparato para la separación magnética continua, destinado a separar partículas magnéticas sólidas de la papilla, proporcionando un separador magnético considerablemente vertical que consta de un recipiente dispuesto de modo de introducir un flujo continuo de alimentación de papilla.

La purificación de la ilmenita a partir de concentrados con muy baja cantidad de cromo se ilustra bastante bien en la patente estadounidense 3935094. Respecto de la divulgación, al concentrado de ilmenita se lo somete a una separación magnética por vía húmeda y de ese concentrado se elimina el contaminante de cromita susceptible a un campo magnético alto. Después, a la parte no magnética se la somete a un horno en condiciones de oxidación y durante la oxidación se observa un leve aumento de peso de la ilmenita. De ahí en adelante, la ilmenita oxidada es magnéticamente susceptible y se la separa de las cromitas.

La separación magnética por superconductor es una tecnología con una eliminación más eficiente de los minerales débilmente magnéticos, así como tiene un menor costo de procesamiento. El empleo de la separación magnética por superconductor se puede aplicar para mejorar el brillo del caolín. Además, al separador de tierras raras por tambor magnético se lo puede aplicar para reducir los niveles de uranio y torio de los concentrados de ilmenita.

Se llevaron a cabo estudios experimentales en un separador magnético superconductor de alto gradiente (SC-HGMS) con una mena de uranio de baja lcy (ensayo < 100 ppm U308), preparada a partir de relaves de planta de cobre Rakha, en los que el uranio aparece como uraninita. Los estudios anteriores que se llevaron a cabo en un separador magnético de alta intensidad por vía húmeda (WHIMS) demostraron que la recuperación de uranio se reduce cuando el tamaño de las partículas es inferior a 20 mm y no supera el 20% para partículas menores a 5 pm. Los presentes estudios muestran que el SC-HGMS tiene la capacidad de eliminar el metal con eficiencia, cuando las partículas son muy finas y ultrafinas, y la recuperación es superior al 60% cuando las partículas son aún menores que 5 pm. Así, pues, es posible alcanzar un mejoramiento significativo de la recuperación total de uraninita a través del WHIMS empleado a la par con téenicas de SC-HGMS.

Sumario del presente invento A la luz de los documentos que se describiera más arriba, el presente invento describe un proceso ventajoso y efectivo para la eliminación de uranio de un concentrado de cobre, por medio de separación magnética (campos bajo y alto), con el propósito de reducir el contenido de uranio de un concentrado de cobre hasta llevarlo a niveles aceptables desde el punto de vista comercial.

Ventajas adicionales y rasgos novedosos de estos aspectos del presente invento se describirán en parte en la descripción que sigue, y en parte se volverán más evidentes para los expertos en esta tecnología cuando examinen lo que viene a continuación o cuando aprendan sobre el invento al ponerlo en práctica.

Breve descripción de los dibujos Se describirá en detalle diversos aspectos ejemplarizadores de los sistemas y métodos refiriéndolos a las figuras que siguen, pero sin limitarse a ellas, en las que: La FIG 1 es un diagrama de flujo que ilustra la flotación de finos de la carga circulante de flotación del limpiador.

La FIG 2 es un diagrama de flujo que ilustra la concentración de la carga circulante desde la flotación del limpiador.

La FIG 3 es el diagrama de flujo de la flotación de la ejecución 2.

La FIG 4 es un cuadro que ilustra la distribución de los óxidos de U-Pb en el concentrado de acabado (ejecución 2 - circuito cerrado).

La FIG 5 es un cuadro que ilustra la distribución de los óxidos de U-Pb en el concentrado de acabado (ejecución 3 - circuito cerrado).

La FIG 6 es un cuadro que ilustra la distribución de los óxidos de U-Pb en el concentrado de eliminador - limpiador (ejecución 3 - circuito abierto).

La FIG 7 es un diagrama de flujo de la flotación de las ejecuciones 1 y 2.

La FIG 8 muestra los valores promedio de lcy y distribución para cobre y uranio en las ejecuciones de flotación.

La FIG 9 es el diagrama de flujo de la flotación del circuito cerrado de limpiador, proveniente de la muestra II.

La FIG 10 es un cuadro que representa los resultados de la ley de cobre y uranio en la separación magnética del concentrado de flotación de acabado (circuito cerrado de limpiador - muestra II).

La FIG 11 es un cuadro que representa la distribución de cobre y uranio en la separación magnética del concentrado de flotación de acabado (circuito cerrado del limpiador - muestra II) La FIG 12 es un cuadro que representa la ley de cobre y uranio en la separación magnética del concentrado de flotación de eliminador-limpiador (limpiador de circuito cerrado).

La FIG 13 (A) es una microfotog rafia que muestra las características de las asociaciones de uraninita en los productos de separación magnética para producto no magnético y la FIG 13 (B) par aun producto magnético.

La FIG 14 representa la tercera campaña de planta.

La FIG. 15 muestra el balance de masa del concentrador con flotación, proveniente de la separación magnética.

Descripción detallada del presente invento La descripción detallada que sigue no pretende en modo alguno limitar los alcances, aplicabilidad ni configuración del presente invento. Dicho con más exactitud: la descripción que sigue brinda la comprensión necesaria para poner en práctica las modalidades ejemplarizadoras. Cuando utilicen las enseñanzas que se proporciona en la descripción, los expertos en esta teenología reconocerán alternativas adecuadas que se puede utilizar, sin por ello extrapolar los alcances del presente invento.

El presente invento describe un proceso efectivo para eliminar uranio de un concentrado de cobre, por medio de una separación magnética que consta de las etapas de separación magnética, una etapa de molido y una etapa de flotación de finos de concentrados de cobre, donde la etapa de separación magnética comprende las subetapas siguientes: i- La separación magnética de los concentrados de cobre, con división en una fracción magnética (a) y una fracción no magnética (b) con distribución de tamaños oscilante entre 15 - 40 micrones (P80), con un contenido de uranio que va desde alrededor de 20 ppm hasta 100 pp . En esta etapa, obtención de alrededor del 75 - 99.99% de un concentrado no magnetico de cobre con poco contenido de uranio, y comercializadle; ¡i- La etapa de molido de la fracción magnética (a) que se obtuvo en la separación magnética i, con el objeto de producir un concentrado magnético de cobre con una distribución de tamaños de finos oscilante entre 5 - 15 micrones (R80), con un contenido elevado de uranio que va desde 100 ppm hasta 400 ppm. iii- Una etapa de columna de flotación de finos de la etapa ii que, de ese modo, produce un concentrado de cobre con una recuperación de cobre que oscila entre el 0,01% y el 25% (c). En esta etapa, obtención de un concentrado de cobre con un contenido de uranio que va desde alrededor de 10 ppm hasta 300 ppm, utilizándose un colector de ditio+monotiofosfato y un espumante con un pH = 8,6. iv- Mezclar la fracción no magnética (b) proveniente de la etapa i de la separación magnética, que tiene un bajo contenido de uranio, con el concentrado que se obtuvo al final de la etapa iii, lo que puede producir un concentrado final (c) con un contenido de uranio que va desde alrededor de 40 ppm hasta 150 ppm y una recuperación final de cobre que está en el ámbito de 75% a 99,99%.

Ejemplos 1. Primera campaña de planta (muestra I) Se utilizó un ejemplo típico de mena con composición litológica de brechas magnetíticas (30%) y brechas cloríticas (70%). La muestra I, que comprendía 1,5 tonelada de esa mena, proviene de una perforación con extracción de testigo y su análisis químico se presenta en la Tabla 1.

Tabla 1 - Análisis químico de la muestra I En primer lugar, a la muestra I se la sometió a las siguientes etapas de conminución: i. Chancado del testigo de perforación hasta alcanzar un tamaño de partícula inferior a 12,5 mm ii. Homogeneización iii. Chancado hasta llegar un tamaño de partícula inferior a 3,5 mm iv. Clasificación en un circuito cerrado constituido por un molino de bolas (carga de 40%) y un clasificador helicoidal.

El circuito de molido operó con un 40% de carga de bola de acero. El desbordamiento proveniente del clasificador helicoidal se destinó a la alimentación de la flotación del desbastador, en tanto que la corriente por debajo se envió a la carga circulante de molido. La alimentación de flotación del desbastador presentó R80 de 210 pm. La flotación del desbastador se llevó a cabo en celdas mecánicas con capacidad de 40 litros y condiciones operativas como las que se muestran en la Tabla 2.

Tabla 2 - Condiciones de flotación del desbastador Colectores y espumantes provenientes del desarrollo de ingeniería de la fase I se volvieron a utilizar en la planta. Con el objeto de evitar la caída de eficiencia de los reactivos como consecuencia de la dilución de la papilla y el atrapamiento en la espuma, a los colectores y espumantes se los distribuyó en diferentes puntos de la etapa de desbastador. La Tabla 3 muestra funciones, puntos de dosificación y la dosificación de los reactivos para flotación.

Tabla 3 - Dosificación y función de los reactivos de flotación A continuación, el concentrado de desbastado se redujo a P8o de 25 m?h. Esta etapa de remolido se llevó a cabo en un molino vertical. Despues, al concentrado de desbastador se lo sometió a un circuito de flotación de limpiador, compuesto por las siguientes etapas: i. Remolido en un molino vertical con 42% de carga (bolas de acero inoxidable), con el objeto de reducir el concentrado del desbastador a P80 de 25 miti. ii. Etapa de flotación del limpiador del producto que se obtuvo en la etapa i en una columna de flotación (2,0 m x 0,1 m). El concentrado del limpiador se envió a una etapa de acabado y el relave siguió a un eliminador - limpiador. iii. Flotación de acabado del producto que se obtuvo al final de la etapa ii, que se llevó a cabo en una columna de flotación (2,0 m x 0,1m). El relave regresó a la alimentación del limpiador. iv. Etapa de eliminador-limpiador que se llevó a cabo en tres celdas mecánicas (capacidad de 10 litros) y se alimentó con los relaves de limpiador provenientes de la etapa ¡i.

Al concentrado del eliminador - limpiador se lo envió de vuelta a la etapa de limpiador y los relaves de eliminador - limpiador, junto con los relaves del desbastador, constituyeron los relaves finales.

Esta configuración del circuito de limpiador permite llevar a cabo dos ejecuciones en un circuito abierto, sin el recielado del concentrado de eliminador - limpiador ni del relave de acabado, e influye sobre el concentrado final.

Como alternativa para el circuito abierto, la planta operó en un circuito cerrado. A la carga circulante de flotación (concentrado de eliminador- limpiador y relave de acabado) se la recogió y sometió a un remolido (P80 =7 pm) y, en segundo lugar, a una etapa de flotación en celdas mecánicas. El circuito de flotación de finos se muestra en la Figura 1.

Al concentrado 2 se lo sometió a separación magnetica utilizándose una inducción magnética de rendimiento de 2000 y 15000 gauss.

Respuesta de flotación de la muestra I A la muestra I se la hizo flotar en dos configuraciones de limpiador, circuitos abierto y cerrado. Por eso, con el objeto de obtener un dato de la distribución de los óxidos de U-Pb, se llevaron a cabo las ejecuciones 1 y 3 en un circuito abierto de limpiador. La Tabla 4 presenta los resultados.

Tabla 4 - Resultados de las ejecuciones 1 y 3 (circuito abierto) Es posible llegar a la conclusión de que: i. El concentrado de acabado muestra un contenido promedio de cobre y uranio de 30,6% y 157 ppm, respectivamente. De ese modo, el concentrado de flotación está compuesto por 88% de calcopirita y 12% de ganga, que se distribuye entre los óxidos de hierro y silicatos. ii. La recuperación de cobre es baja, 71 y 75%, debido a la ausencia de la recirculación del concentrado de eliminador-limpiador y del relave de acabado, en tanto que se considera que la distribución de uranio es significativa: entre 5,0 y 8,0%.

La carga circulante de limpiador (concentrado de eliminador - limpiador + relave de acabado) se somete a un remolido, con el objeto de reducir este producto a P8o 10 pin. Posteriormente, a la carga circulante se la hace flotar sin colectores. La Figura 2 muestra los resultados.

Tal como se observa en la Figura 2 es necesario señalar que: i. El contenido de cobre del relave del eliminador es muy alto (3,14%) debido a a la baja tasa de colisiones de las partículas (P8o=10 mhh) durante la flotación. Por consiguiente se obtiene una recuperación baja de cobre, del 72,4%. ¡i. Las lcyes de cobre y uranio del concentrado de limpiador en la flotación de finos es de 32,73% y 87 ppm, respectivamente. Dado que la ley del uranio en la carga circulante es de 338 ppm, la flotación tiene la capacidad de disminuir el contenido de uranio en 74,3%.

Ni. Si se combinan concentrados de desbastador y limpiador provenientes de la flotación de finos, se consigue una ley mayor de uranio (178 ppm), debido a la distribución elevada de uranio en el concentrado del desbastador (8,6%).

La Figura 3 presenta los resultados de la ejecución 2, que se llevó a cabo en un circuito cerrado de limpiador.

Sobre la base de estos resultados es posible observar que: i. La ley de cobre del concentrado de la flotación y la recuperación es de 30,6% y 94,3%, respectivamente. El contenido de uranio que se obtuvo en este concentrado es de 203 ppm, lo que representa el 6,36% de la distribución del uranio. ¡i. El relave de la flotación final muestra 0,09% de ley de cobre, que está compuesto por el relave de desbastador (Cu = 0,04%) y el relave de eliminador -limpiador (Cu = 0,41 %). iii. El concentrado de limpiador mejora el concentrado de desbastador en 307%. Por este motivo, la ley de limpiador aumenta del 8,5% al 26,14%. La recuperación de cobre del limpiador es del 88,4%. iv. La flotación de acabado muestra un factor bajo de enriquecimiento (1,17) respecto del concentrado de lavador: este hecho indica que el agua de lavado proveniente de la columna de acabado se puede optimizar, con el objeto de mejorar la selectividad del concentrado. v. La ley de uranio del concentrado de eliminador-limpiador es elevada, 477 ppm, lo que es la evidencia de su acumulación perjudicial.

Investigaciones por microscopía electrónica de barrido que se efectuaron sobre concentrados de acabado (circuitos cerrado y abierto) detectaron que los óxidos de uranio se asocian, de preferencia, con sulfuras de cobre en, aproximadamente, 46% y 62% para el circuito cerrado y el abierto, respectivamente. Además, con frecuencia se encontró uranio dentro de la magnetita. En el circuito cerrado de acabado, solamente el 17% del contenido de uranio está asociado con la magnetita y el 24% es de asociaciones magnetita - calcopirita - uraninita. Dado que el concentrado de acabado abierto tiene una cantidad baja de mixtos, todas las asociaciones de uraninita - magnetita disminuyen al 19%. Las Figura 4 y Figura 5 presentan la distribución de uraninita en los concentrados de acabado.

Además de la información pertinente de las asociaciones del uranio, la microscopía electrónica de barrido permite estimar el tamaño de las partículas de óxidos de uranio liberadas, así como las asociaciones del uranio. El tamaño medio de las partículas de uraninita liberada oscila en torno de los 6,6 mm, en tanto que el tamaño de partícula de las asociaciones de sulfuro de uraninita es inferior a los 3,5 pm.

De esa manera, la uraninita tambien aparece en asociaciones de partículas muy finas, por debajo de un tamaño óptimo de partícula para la flotación, que está en el ámbito comprendido entre los 10 y las 100 mm de diámetro.

La Figura 6 muestra la distribución del óxido de uranio en un concentrado eliminador- limpiador proveniente de un circuito abierto de limpiador (ejecución 3). De acuerdo con la Figura 6, la tasa liberada de uranio es del 56%, en tanto que el uranio asociado con los sulfuras representa el 18%. El tamaño de partícula de los óxidos de uranio también es muy fino (£ 3,5 pm): esto mejora el atrapamiento perjudicial hacia el lecho de espuma.

Separación magnetica de la muestra I Con el objeto de reducir el contenido de uranio en el concentrado de cobre, a los productos de flotación provenientes de la muestra I se los sometió a separación magnética y flotación.

La separación magnética se llevó a cabo en un separador magnético de alta intensidad por vía húmeda (WHIMS).

Sobre la base de las características de la mena, tales como el tamaño de las partículas, la densidad relativa y las asociaciones mineralógicas, para purificar el concentrado se eligieron la separación magnética y la concentración por gravedad.

La Tabla 5 muestra los resultados de la separación magnética, que se llevó a cabo en un pH = 4,0 y un pH = 8,5 (pH natural de la papilla), utilizándose el concentrado de acabado de la ejecución 2.

Tabla 5 - Lcyes de cobre y uranio en la separación magnética a partir del concentrado de flotación de acabado (ejecución 2) En los pH = 4,0 y pH = 8,5, las recuperaciones de cobre no magnético fueron de 78,9 y 80% respectivamente, en tanto que la distribución de uranio fue del 60,1% en el pH = 4,0 y del 38,2% en el pH = 8,5. En consecuencia, la separación magnética pudo eliminar alrededor del 60% de la uraninita proveniente del concentrado de acabado de la ejecución 2. Además, a la lcy de cobre se la elevó desde el 29,5% hasta el 33,10% en el producto no magnetico. La recuperación de cobre, empero, se pudo optimizar mediante el ajuste del lavado con agua.

Por otro lado, el contenido de cobre en el relave magnético fue muy elevado: aproximadamente 20%. A pesar del elevado contenido de uranio (>200 ppm), al relave de cobre magnético se lo pudo recuperar por flotación, después del remolido a P80 o 10 miti. La simulación por software indicó que la recuperación total de cobre aumentaría en 3% aproximadamente. 2. Segunda campaña de planta (muestra II) En esta campaña se utilizó una muestra de mena con la composición litológica de brechas magnéticas (50%) y brechas cloríticas (50%). La muestra II está compuesta por un alto contenido de uranio.

El análisis químico de la muestra II, que contenía 6 toneladas de mena de extracción con testigo, se presenta en la Tabla 6, tal como sigue.

En primer lugar, a la muestra II se la sometió a las siguientes etapas de conminución: i. Chancado del testigo de perforación hasta alcanzar un tamaño de partícula inferior a 12,5 mm ii. Homogeneización ¡ii. Chancado hasta un tamaño de partícula inferior a 3,5 mm Tabla 6 - Análisis químico de la muestra II El circuito de molido operó con un 40% de carga de bola de acero. El desbordamiento proveniente del clasificador helicoidal se destinó a la alimentación de la flotación del desbastador, en tanto que la corriente por debajo se envió a la carga circulante de molido. La alimentación de flotación del desbastador presentó P8o de 210 pm. La clasificación en circuito cerrado compuesto por molinos de bolas (carga del 40%) y clasificador helicoidal.

La flotación del desbastador se llevó a cabo en celdas mecánicas con capacidad de 40 litros. Las condiciones operativas se resumen en la Tabla 7, tal como sigue.

Tabla 7 - Condiciones de flotación del desbastador La Tabla 8 muestra funciones, puntos de dosificación y dosificación de reactivos para flotación.

Tabla 8 - Dosificación y función da los reactivos de flotación Como la calcopirita no se liberó en R80 de 212 mhi, al concentrado de desbastador se lo sometió a una etapa de remolido a P80 de 20 y 30 mhi. Después del remolido, al concentrado de desbastador se lo envió a un circuito de limpiador que constaba de las etapas siguientes: i. Remolido en un molino vertical con 42% de carga (bolas de acero inoxidable), con el objeto de reducir el concentrado del desbastador a P80 de 20 a 30 m?ti. ¡i. Etapa de flotación del limpiador del producto que se obtuvo en la etapa i en una columna de flotación (4,0 m x 0,1 m). El concentrado del limpiador se envió a una etapa de acabado y el relave siguió a un eliminador - limpiador. iii. Flotación de acabado del producto que se obtuvo al final de la etapa ii, que se llevó a cabo en una columna de flotación (2,0 m x 0,1 m). El relave regresó a la alimentación del limpiador. iv. Etapa de eliminador-limpiador que se llevó a cabo en columna (2,0 x 0,1 m), con el objeto de mejorar la selectividad de su concentrado.

Al concentrado del eliminador - limpiador se lo envió de vuelta a la etapa de limpiador ii y los relaves de eliminador - limpiador, junto con los relaves del desbastador, constituyeron el relave final.

Esta configuración del circuito de limpiador permitió llevar a cabo tres ejecuciones en un circuito abierto, sin el recielado del concentrado de eliminador -limpiador ni del relave de acabado, con el objeto de evaluar el comportamiento perjudicial de cada producto de flotación sin la influencia de mixtos sobre el concentrado final. Además de estas ejecuciones en circuito abierto, la planta operó seis ejecuciones en circuito cerrado, con el propósito de estimar el rendimiento de la flotación y la acumulación perjudicial.

Por añadidura hubo un remolido del concentrado de desbastador desde uno de los circuitos abiertos en 20 pm.

Respuesta de flotación de la muestra II A la muestra II con alto contenido de uranio se la hizo flotar en dos configuraciones de limpiador: circuito abierto y cerrado. En primer lugar, a la mena se la sometió a una flotación de desbastador y, después, a una flotación de limpiador. Es importante señalar que al eliminador - limpiador se los llevó a cabo en una columna de flotación, debido a la necesidad de mejorar la selectividad.

La Figura 7 muestra los resultados promedio de las ejecuciones 1 y 2, que se llevaron a cabo en un circuito abierto de limpiador.

El concentrado de acabado proveniente de estas ejecuciones alcanzó una selectividad muy elevada, ya que las lcyes de cobre y de uranio fueron 33,52% y 69 ppm respectivamente. Este hecho indicó un aumento de la presencia de calcopirita en el acabado (> 95%), ya que el sulfuro es la principal fuente de cobre. Por consiguiente, la presencia de baja ganga en el concentrado de acabado (< 5%) permite una reducción del contenido de uranio a valores inferiores a las 75 ppm.

Respecto de la flotación de eliminador - limpiador, que se llevó a cabo en una columna, los resultados indicaron el aumento de la selectividad (la ley de cobre fue del 30,2%). Por otro lado, la ley de uranio siguió siendo elevada (220 ppm), lo que puedo elevar la acumulación de este perjudicial elemento en el circuito de limpiador.

Otra observación importante es que no se halló diferencia entre el P80 que se obtuvo en el remolido de desbastador. La Tabla 9: Calidad de los concentrados de acabado en diferentes P80 compara los resultados.

Tabla 9 - Calidad de los concentrados de acabado en diferentes P80 seis ensayos de flotación en un circuito cerrado de limpiador, con el objeto de evaluar la influencia de la carga circulante de limpiador (concentrado de eliminador - limpiador y relave de acabado) sobre el concentrado de flotación proveniente de la muestra II.

Tabla 10 - Rendimiento de flotación en circuito cerrado de limpiador proveniente de la muestra II (*) Debido a los problemas operativos con las bombas de alimentación de las columnas de limpiador y de acabado, a las ejecuciones C, G y H se las excluyó de las evaluaciones.

Sobre la base de la Tabla 10 y de la Figura 8 es posible observar: i. La lcy máxima de cobre en los concentrados de acabado fue de 31,7%, con un contenido de uranio de 110 ppm. Este hecho comprueba la acumulación de uranio en la carga circulante de limpiador. ii. La recuperación del limpiador fue baja, -38,6%, debido al alto enriquecimiento en cobre en esta columna, por otro lado, el acabado obtuvo valores altos de recuperación (> 95%), probablemente como consecuencia de una buena liberación de calcopirita en esta etapa. iii. A pesar de la mayor selectividad de cobre en el circuito de limpiador, el contenido de uranio continuó aumentando (> 100 ppm): esto indicó la presencia de asociaciones calcopirita - uraninita o la acumulación de finos de uraninita en el concentrado de flotación. iv. La flotación de eliminador - limpiador en columna presentó una recuperación baja debido al elevado contenido de cobre en su relave: 3,1%. Es probable que hubiera bajas tasas de colisiones debido al pequeño tamaño de las partículas (P80~30 pm).

Separación magnetica de la muestra II Con el objeto de reducir el contenido de uranio en el concentrado de cobre, a los productos de flotación provenientes de la muestra II se los sometió a pruebas de proceso, tales como concentración por separación magnética. Las pruebas de separación magnética se llevaron a cabo en un separador magnético de alta intensidad por vía húmeda (WHIMS). En este proceso se evaluó el comportamiento de los concentrados de acabado y de eliminador - limpiador.

Las Figuras 9 y 10 presentan los resultados de la separación magnética en un circuito cerrado del concentrado de flotación de acabado proveniente de la muestra II. La prueba de separación magnética mostró un 28,3% de lcy de cobre en la alimentación.

La separación magnética permitió una disminución de 46 ppm en la ley de uranio de producto no magnético. La ley de cobre se elevó a 31 ,4% en este producto y la recuperación de cobre fue del 89,9%, Al concentrado de flotación de eliminador - limpiador proveniente de la muestra II en un limpiador de circuito cerrado también se lo sometió a una separación magnética, con el objeto de reducir el contenido de uranio en la carga circulante de limpiador. La Figura 11 muestra el comportamiento de la ley de cobre y uranio en la prueba.

A pesar del hecho de que la separación magnética del concentrado de flotación de eliminador - limpiador dio por resultado la selectividad entre la calcopirita y la uraninita (índice de selectividad Gaudin - 1,3), se elevó el contenido de uranio en el producto no magnético: > 180 ppm. Esto indicó que la uraninita se seguía acumulando en el circuito de flotación del limpiador. 3. Tercera campaña de planta (Muestra III) En esta campaña se utilizó un ejemplo de mena típica que tiene la composición litológica de brechas magnetíticas (24%), brechas cloríticas (64%) y dilución intrínseca (12%) que constituía la muestra III, con bajo contenido de uranio. Esta muestra consistía en 5 toneladas de perforación con extracción de testigo de muestras de la mena y los resultados de su análisis químico se dan en la Tabla 11.

Tabla 11 - Análisis químico de la muestra III En primer lugar, a la muestra III se la sometió a las siguientes etapas de conminución: i Clasificación en tambores de las muestras de la perforación con extracción de testigo, de acuerdo con la litología y la lcy de cobre (alta, media y baja) ii. Chancado de cada tambor de muestra hasta un tamaño de partícula inferior a 3,5 mm. iii. Duplicación de los ensayos químicos (Cu y U) en cada tambor de muestra iv. Homogeneización de las muestras chancadas y analizadas v. Clasificación en un circuito cerrado compuesto por un molino de bola (carga de 40%) y un clasificador helicoidal.

El circuito de molido operó con un 40% de carga de bola de acero. El desbordamiento del clasificador helicoidal se destinó a la alimentación de la flotación del desbastador, en tanto que la corriente por debajo se envió a la carga circulante de molido. La alimentación de flotación del desbastador presentó P80 de 210 pm; sin embargo, el R80 que se obtuvo fue de 150 pm.

La flotación del desbastador se llevó a cabo en celdas mecánicas con capacidad de 40 litros. Las condiciones operativas se muestran en la Tabla 12.

Tabla 12 - Condiciones de flotación del desbastador Colectores y espumantes provenientes del desarrollo de ingeniería de la fase I se volvieron a utilizar en la planta. Con el objeto de evitar la caída de eficiencia de los reactivos como consecuencia de la dilución de la papilla y el atrapamiento en la espuma, al colector y los espumantes se los distribuyó en diferentes puntos de la etapa de desbastador. La Tabla 13 muestra funciones, puntos de dosificación y dosificación de reactivos para flotación.

Tabla 13 - Dosificación y función de los reactivos de flotación A continuación, al concentrado de desbastador se lo redujo a P8o de 25 pm. Esta etapa de remolido se llevó a cabo en un molino vertical. Después, al concentrado de desbastador se lo sometió a un circuito de flotación de limpiador que constaba de las etapas siguientes: i. Remolido en un molino vertical con 42% de carga (bolas de acero inoxidable), con el objeto de reducir el concentrado del desbastador a P8o de 25 pm. ii. Etapa de flotación del limpiador del producto que se obtuvo en la etapa i en una columna de flotación (2,0 m x 0,1 m). El concentrado del limpiador se envió a una etapa de acabado y el relave siguió a un eliminador - limpiador. ¡ii. Flotación de acabado del producto que se obtuvo al final de la etapa ii, que se llevó a cabo en una columna de flotación (2,0 m x 0,1 m). El relave regresó a la alimentación del limpiador. iv. Etapa de eliminador-limpiador que se llevó a cabo en tres celdas mecánicas (capacidad de 10 litros) y se alimentó con relaves de limpiador provenientes de la etapa ii.

La etapa de eliminador - limpiador se llevó a cabo en tres celdas mecánicas (capacidad de 10 litros) y se alimentó con relaves de limpiador. Al concentrado del eliminador - limpiador se lo envió de vuelta a la etapa de limpiador y los relaves de eliminador - limpiador, junto con los relaves de desbastador, constituyeron los relaves finales.

La planta operó en un circuito cerrado. Esta prueba se llevó a cabo para estimar el rendimiento de la flotación y la calidad del concentrado. Además de la prueba de planta, a la muestra III tambien se la sometió a una prueba de ciclo cerrado (LCT, por sus siglas en inglés) y una prueba de limpiador abierto, donde estas pruebas siguieron los mismos procedimientos de preparación de la tercera campaña de planta, con la excepción del concentrado de desbastador: P80 de 20 pm.

LCT de flotación y respuestas magnéticas de la muestra III En primer lugar, a esta muestra se la sometió a una prueba abierta de flotación de limpiador y LCT (prueba de ciclo cerrado). La Tabla 14 presenta el resultado de las pruebas, en las que a la etapa de remolido del concentrado de desbastador se la llevó a cabo a alrededor de P80 de 20 pm.

Tabla 14 - Resultados de las pruebas de concentración El concentrado de flotación que se obtuvo en la LCT mostró contenidos de cobre y uranio de 30,8% y 138 ppm, respectivamente, y una recuperación de cobre de alrededor del 92%. Estos resultados ratifican los estudios anteriores sobre una mena típica, tales como los estudios de variabilidad y las pruebas de planta (campañas I y II).

Además, al concentrado de flotación se lo sometió a una separación magnetica de alta intensidad, lo que produjo un concentrado no magnético cuyo ensayo dio 33,8% de cobre y 91 mm de uranio con una recuperación global de recuperación del 84,9%. Tal como se observara en las campañas I y II de planta, estos resultados también indican que la separación magnética tiene la capacidad de reducir el contenido de uranio que hay en el concentrado, a valores menores que 100 ppm.

Sobre los productos de separación magnética se completó un análisis de partículas de mineral por medio de microscopía electrónica de barrido, para establecer las características de conducta y fragmentación del uranio. Los minerales que llevan uranio son los óxidos de U-Pb con 61% de U y 15% de Pb. En el concentrado no magnético, los óxidos de U-Pb se asocian, de manera predominante, con granos de calcopirita ± minerales de ganga. Más aún: se observó que las asociaciones de uraninita - calcopirita tienden a presentar tamaños promedio de grano más finos (< 10 pm). A su vez, los productos magnéticos también mostraron elevadas cantidades de asociaciones finas de uraninita - calcopirita.

Estos hechos se pueden observar en la Tabla 15 y en la Figura 12.

Tabla 15 - Asociaciones de uraninita en los productos de separación magnetica A pesar del contenido más alto de uranio (> 400 ppm) y de las asociaciones finas de calcopirita - uraninita, los productos magnéticos tienden a presentar un contenido elevado de cobre (> 16%), lo que también se observó en las campañas de planta I y II. Este hecho indica un posible mejoramiento de la recuperación metalúrgica a través de un remolido más fino de este producto.

Otro hecho destacable fue el aumento de la concentración de uranio en el concentrado de acabado cuando hay recirculación de pulpa, tal como los relaves del concentrado de eliminador - limpiador y de acabado. Dado que los mixtos provenientes del circuito de flotación presentan una cantidad elevada de asociaciones de calcopirita - uraninita, a estas partículas no liberadas las pueden recoger las burbujas y transmitirlas a la capa de espuma.

Respuestas de flotación en planta y magnetica, de la muestra III En la planta se llevó a cabo una segunda etapa de pruebas metalúrgicas utilizándose la muestra III. Se llevaron a cabo pruebas de flotación en circuito cerrado y los resultados se muestran en la Figura 14.

Sobre la base de estos resultados de la tercera campaña de planta es posible observar que: i. En esta campaña de planta, la lcy y la recuperación de cobre en el concentrado de flotación fue de 31,5% y 91,4%, respectivamente, mientras que el contenido de uranio en este producto fue de 124 ppm. Aun cuando una mena típica presenta una buena respuesta de flotación, el contenido de uranio permanece elevado en el concentrado de acabado, lo que indica una liberación débil de uraninita. ii. El relave final mostró un contenido de cobre levemente alto (0,22% de Cu) debido a que la fracción magnética aún presenta un contenido elevado de cobre (17,33% de Cu). Este hecho puede dar pie a un mejoramiento de la recuperación metalúrgica. iii. La flotación de acabado enriqueció el concentrado de desbastador en un 242%. Por esta razón, la ley de cobre aumentó de 13% a 31,5%, lo que indica que el agua de lavado de la columna de acabado ejerce un efecto significativo sobre la selectividad del concentrado de flotación. iv. Los relaves del concentrado de eliminador - limpiador y acabado presentaron los contenidos de uranio de 203 ppm y 356 ppm, respectivamente. Estas elevadas concentraciones de uranio confirman que la acumulación perjudicial tiene lugar en los mixtos de flotación (mixto).

Recuperación de cobre en el producto magnetico (relave) de la muestra III Al producto magnético (relave) se lo remuele hasta menos de 10 mm y la flotación puede ofrecer una manera posible para recuperar calcopirita a partir del producto magnético, sin el aumento de la uraninita en el concentrado de flotación. Al producto magnético proveniente de la planta se lo hizo flotar en escala de taller. En primer lugar, a este producto se lo sometió a un remolido fino hasta alcanzarse alrededor de 9 pm P80 en molino de bolas (carga de bola de 50%). Las respuestas de flotación del producto magnético se presentan en las Tablas 16 y 17.

Ejecución 1: P80 (alimentación) = 9 pm; dosificación del colector (ditio + monotiofosfato) = 20 g/t; dosificación del espumante (MIBC) = 10 g/t y pHpU|pa= 8,6 (pH natural).

Tabla 16 - Resultados de la ejecución 1 de flotación con producto magnético Ejecución 2: P80 (alimentación) = 9 pm; dosificación del depresor (carboxil metil celulosa-CMC) = 200 g/t; dosificación del colector (ditío + monotiofosfato) = 20 g/t; dosificación del espumante (MIBC) = 10 g/t y rHruiR3 = 8,6 (pH natural).

Tabla 17 - Resultados de la ejecución 2 de flotación con producto magnético Sobre la base de los resultados de las pruebas de flotación de producto magnético se puede observar que: ¡.Hubo una disminución significativa del contenido de uranio en el concentrado de flotación, debido a una baja afinidad química entre los ditiofosfatos y las partículas de uraninita, dado que este mineral es un óxido. Más aún: la uraninita liberada no tendía a adherirse a las burbujas, en concordancia con el aumento del contenido de uranio en los relaves de flotación. ¡i. A pesar del elevado contenido de calcopirita en el concentrado de flotación (%Cu = 33,4%), el contenido de uranio sigue permaneciendo en alrededor de 90 ppm, lo que indica la aparición de las asociaciones más finas de calcopirita - uraninita (< 5 pm). iii. Las recuperaciones bajas de cobre se atribuyeron a la disminución de la eficiencia de las colisiones de las partículas finas. Por otro lado, a pesar del leve aumento del contenido de uranio, la flotación de los finos de cobre puede permitir un aumento de la recuperación metalúrgica para el proyecto. iv. En la ejecución 2, los resultados evidenciaron que la CMC causaba una depresión fuerte de la calcopirita y, en consecuencia, una reducción en la recuperación del cobre.

Por consiguiente, la recuperación de la calcopirita a partir del producto magnetico puede llevar a un aumento de 5%, aproximadamente, de la recuperación de cobre. El balance metalúrgico del circuito de concentración con inclusión de flotación del producto magnético se muestra en la Figura 15, que toma en cuenta el ritmo de producción de 691 ,3 t/h y un % Cu = 1 ,5%.

De acuerdo con las pruebas y los análisis de proceso que se llevaron a cabo, la uraninita se asocia, principalmente, con calcopirita y magnetita. Más aún, estas asociaciones de calcopirita - uraninita son muy pequeñas: inferiores a 5 pm.

Dado que la uraninita no tiene una buena liberación, ni siquiera en el remolido más fino, al uranio se lo considera sumamente dependiente del contenido de cobre en el concentrado final. Por eso, las lcyes altas del concentrado de cobre tienen la capacidad de reducir el uranio que hay en el concentrado a valores inferiores a 94 PPm.

Aunque los tamaños diferentes de remolido, 30 mm y 20 pm P80 no tienen la capacidad de reducir el uranio de los concentrados de flotación, es posible que el 20 pm P80 pueda mejorar la selectividad de la separación magnética. Por oro lado, las partículas ultrafinas pueden llevar a un aumento de partículas magnéticas en el concentrado no magnético, debido al atrapamiento. Estos hechos indican que al remolido se lo debe proyectar de modo de obtener concentrados con diferentes P80, lo que dependerá de la operación.

Sin embargo, la flotación de acabado tuvo la capacidad de reducir el atrapamiento de uraninita en el concentrado de flotación, aun cuando la lcy de uraninita sigue siendo significativamente alta (> 120 ppm). Por añadidura, la separación magnética eliminó alrededor del 40% de la uraninita del concentrado de flotación del acabado, disminuyendo el contenido de uranio a 88 ppm en el concentrado final.

A la flotación del producto magnético se la incluyó en el circuito de concentración, con el objeto de mejorar la recuperación de cobre y oro. Por consiguiente, sobre la base de estudios del proceso, para la mena típica las recuperaciones estimadas para el cobre y el oro están alrededor del 90,1% y del 70%, respectivamente.

Claims (6)

REIVINDICACIONES

1. Un proceso para eliminar uranio de un concentrado de cobre por medio de una separación magnetica, que consta de las etapas de separación magnética, una etapa de molido y una etapa de flotación de finos de concentrados de cobre, que se caracteriza porque la separación magnética comprende las subetapas siguientes: i. La separación magnética de los concentrados de cobre, con separación de una fracción magnética (a) y una fracción no magnética (b) con distribución de tamaños oscilante entre 15 - 40 micrones (P80), con un contenido de uranio que va desde alrededor de 20 ppm hasta 100 ppm. En esta etapa, obtención de alrededor del 75 - 99.99% de un concentrado no magnético de cobre. ii. La etapa de molido de la fracción magnética (a) que se obtuvo en la separación magnética i, con el objeto de producir un concentrado magnético de cobre con una distribución de tamaños de finos oscilante entre 5 - 15 micrones (P8o), con un contenido elevado de uranio que va desde alrededor de 100 ppm hasta 300 ppm. iii. Una etapa de flotación de finos que, de ese modo, produce un concentrado de cobre con una recuperación de cobre que oscila entre el 0,01% y el 25% (c). En esta etapa, obtención de un concentrado de cobre con un contenido de uranio que va desde alrededor de 100 ppm hasta 300 ppm. iv. La mezcla de la fracción no magnética (b) proveniente de la etapa i de separación magnética, que tiene un bajo contenido de uranio, con el concentrado que se obtuvo al final de la etapa iii, produciéndose un concentrado final comercializable (c) con alrededor de 40 ppm hasta 150 ppm y una recuperación final de cobre que está en el ámbito de 65% a 99,99%.

2. Un proceso para eliminar uranio de un concentrado de cobre por medio de una separación magnética según la reivindicación 1, que se caracteriza porque los óxidos de uranio (uraninita) están asociados con sulfuras de cobre (54%), magnetita (14%) y otros óxidos (paramagneticos, 7%).

3. Un proceso para eliminar uranio de un concentrado de cobre por medio de una separación magnética según las reivindicaciones 1 y 2, que se caracteriza porque la fracción no magnética (b) del concentrado de cobre consiste en un contenido de uranio que está en el ámbito de 20 ppm a 100 ppm.

4. Un proceso para eliminar uranio de un concentrado de cobre por medio de una separación magnética según las reivindicaciones 1 a 3, que se caracteriza porque el concentrado final (a)+(c) tiene un contenido de uranio que está en el ámbito de 40 ppm a 150 ppm; de preferencia, por debajo de las 100 ppm.

5. Un proceso para eliminar uranio de un concentrado de cobre por medio de una separación magnética según las reivindicaciones 1 a 4, que se caracteriza porque la distribución de tamaños está, de preferencia, alrededor de los 25 micrones (R80).

6. Un proceso para eliminar uranio de un concentrado de cobre por medio de una separación magnética según las reivindicaciones 1 a 5, que se caracteriza porque la separación magnética se lleva a cabo mediante un separador magnético de alta intensidad por vía húmeda (WHIMS).