UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES
TESIS: “ESTUDIO
METALÚRGICO PARA LA SEPARACIÓN PLOMO-COBRE EN EL CIRCUITO DE FLOTACIÓN BULK EN LA PLANTA CONCENTRADORA “SAN JUAN” TAMBORAQUE”
PRESENTADA POR: Bach. GARAY ALMONACID, Gilmer Joel Bach. MUÑOZ ARECHE, Abel
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERO METALURGISTA Y DE MATERIALES HUANCAYO – OCTUBRE 2012
1
ASESOR: Ing. GUSTAVO ASTUHUAMAN PARDAVE
2
DEDICATORIA: A mis padres,
mi querida
esposa y a mis hijos, por su apoyo y comprensión en cada momento de nuestra preparación profesional.
Gilmer
DEDICATORIA: A mis padres Luis y Felicita, a mi esposa
Silvia y a mi querida hija
Christie, por su apoyo, comprensión y cariño que me dieron en cada momento de nuestra preparación profesional. Abel.
3
AGRADECIMIENTO
A Dios, pues sin su guía, compañía y fortaleza ésta tarea hubiera quedado inconclusa. A toda mi familia, a quienes no puedo menos que agradecerles por el apoyo tanto económico como espiritual, pues he corrido con la mejor de las suertes al tenerlos a mi lado. Agradezco a la Universidad Nacional de Centro del Perú que me permitió vivir una experiencia académica que marcará mi desarrollo profesional de aquí en adelante. La enseñanza recibida por parte de los señores docentes quiénes son personajes reconocidos dentro de nuestra Facultad de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales. Finalmente, y como una enseñanza práctica de cómo la Ingeniería se constituye en un pilar fundamental en la prestación de servicios, agradezco a mis padres por su colaboración y gestión.
A todos ellos, gracias.
4
ÍNDICE
DEDICATORIA AGRADECIMIENTO INTRODUCCIÓN RESUMEN CAPITULO I UBICACIÓN DEL LUGAR DE ESTUDIO
1.1.- UBICACIÓN
14
1.2.- ACCESIBILIDAD
14
1.3.- CLIMA
15
1.4.- RELIEVE
15
1.5
15
ANTECEDENTES MINEROS
1.6.- GEOLOGÍA REGIONAL
16
1.7.
GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO CORICANCHA
17
1.7.1 Geología Local
17
1.7.2.- Tipo de Yacimiento, Mineralización y Alteraciones
18
1.7.3 Zonamiento Mineral
21
1.8.- PRINCIPALES VETAS MINERALIZADAS
21
1.8.1 Vetas Principales del Sistema:
21
1.8.2 Vetas Tensionales:
23
1.8.3 Otras Vetas Menores del Sistema:
25
DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA DE PROCESOS
28
1.9.1 CIRCUITO DE CHANCADO
28
1.9.2 CIRCUITO DE MOLIENDA
29
1.9.3 CIRCUITO DE FLOTACION BULK PLOMO – COBRE
31
1.9.4 CIRCUITO DE FLOTACION DE ZINC
32
1.9.5 CIRCUITO DE FLOTACION ASPY
34
1.9.6 CIRCUITO DE CIANURACION
35
1.9
5
1.9.7 CIRCUITO DE DESTRUCCION DE CIANURO
37
1.9.8 NEUTRALIZACION DE LOS PRODUCTOS LIQUIDOS DEL BIOX Y
AGUA ACIDA PROVENIENTE DE MINA.
37
1.9.9 CIRCUITO DE CCD
39
1.9.10 FILTRADO DE RELAVES
41
1.10.- DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA CONCENTRADORA DE CORICANCHA – TAMBORAQUE
42
CAPITULO II DISEÑO DE LA INVESTIGACIÓN
2.1
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA:
43
2.1.1 Descripción del problema:
44
2.1.2 Formulación del problema:
45
2.2.
JUSTIFICACIÓN
46
2.3.
OBJETIVOS
46
2.3.1. Objetivo General:
46
2.3.2 Objetivos Específicos:
47
FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS:
47
2.4.1 Hipótesis General
47
2.4.2 Hipótesis específicas
47
2.5
MATERIALES Y MÉTODOS
48
2.6.
VARIABLES DE LA INVESTIGACIÓN
49
2.6.1 VARIABLE INDEPENDIENTE (X)
49
2.6.2 VARIABLE DEPENDIENTE (Y)
49
2.4.
2.7.
OPERACIONALIZACIÓN
DE
LAS
VARIABLES
DE
LA
6
INVESTIGACIÓN (INDICADORES)
49
2.7.1 VARIABLE INDEPENDIENTE (X)
49
2.7.2 VARIABLE DEPENDIENTE (Y)
49
CAPITULO III MARCO TEÓRICO Y CONCEPTUAL DE LA INVESTIGACIÓN
3.1.
USO DE LA CARBOXIMETIL CELULOSA (CMC) EN SEPARACIÓN DE MINERALES DE PLOMO-COBRE 52
3.2.
3.1.1 Separación Pb - Cu:
50
3.1.2 Grado De Polimerización Y Peso Molecular
53
3.1.3 Viscosidad De La CMC
54
3.1.4 Principales Parámetros De CMC:
54
3.1.5 Técnico, Purificado y alimenticio.
55
3.1.6 OTROS DESARROLLOS
55
MÉTODOS DE SEPARACIÓN : COBRE-PLOMO
56
3.2.1. Estudio y optimización en el proceso de extracción plomo -
cobre
(flotación)
determinando
los
parámetros,
relaciones y las interacciones en los compuestos de la solución utilizada (rcsc)
56
3.2.2. Separación de cobre-plomo con el método de adición de cemento Pórtland 3.3.- REACTIVOS DE FLOTACIÓN
57 59
7
CAPITULO IV PRUEBAS EXPERIMENTALES EN LABORATORIO
4.1.
ESQUEMA DE LA INVESTIGACIÓN
69
4.2.
PRUEBAS METALURGICAS DE REMOLIENDA Y FLOTACIÓN A PARTIR DE RELAVE ROUGHER DE Pb- Cu,
PARA
MINIMIZAR LAS CONCENTRACIONES DE Pb, Cu Y Zn EN EL CIRCUITO BULK ASPY-PY, ASÍ MISMO PARA MEJORAR LA RECUPERACIÓN DE Au EN TODO EL PROCESO.
89
4.2.1. Caracterizacion Del Relave Rougher Del Circuito Bulk Pb-Cu
89
4.2.2 Regresión estadística por elementos químicos
4.3.
90
PRUEBAS DE FLOTACION EXPERIMENTAL FLOTACION SCAVENGER Pb-Cu, ROUGHER, SCAVENGER DE ZINC, ROUGHER , SCAVENGER DE BULK AsPy-Py
92
4.3.1. Objetivo
92
4.3.2. Toma de muestra
92
4.3.3. Identificación de la Muestra
92
4.3.4. Procedimiento:
93
4.3.5. Calculo del tiempo de molienda y Análisis granulométrico de la molienda alimento y producto
93
4.3.5.1.Gráfica del tiempo de molienda Real y calculada
93
4.3.5.2. Condiciones de la prueba estándar
95
CAPITULO V ANÁLISIS Y DISCUSIÓN DE LOS RESULTADOS
5.1.
ANÁLISIS DE LOS RESULTADOS METALÚRGICOS
96
5.2.- ANÁLISIS DE RESULTADOS 5.3.- EVALUACIÓN
METALÚRGICA
FLOTACION BULK Pb-Cu
98 DEL
CIRCUITO
DE 121
8
5.4.- EVALUACIÓN DEL CIRCUITO DE FLOTACION BULK PB-CU
121
5.4.1.- DESARROLLO
122
5.4.2.- Tratamiento:
122
5.4.3.- Porcentaje de sólidos:
122
5.5.- DOSIFICACIÓN DE REACTIVOS:
123
5.6.- ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO VALORADO Y REGRESIÓN ESTADÍSTICA POR ELEMENTOS QUÍMICOS
123
5.6.1. Regresión Estadística Por Elementos Químicos De La Malla Valorada Del Punto 1-Cabeza De Flotacion Bulk Pb-CU:
124
5.6.2. Regresión Estadística Por Elementos Químicos De La Malla Valorada Del Punto 8-Concentrado Scavenger De Flotacion Bulk Pb-CU:
125
CONCLUSIONES
134
RECOMENDACIONES
136
BIBLIOGRAFÍA
137
9
INTRODUCCIÓN Concentrados de Plomo con más de 3% Cu ya son considerados bulk y es necesario hacer separación por razones económicas; siempre son mejores dos concentrados bien separados que comercializar un bulk. En este caso, no debe preocuparnos el Arsénico y Antimonio en el Concentrado de Cu porque son cobres grises con Plata, típico mineral peruano, como es el caso de Atacocha, Huarón, Morococha; sólo los cobres primarios o calcopirita no tienen plata y en tal caso los concentrados de cobre no tienen un buen valor en la minería polimetálica (Raura, Milpo) y requieren de una minería de gran tonelaje para ser rentables (Toquepala, Cuajone y muchas otras minas en Chile).
La separación de un Bulk Plomo-Cobre por flotación ha tenido un cambio importante desde el año 2000, los parámetros de control ahora están mucho más claros y es posible escalar de una prueba de laboratorio a lo que ocurrirá en el nivel industrial con una buena precisión. El cambio fundamental radicó en una extracción inicial, mayormente, de plomo grueso desde las cargas circulantes de molienda, posteriormente se genera un Bulk
Plomo-
Cobre con menores consumos de Bicromato de potasio (depresor de Plomo) que se agrega en mezcla adicional 20% de CMC ( Carboxil Motil Celulosa) y 20% de Fosfato Mono sódico, este es un importante aporte del Sr. S. Bulatovic utilizada en todas las concentradoras que hacen separación Pb-Cu y que atenuó la contaminación con 40% menos de iónes cromo evacuados al medio ambiente, logrando concentrados de Cobre mayores a 27% Cu por una separación más limpia, precisa y rentable.
En el presente informe que como paso inicial se recomienda hacer Microscopia para determinar qué tipos de cobre están contenidos en el concentrado Bulk actual y definir así si estamos en el caso de lograr concentrados de Cobre-Plata debido a la presencia de cobres grises (Tetrahedrita) con alto As y Sb, pero con importante presencia de Plata que atenúa comercialmente cualquier castigo por estos elementos. Establecidos los
10
tipos de minerales presentes en el Bulk de Concentradora San Juan y una relación en peso 3.4:1 (Pb:Cu), se desarrollan pruebas de separación por depresion de plomo con la mezcla Bicromato, CMC, Fosfato monosódico en la relación 60:20:20, pruebas posteriores reemplazarían completamente el Bicromato de sodio por Bisulfito de sodio manteniendo la proporción y cantidad de CMC y Fosfato Monosódico
ratificando que si es posible hacer una
separación económica de Plomo-Cobre en concentradora San Juan con una u otra mezcla de reactivos.
LOS AUTORES
11
RESUMEN La
planta Tamboraque de Compañía minera San Juan S.A.
Inició
operaciones a fines del mes de Abril del 2007. Dicha Unidad de Producción se encuentra ubicada en el distrito de San Mateo de Huanchor, provincia de Huarochirí, departamento de Lima; a una distancia aproximada de 90 Km. al Nor-Este de Lima y a una altura de 2918 msnm.; siendo su acceso por la Carretera Central y / o por el Ferrocarril Central. Hay dos alternativas que se pueden dar con el circuito de separación Pb- Cu. Primero flotando plomo y deprimiendo al cobre y la segunda flotando cobre y deprimiendo al plomo. Finalmente el que dio mejores resultados después de realizada las pruebas experimentales es la segunda alternativa pero el aporte principal de este trabajo es que se bajo considerablemente el uso del bicromato de sodio siendo reemplazado este por el uso del Bisulfito de sodio, mezclado conjuntamente con
el carboxil metil celulosa y el Fosfato mono sódico con lo cual se bajo
considerablemente la emanación en los efluentes del cromo en valencia 6, de esta manera se disminuye considerablemente los impactos ambientes producidos por el uso del bicromato de sodio. Para complementar el trabajo de investigación se realizarón pruebas de remolienda y flotación a partir de relave rougher de pb- cu, para minimizar las concentraciones de pb, cu y zn en el circuito bulk aspy-py, así mismo para mejorar la recuperación de oro en todo el proceso. Todo ello orientado a disminuir y recuperar los valores de Pb, Cu y Zn que se desplazan a Biox en el concentrado bulk AsPy-Py mediante remolienda partiendo del relave rougher del circuito bulk Pb-Cu y también mejorar la recuperación de oro en el proceso.
El valor de Plomo que se desplace a Biox es perjudicial para las bacterias generando baja actividad de las bacterias en este proceso llegando a que las bacterias se pasiven
y lo otro es recuperar el oro en el proceso mediante
remolienda por presencia de partículas mixtas (no liberadas).
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Se hizo una evaluación integral para determinar los requerimientos necesarios para poner operativo óptimamente el circuito de separación plomocobre con los parámetros obtenidos en laboratorio los cuales son:
Greiten para completar todos los accesos necesarios así como barandas. Reparación de dos árboles de las celdas instalación de un reductor para la paleta de espumas, reparación de las canaletas de espumas, tuberías y accesorios para líneas de agua, planchas de fierro para fabricación de cajones de descarga entrada de las celdas,
el acondicionador que se requiere se
podría utilizar el del circuito de separación pirita-arsenopirita, las dos Bombas a usar serian la: B1 Y B2, las cuales se disponen en el circuito de limpieza de Plomo, tuberías HDPE usados de 4" y 2", para transportar los flujos que se requieran.
fabricación
o
compra
de
toberas
y
finalmente
chupones
desarenadores el diámetro esta por avaluarse.
Para hacer más didáctico el presente trabajo se dividió en cinco capítulos, el primero trata acerca de la descripción del lugar donde se realizo los trabajos, el segundo el diseño de la investigación, el tercero trata acerca del fundamento de la separación de plomo-cobre en los circuitos de flotación de minerales sulfurados, el cuarto la descripción de las diferentes pruebas experimentales y finalmente el quinto capítulo trata del análisis y discusión de los resultados.
EL AUTOR
13
CAPITULO I UBICACIÓN DEL LUGAR DE ESTUDIO 1.1.-
UBICACIÓN
La mina Coricancha de propiedad de NyrStar, está ubicada en el Distrito Minero de Viso-Aruri a 85 Km. al E-NE de Lima, en el distrito de San Mateo, provincia de Huarochirí, departamento de Lima, a una altitud de 4700 m.s.n.m.
Figura Nº 1. Plano de Ubicación
1.2.- ACCESIBILIDAD La mina Coricancha es accesible desde la Carretera Central (Km. 90, saliendo de Lima hacia La Oroya) hasta que se llega a la Planta de Tamboraque, unos kilómetros antes de la ciudad de San Mateo.
14
Desde ese poblado, se accede a la mina por medio de una trocha de 25 Km. Que asciende vertiginosamente hasta alcanzar el campamento minero por las laderas de un valle abrupto modelado por el río Aruri. 1.3.- CLIMA El clima está caracterizado por temperaturas que oscilan los 5ºC - 13ºC durante los meses de enero a julio, la presencia de heladas se manifiestan durante los meses de julio y agosto. Durante los meses de setiembre y octubre las lluvias son esporádicas, siendo los meses de noviembre a marzo los meses de mayor incidencia pluvial. 1.4.- RELIEVE Este distrito presenta una topografía muy abrupta producto de la erosión típica del terreno volcánico., en donde el valle del Río Rímac forma una quebrada profunda que va desde los 2900 m.s.n.m hasta los 4450 m.s.n.m, cumbre de la veta Constancia.
1.5
ANTECEDENTES MINEROS El distrito minero Viso-Aruri comenzó el beneficio de los yacimientos filoneanos a mediados del siglo IX, explotándose inicialmente las zonas ricas en plata en la veta Colquipallana; incluso el científico y explorador A. Raymondi (1862) describe la metalurgia de Parac. La tenacidad y el impulso de Don Lisandro A. Proaño permiten que, en el año 1906 se iniciaran las primeras fundiciones en Tamboraque, si bien, estas operaciones fueron paralizadas debido a la contaminación que producía el arsénico. Finalmente, en la década de 1930, se instalaron las primeras celdas de flotación para separar arsenopirita y minerales de plomolata,
recuperándose también pequeñas cantidades de oro en los
concentrados.
15
1.6.- GEOLOGÍA REGIONAL Las rocas más antiguas que afloran en la región corresponden a las calizas de Viso del Cretácico Superior, determinadas como pertenecientes a la Formación Jumasha, fuertemente plegadas. En forma discordante sobre la superficie de erosión de las rocas sedimentarias se ha depositado una enorme pila de material volcánico de unos 1,500 metros de espesor, correspondiente a rocas del Grupo Calipuy. Esta columna ha sido subdividida en volcánicos del Grupo Rímac del Terciario Inferior a Medio, extensamente distribuidos en la región; Volcánicos Millotingo del Terciario Medio y Volcánicos Pacococha del Terciario Superior.
En Viso-Aruri predominan brechas, lavas andesíticas y tufos y han sido moderadamente plegados. Diques leucócratos de dacita porfirítica casi verticales de rumbo NE cortan a la secuencia volcánica.
En la región se ha logrado identificar un intrusito ubicado en la zona de Viso, en la carretera a San Nonato, fuertemente alterado, tratándose de una granodiorita . El reciente descubrimiento en la región aún no se ha podido relacionar a la mineralización local o de la zona.
Figura Nº 2. Plano geológico regional
16
1.7.
GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO CORICANCHA
1.7.1 Geología Local Al Sur de la quebrada Aruri, flora toda la secuencia de los volcánicos andesíticos del grupo Rímac; consisten de brechas volcánicas en los niveles inferiores adyacentes a la quebrada Aruri hasta derrames andesíticos potentes y aglomerados volcánicos y tobas hacia las partes altas de la sierra.
En el Mapa Geológico Estructural se pueden observar las principales vetas y/o estructuras del sistema mineralizado del yacimiento de Coricancha. Las principales vetas pertenecen
al
dominio
estructural
de
rumbo
del N
sistema 15°
E
(subverticales) y parecen conformar un corredor tectónico, con movimientos de cizalla entre bloques, hecho que permite la aparición de otras fracturas tensionales de rumbo NE-SW, de menor orden. En ambos casos, debido a los eventos magmáticos e hidrotermales tardíos, se produjo la mineralización polimetálica de estas fracturas abiertas formando vetas.
Al dominio estructural principal pertenecen las vetas de desgarre como Wellington, Constancia y Animas, las mismas que han
delimitado
tres
bloques
estructurales,
posiblemente
dislocados, contienen las demás vetas tensionales como Escondida, Rocío, San José, Trinidad, Colquipallana, Sta. Catalina y Esperanza, por mencionar las más importantes y reconocidas en superficie por el momento.
En el fondo de las quebradas también aparecen intrusiones confinadas de diques leucócratos (blanquecinos) ácidos que alteran ligeramente el entorno encajante volcánico, los cuales, podrían representar las fases someras de intrusivos 17
profundos (ocultos en este sector de Coricancha) como los responsables de los focos mineralizados a nivel distrital. No existen estudios geológicos ni estructurales serios y detallados que nos permitan confirmar y correlacionar las secuencia de eventos estructurales, magmáticos, volcánicos, geoquímicos, acerca de los diversos tipos de alteración hidrotermal en relación con las mineralizaciones polimetálicas ocurridas en el lugar.
1.7.2.- Tipo de Yacimiento, Mineralización y Alteraciones La mina Coricancha está caracterizada por ser un yacimiento de vetas polimetálicas, de relleno hidrotermal en fracturas
tensionales
y de
cizalla,
que
atraviesan
los
volcánicos andesíticos del grupo Rímac. Las vetas tienen hasta 120 cm. de ancho, presentando ensanchamientos locales de hasta 2 metros y lazos cimoides. La mineralización está conformada de pirita, esfalerita ferrífera (marmatita), galena argentífera, calcopirita, cuarzo y arsenopirita como los minerales más importantes; algo de tetraedrita también está presente.
El
oro
refractario
está
dentro
de
la
arsenopirita
principalmente, con la pirita en menor grado, mientras que con la plata, galena y la esfalerita (marmatita) se encuentra muy escaso; los contenidos de cobre (calcopiritas) son también escasos. No obstante, existen estudios (L. de Montreuill, 1978 y 1980) que indican claramente la existencia de oro nativo, visible solo en microscopio (<20 micras) y entremezclado con las fases sulfuradas polimetálicas; en el 70% de los casos aparece junto a la pirita, 15% con la galena y 10 % con la arsenopirita. También se ha observado la presencia de minerales argentíferos como pirargirita y freibergita como portadores de plata junto a la bismutita y jamesonita. 18
Figura Nº 3. Mapa geológico estructural Mina Coriconcha.
19
Otros estudios realizados por el Dr. U. Petersen y el Ing. Noel Díaz B. (1995), identificaron mejor las distintas etapas de mineralización encontradas en la veta Constancia: Etapa I, de cuarzo–pirita con escasa presencia de sulfuros; Etapa II, de sulfuros como esfalerita, galena argentífera, algo de calcopirita y pirita, cuarzo y arsenopirita con escaso oro; Etapa III, de cuarzo–arsenopirita aurífera, rellenando la parte central de las vetas, y trazas de oro o parches “ojos de pirita”, marmatita, galena y calcopirita. Una probable Etapa IV estaría conformada de cuarzo junto a tetraedrita-tenantita, enriquecidas en plata. La ganga está siempre compuesta por rellenos de cuarzo mayormente, con algo de calcita.
Estos estudios, sugieren que cuando la arsenopirita tiende a desaparecer en profundidad, el oro que era refractario, aparecería nativo junto a las fases piritosas de la primera etapa; estos datos mineragráficos resultan de gran interés prospectivo para delimitar el zoneamiento de las vetas.
La alteración de la roca volcánica de caja, mayormente andesitas, es del tipo argílica (cuarzo-sericita) que resultó ser completamente estéril y se extiende hasta 2 mts. desde el centro de la veta; luego, más externamente aparece una alteración propilítica notoria (epidota-clorita-pirita) hasta llegar a zonas sin alterar. Es decir, por la naturaleza mineralógica y tipo de alteración hidrotermal observados, Coricancha sería un yacimiento del tipo “baja sulfuración” (Low Sulphidation Deposit).
20
1.7.3 Zonamiento Mineral En las vetas del sistema Coricancha se observa un zoneamiento sutil y característico. Primero se caracteriza las vetas por ser un relleno en bandas “zoneadas” según las Etapas ocurridas durante el relleno mineral. Luego, hacia las partes altas del sistema (vetas) predominan los mayores contenidos de plata; esto se ve más claramente en la veta Wellington, sección de distribución de leyes por bloques, si bien se formaron “franjas de mena” (clavos) con valores entre 10-140 oz. Ag/TM. Así mismo, los valores de oro se ubican en zonas altas-intermedias del sistema, pero formando “franjas de mena” más pequeñas con valores entre 0.4-2.5 oz. Au/TM para ambas vetas.
No se observa una correlación entre leyes de Au/Ag y anchos de veta según los tajeos observados; más bien en Wellington ocurre lo contrario y los valores bajos en plata coinciden con mayores anchos de veta. Esta tendencia también se observa en la parte central de Constancia; así, en profundidad, tiende a desaparecer la arsenopirita, y por lo tanto, los valores en Au decrecen mientras se incrementa la presencia de zinc (marmatita); luego, aparecen el Pb (galena) y, finalmente, el Cu (calcopirita), típico de estos “sistemas de baja sulfuración”. 1.8.- PRINCIPALES VETAS MINERALIZADAS
1.8.1 Vetas Principales del Sistema: a.
Veta
intensamente
Constancia.trabajada
Ha en
sido
la
veta
más
los diferentes periodos
operativos de la mina (desde 1906 hasta la fecha en periodos intermitentes). Se la conoce en más de 11 niveles, desde el
21
nivel superior 4015 hasta el nivel 460 (3460) con una diferencia de elevación de más de 550 mts. En la parte inferior hasta el nivel 140 (3140), por lo que se observa una aparente continuidad vertical total de casi 1,000 mts. Tiene una longitud cercana a los de 3,800 mts, y se la conoce también como vetas Constancia – Jorge Chávez – María Elena, etc. De este total, solamente 2,300 mts. quedan dentro de las propiedades de la Mina Coricancha.
Es la veta polimetálica del sistema más estudiada por numerosos autores; tiene rumbo N 20° E, y buzamiento poco variable de 75°-80° NW. La mineralización consiste de un relleno de cuarzo bandeado con arsenopirita, pirita, seguido de otra banda de esfalerita-galena-calcopirita hasta tocar el hastial andesítico. Presenta anchos variables (10-120 cm.), un promedio de 54 cm. de potencia con 0.20 oz. Au/TM, 5.96 oz. Ag/TM, 3.61 %Pb, 3.79 %Zn y 0.36 %Cu. Ha sido explotada en una longitud de 1,600 mts x 500 mts de altura, siguiendo una franja paralela horizontal. Los contenidos en oro se encuentran
asociados
a
la estructura cristalina de la
arsenopirita (mispikel) por lo que se considera oro refractario; en profundidad, aumenta el zinc y disminuyen los valores de oro. b.
Veta
Wellington.-
Esta
es
quizás
la
estructura
mineralizada más importante del distrito. Tiene una longitud de afloramiento de 2 Km. en los sectores Wellington, Huáscar y Sarita. De este total, 1,500 mts. Están dentro de las propiedades de Coricancha. En los últimos años ha sido trabajada en 6 niveles (nivel 880 a nivel 690) en una longitud de 600 mts x 200 mts de altura, donde se han tenido tajos de explotación por corte y relleno. La veta tiene rumbo N 20° E,
22
con buzamiento de 75º NW formando hacia la parte alta un lazo cimoide con separación hasta 140 mts; en las labores subterráneas aún no ha sido desarrollado este lazo.
La mineralización polimetálica consiste de un relleno de cuarzo acompañado de bandas
de
sulfuros
como
arsenopirita, pirita, galena, esfalerita, tetraedrita y bornita; presenta en anchos variables (20-140 cm.), algunos tramos presentan mayores ensanches (3 mts.) formando un ramal de vetas. Los hastiales presentan una
alteración
argílica
dominante (caolinizadas y sericitizadas), con zonas de falla de arrastre. Hacia los niveles altos y en afloramientos predomina la mineralización de arsenopirita y oro, por lo que se hace recomendable explorar y desarrollar también los niveles superiores. Parece formar hacia la parte alta un lazo cimoide que en las labores subterráneas aún no ha sido reconocido.
c. Veta Animas.- Esta veta tiene 1 Km. de longitud reconocida y forma una estructura tipo lazo cimoide; cerca de la carretera a Huamuyo se unen en una sola estructura. Los valores reportados en muestras superficiales contienen 0.076 oz. Au/TM, 14.71 oz. Ag/TM, 0.30% Pb, 0.48% Zn y 0.11% Cu. Esta veta de 65 cm. de potencia fue poco trabajada. 1.8.2 Vetas Tensionales:
d. Veta Rocío.- Es la veta que continúa desde Constancia hacia más abajo del sistema, pero cambiando a rumbo NE; teniendo una aparente continuidad vertical de 350 mts. hasta el nivel de labores 140, y horizontalmente a lo largo de su afloramiento de 600 mts. En el nivel 140 se tiene un
23
desarrollo de 630 mts. que se encuentra parcialmente explotado y en el nivel 330 se desarrollo 320 mts, además cuenta con una chimenea de comunicación hacia la veta Constancia. Los datos de muestreos referenciales de tajeos nos indican valores de 0.118 oz. Au/TM,
5.60 oz. Ag/TM,
2.19% Pb, 4.94% Zn y 0.60% Cu para 74 cm. de veta. e. Veta Colquipallana.- Es la primera veta que fue explotada por plata desde antaño; aflora al Este de constancia por casi 800 mts. de longitud con rumbo NE. Por información de la mina, ya que las labores están inaccesibles, se sabe que esta veta tuvo un “clavo” mineralizado parcialmente explotado de 500 m horizontales por 200 m verticales. Las leyes obtenidas fueron tomadas referencialmente de tajeos antiguos que reportan 0.305 oz. Au/TM, 7.05 oz. Ag/TM, 3.59% Pb y 4.10% Zn sobre 48 cm. de ancho de veta.
f. Veta Escondida.- La veta Escondida es una estructura mineralizada de unión entre las vetas Wellington y Constancia. Tiene rumbo N 60°-65º E y buzamiento de 85° SE. Presenta una longitud de afloramiento segmentado de 1,200 mts. En general, gran parte de la veta está cubierta, y el afloramiento tiene un ancho variables de 20-40 cm., con algunos tramos de ramales que suman un ancho de estructura
1.60
incluyendo
conoce
alteraciones.
Solamente
se
le
mts, en
pequeñas labores (cateos), en el nivel 800 se ha desarrollado 200 m y siendo explotado parcialmente en 10m de altura. Contiene
principalmente
mineralización
de
cuarzo–
arsenopirita que en intemperismo formó una pátina de escorodita. También tiene leyes referenciales de gran interés potencial con 0.156 oz. Au/TM, 9.07 oz. Ag/TM, 2.92% Pb, 3.85% Zn y 0.43% Cu para 24 cm. de ancho de veta y 800
24
mts. de longitud reconocida.
g. Veta San José.- Tiene un afloramiento bien marcado de 230 m con anchos cercanos a los 4 mts. en algunos tramos. Presenta cateos y en el nivel 760 se realizó un avance de 350 m, siendo explotada parcialmente; en el nivel 695 una galería de 170 mts. La mineralización es generalmente de cuarzo arsenopirita con poco sulfuros básicos; en superficie se nota que la veta es persistente y los muestreos fueron
reportados
(Ing.
Pelayo
en
superficie
López,
2002)
conteniendo 0.127 oz. Au/TM, 4.47 oz. Ag/TM, 11.14% Pb junto a Zn-Cu (<1%), para 40 cm. de ancho de veta y 450 mts. de longitud aproximada.
h. Veta Huamantanga.- Tiene un afloramiento a 60 metros de bocamina del Nv. 710 con un ancho promedio de 0.20 metros y conteniendo
2.22 %Pb,
4.83 %Zn,
29.70
Ag(gr/Tm), 3.00 Au(gr/Tm). La Veta Huamantanga es una estructura tensional de Rumbo N 40º E y buzamiento
78º NW
1.8.3 Otras Vetas Menores del Sistema: Vetas como Trinidad (250 mts. largo), que tiene una explotación en tajo abierto, sin relleno, cercano al nivel Desgraciados de la veta Constancia, así como las vetas Carolina, Esperanza, son vetas delgadas de 30 cm. de ancho con algunos ensanchamientos locales por la presencia de ramales. Estas vetas tienen una mineralogía similar a las otras vetas del sistema tensional.
Otra estructura menor es la Veta
Huayna
Cápac
que es paralela a la veta Escondida y está unida a la veta Constancia. Una labor de más de 100 mts. de longitud ha
25
mostrado que la veta Huayna Cápac es de poca potencia (< 30 cm.) con
mineralización
de
arsenopirita
–
cuarzo
–
esfalerita, similar a las demás vetas de la mina Coricancha. FIGURA Nº 4 Vista de la Planta concentradora “Coricancha”
FIGURA Nº 5 Circuito de remolienda de la planta concentradora
26
FIGURA Nº 6. Laboratorio metalúrgico
FIGURA Nº 7. Circuito de Flotación
27
1.9
DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA DE PROCESOS 1.9.1 CIRCUITO DE CHANCADO La etapa de chancado empieza una vez que el mineral proveniente de mina ha sido descargado en la tolva de gruesos, y luego depositado por medio del Pan Feeder SFK modelo SNL 511-609 de dimensiones 1.80x0.92x0.43 cuya capacidad es de 0.5Tn el cual tiene un movimiento de vaivén sobre una faja transportadora #1 de 36” de ancho, 45m de longitud, 14º de inclinación y cuya velocidad es de 1m/s, esta faja lleva el mineral hacia un electroimán ERIEZ MAGNETICS de dimensiones 38”x40” situado en parte superior y final de la faja, cuya finalidad es capturar materiales no deseados como partes de herramientas, madera o alambres provenientes de la extracción del mineral en los niveles 550 y 140, al pasar por este electroimán el mineral es depositado en una faja #2 de 24” de ancho, 34m de longitud, 12º de inclinación y velocidad de 1.36m/s, a los 6.10m de esta faja se encuentra un detector de metales ERIEZ MAGNETICS el cual se encarga de encontrar pedazos de acero que no han sido capturados por el electroimán, este detector tiene un sistema el cual paraliza la faja #1 y el Pan feeder #1 en caso de encontrar una fracción acero que el electroimán no haya detectado, si se da el caso de encontrar un algún tipo de acero, este se tendrá que retirar manualmente, es decir el operador se encargara de realizar dicha acción, el mineral de la faja #2 es transportado hacia el shut de descarga el cual depositará el mineral en la faja #3 de 24” de ancho, 51.1m de longitud, 13º de inclinación y velocidad 1.10m/s, esta faja transporta el mineral hacia un Grizzly de acero de 4x3ft y cuya abertura es de 1 1/2”, el oversize del grizzly pasa a la Chancadora de Quijada FIMA de 15”x24”, el cual tiene un set es de 2”, este material cae a una faja transportadora #4 de 24” de ancho, 43.4m de longitud, 15º de
28
inclinación y velocidad 1.14m/s, junto con el undersize del grizzly para poder así alimentar a la Zaranda Vibratoria FACOSVEDALA modelo XHDD-6x14, de dimensiones 6x14ft en la cual están instaladas 3 mallas de 1.80x1.40m y abertura de 11/2”x 1/2” cada una, el oversize de la zaranda vibratoria es depositado sobre la faja #5 de 24” de ancho, 30m de longitud, 16º de inclinación y velocidad 1.13m/s, el cual alimentará a la Chancadora Cónica ALLIS-FACO modelo 90RBS, cuyo set es 1
/2”, descargando el material triturado sobre la faja #4 cerrando
así el circuito de Chancado, el undersize de la zaranda vibratoria es transportado por medio de la faja #6 de 24” de ancho, 240m de longitud, 18º de inclinación y velocidad 1.14m/s hacia la tolva de finos terminando así el circuito de chancado. 1.9.2 CIRCUITO DE MOLIENDA El mineral proveniente del circuito de chancado es depositado por medio de la faja #6 en la Tolva de Finos de 7.70m de diámetro y 9.10m de altura cuyo volumen es de 424m3 y capacidad de 600Tn,
junto con el oversize de la
zaranda zip 1/32, estos productos son transportados por medio de 2 fajas transportadoras A y B, debido al diseño de la tolva de finos, de la faja transportadora #6 y de la zaranda zip, el mineral de la faja #6, (mineral más grueso) va hacia el lado del shut de descarga de la faja A, mientras que el mineral del oversize del zip va hacia el lado de la descarga del shut de la faja B, teniendo así en la faja A mineral más grueso y en la faja B mineral más fino, ambas fajas descargan el material sobre la faja #7 de velocidad 0.72m/s, el cual es transportado hacia el molino de bolas FIMA 8x12, esta es bombeada desde un tanque de 2.45m x 2.40m por medio de una bomba Warman 3x11/2, a la entrada del molino se encuentra el Trunion de carga
29
que normalmente se encuentra a una temperatura de 39.3ºC 39.4ºC, el mineral es molido en dentro del molino de bolas a un 52% menos malla 200, es importante saber que el amperaje de trabajo del molino esta alrededor de 90 a 95A, si el amperaje baja significa que en su interior faltan bolas, entonces se adicionarán hasta obtener el amperaje indicado, a su salida del molino se encuentra el trunion de descarga que se encuentra a una temperatura promedio de 54ºC, el producto pasa por un Tromel de malla 1/2, el oversize del tromel es un producto llamado granza, el cual vuelve a la tolva de gruesos para su posterior chancado, mientras que el undersize del tromel cae hacia el cajón de descarga junto con el alimento del tanque de lamas el cual es bombeado por medio de una bomba Warman 4x3, el producto del cajón de descarga es bombeado por medio de 2 bombas Vulco 6x4, hacia 2 hidrociclones de 15” y 20”, pero de los cuales solo una bomba esta operativa el cual descarga en el hidrociclón de 15” el cual se encarga de clasificar la pulpa en el overflow y underflow, el overflow es conducido hacia un cajón de descarga , para luego ser bombeado por medio de 2 bombas Warman 4x3, de las cuales una esta operativa mientras que la otra se usa en caso de algún imprevisto, la pulpa con una densidad promedio entre 1250 gr/lt y 1300 gr/lt, es bombeada a través de un mineroducto, una tubería de 4” de diámetro, la cual llega hasta la planta concentradora y llega al tanque de acondicionamiento para la flotación de plomo; el underflow del hidrociclon, retorna como alimento para el molino de bolas cerrando así el circuito de molienda.
En el circuito de molienda también se encuentran 2 bombas verticales, una bomba Warman 3x3 al pie del cajón de descarga del minero ducto el cual bombea la pulpa que cae
30
nuevamente al cajón de descarga del molino de bolas y la otra bomba vertical o sumidero Warman 3x3, que está situada al pie del tanque de lamas el cual se encarga de bombear las perdidas finas de las fajas de vuelta hacia el tanque de lamas.
1.9.3 CIRCUITO DE FLOTACION BULK PLOMO - COBRE El proceso de flotación del plomo empieza con el acondicionamiento de la pulpa de mineral que proviene del área de molienda por medio del mineroducto de 4” de diámetro, esta pulpa llega a un tanque acondicionador de 1.80m de diámetro
por
2.10m
de
altura
cuya
capacidad
de
almacenamiento es de 5.34m3, el flujo que llega a este tanque es en promedio 50m3/h con una densidad de 1320 a 1340 Tn/m3, ZnSO4, luego esta carga es bombeada por medio de una bomba vertical WARMAN modelo VC-40SPR
hacia un
segundo tanque de acondicionamiento de 4.10m de diámetro por 4.00m de altura, este tanque tiene un volumen de 52.8 m3, en este acondicionador se le adiciona de complejo, junto con metabisulfito de sodio y cal para acondicionar la pulpa a un pH de 8.5 a 9, esta pulpa llega al cajón de entrada del banco de celdas Rougher FIMA-DENVER modelo DR-100 de medidas 1.54 x 1.41 x 1.30m por medio de una tubería de 8” de diámetro al cajón de las celdas rougher, se adiciona colector Z-6, y MIBC , luego pasan a las 5 celdas de este banco en el donde las espumas pasan al banco de
celdas de limpieza
FIMA DENVER SUB A-21 de medidas 1.0 x 1.20 x 1.10m, este banco de limpieza posee 5 celdas, las 3 primeras conforman la 1era limpieza, la 4ta celda conforma la 2da limpieza y la 5ta celda conforma la 3ra limpieza, en este caso las espumas del Rougher entran a la 3ra celda de la 1era limpieza junto con la adición de complejo y de ZnSO4 , cuyas espumas pasan a la 2da limpieza donde se
adiciona
ZnSO 4 y
complejo,
las
31
espumas de la 2da limpieza pasan a la 5ta celda o 3era limpieza, las espumas de la tercera limpieza
se van a una
bomba WARMAN Froth Pump de 3x2 la cual bombea el concentrado hacia un tanque de agitación de 4.20m de diámetro por 4.25m de altura cuya capacidad es de 58.8m3, la carga del tanque es bombeada por medio de una bomba peristáltica BREDEEL SP40, hacia el área de filtrado para obtener el concentrado de Pb ó producto final, el
producto
final es un concentrado de Pb con 5% de Cu.
Debajo de los bancos de flotación se tiene una bomba vertical WARMAN SUMP PUMP la cual bombea la pulpa que se pueda encontrar en los alrededores producto de derrames las cuales bombea la carga hasta el acondicionador de 4.10m de diámetro por 4.00m de altura.
El relave de la flotación de Pb sale por la última celda del Scavenger hacia un cajón de descarga en el que se adiciona cal y CuSO4 ,esta se convierte en la cabeza de flotación de zinc.
1.9.4 CIRCUITO DE FLOTACION DE ZINC La concentración del Zn, comienza al igual que el Pb con el acondicionamiento de la pulpa o cabeza proveniente del cajón de descarga del relave de Pb que en promedio debe tener un pH de 10.5 – 11, el cual es transportado por medio de una bomba VULCO 4x4, hacia 2 tanques gemelos de 2.20m de diámetro y 2.60m de altura, la pulpa del primer tanque pasa por medio de gravedad hacia el tanque 2, para luego pasar por medio de una tubería de 8” hacia un tanque acondicionador de 2.95m de diámetro y 3.25m de altura cuya capacidad de
32
almacenamiento es de 22, esta carga acondicionada llega por medio de una tubería de 8” hacia el cajón de entrada al banco de 5 celdas Rougher FIMA-DENVER modelo DR-100 en este cajón también se le adiciona MIBC, las espumas del Rougher junto con la adición de cal para controlar el pH van hacia el banco celdas de limpieza FIMA-DENVER SUB A-21, la cual consta de 5 celdas y se divide en 3 limpiezas, en la 1era limpieza; las espumas de la 2da y 3ra celda de la 1era limpieza van hacia la 2da limpieza y las espumas de la 1era celda de la 1era limpieza van hacia la 3era limpieza junto con las espumas de la 2da limpieza, en la entrada de la 3era limpieza se adiciona cal para controlar el pH y evitar la flotación de la pirita, el concentrado proveniente de la 3ra limpieza llega a un cajón de descarga y se bombea hacia un tanque de agitación de 4.20m de diámetro por 4.25m de altura cuya capacidad es de 58.8m3 por medio de una bomba WARMAN FROTH PUMP 3x2 para luego ser llevado al filtro de discos
y obtener el
concentrado con un porcentaje de humedad aceptable. En este circuito el relave de la limpieza pasa a un banco de 2 celdas Scavenger de limpieza FIMA-DENVER SUB A-21 cuyas espumas pasan a la celda de la segunda limpieza, mientras que el reave de estas celdas pasa al cajón de descarga (conjuntamente con el relave scavenger de plomo) junto con las espumas del banco de celdas Scavenger FIMADENVER modelo DR-100, en la entrada del banco Scavenger se adiciona colector Z-6, mientras que el relave final sale por la ultima celda de este banco hacia un tanque acondicionador de Aspy para su flotación posterior.
Debajo de los bancos de flotación se tiene una bomba vertical WARMAN SUMP PUMP la cual bombea la pulpa que se pueda encontrar en los alrededores producto de derrames
33
en las celdas o las bombas hacia el tanque acondicionador de plomo. 1.9.5 CIRCUITO DE FLOTACION ASPY El circuito de flotación de Aspy comienza con el acondicionamiento del relave proveniente de la flotación del Zn en un tanque 4.0m de diámetro por 7m de alto, cuya capacidad de almacenamiento es de 88m3, en este tanque se adiciona H2SO4 para bajar el pH hasta un rango de 9.8-10.2 CuSO4 para activar la pirita y la arsenopirita, esta pulpa ya acondicionada llega por medio de una tubería de 8” de diámetro al cajón de carga del banco de 3 celdas Rougher FIMA-DENVER modelo DR-300 , a la entrada del banco se agrega colector Z-6 y MIBC, la pulpa también pasa al banco de 2 celdas Scavenger FIMADENVER modelo SUB A-21 (anteriormente en la entrada a la 1era celda de este banco se adiciona colector Z-6 y MIBC), las espumas del Rougher van hacia un cajón de descarga en donde se bombea la pulpa (concentrado Bulk) y el concentrado scavenger se bombea al cajon de las celdas rougher. Luego por gravedad esta carga llega hasta las 6 celdas de limpieza de FIMA-DENVER SUB A-21, las espumas de la 1er y 2da celda van hacia la 4ta celda, las espumas de la 3era, 4ta y 5ta celda son llevadas hacia la 6ta celda, la flotación de esta ultima celda es el concentrado Py el cual se va a un espesador de 30x10 ft DENVER modelo M815, la carga es transportado hacia un cajón de descarga al pie del molino 5x8ft FIMA-DENVER en el cual
se
hace
la
remolienda
del
concentrado
Aspy
obteniéndose un producto 90% malla -325, esta carga pasa por un tromel, el oversize del tromel se descarta mientras que el undersize cae en el cajón de descarga y es bombeado junto con el concentrado Aspy proveniente del espesador 30x10ft hacia un hidrociclon D-6 por medio de una bomba VULCO 3x2,
34
el overflow va hacia la zaranda de limpieza el undersize de la zaranda cae en el Tanque Pulmón que se encuentra en el área de Biox, mientras que el underflow del ciclón regresa al molino para la remolienda.
El relave final sale por medio de la última celda del banco Scavenger hacia un tanque de descarga y este es bombeado por una bomba WARMAN 4” x 3”
hacia el
espesador de relave de 55x12 ,la descarga del espesador va hacia la bomba peristaltica SP30 y esta envía el material hacia la bomba intermedia
centrifuga 5x4 , esta bomba envia el
material hacia el Holding Tank 2 para su posterior filtrado en el filtro prensa Nº2.
1.9.6 CIRCUITO DE CIANURACION El circuito de Cianuración empieza con el envió de la carga del CCD3 del lavado en contracorriente, el cual en promedio envía carga a razón de 3.25m3/h y con una densidad de 1.40gr/cc, la cual es transportada por medio una bomba peristáltica BREDEL SP50 hacia un tanque acondicionador N°1 FIMA 57.8m3 que se encuentra en el área de cianuración de medidas 2.70m de diámetro por 3.0m de altura, para luego pasar hacia el tanque Nº2 y luego al tanque Nº3 por gravedad, cuando se envía carga a estos tanques de acondicionamiento se les adiciona cianuro de sodio (CNNa) al 0.10% en el 2do y 3er tanque de acondicionamiento por medio de una tubería de 3/4, también se agrega lechada de cal (Cal disuelta en agua) en los 3 acondicionadores para controlar el pH el cual debe de estar en un rango de 10.0 a 10.5 antes de pasar a los reactores de cianuración.
Antes de entrar al primer tanque reactor la carga
35
cianurada y acondicionada a pH 10.0 a 10.5 pasa por un tromel de 2x3ft el cual separa la carga de cualquier tipo de suciedad que pueda contener dentro de ella, el oversize del tromel pasa a un cajón de desechos y el undersize pasa al Tanque reactor Nº1 de medidas 3.95m de diámetro por 4.40m de altura, para luego pasar al Nº2, Nº3, Nº4, Nº5,Nº6, Nº7 de iguales medidas y finalmente al cajón de descarga de relave el cual se envía por medio de una bomba WARMAN 3x3 hacia los tanques de destrucción de Cianuro ubicados en el area de TRIANA previa adición de lechada de cal.
Estos tanques contienen en su interior carbón activado, el cual se encarga de capturar el oro y la plata que se encuentran en la solución, el trasvase de estos (Carbon activado) se hace de atrás hacia adelante, es decir si el tanque reactor Nº1 no contiene carbón se le adiciona el carbón proveniente de cualquiera de los reactores Nº2 ó Nº3, esto dependerá de los trasvases anteriores de los reactores, es decir si se estuvo trasvasando carbón de los reactores pares, se tendrá que trasvasar el Nº3 y viceversa. Cuando el carbón tiene una ley de 0.9kg oro/tn de carbón, o más se procede a la cosecha la cual consiste en trasvasar el carbón del tanque reactor Nº1 hacia una zaranda vibratoria de 3x6ft marca FIMA junto con la adición de agua para su lavado de este, el carbón semilavado cae a una tolva.
En el piso de los reactores se encuentra una bomba vertical o sumidero WARMAN modelo QV 3x3 el cual bombea la carga hacia el cajón de relave para ser transportado hacia el área de destrucción de CN.
36
1.9.7
CIRCUITO DE DESTRUCCION DE CIANURO Después del proceso de cianuración-Adsorción (CIL) en donde se han recuperado en gran parte los valores de oro y plata, los relaves de este proceso, que contienen complejos metálicos de cianuro libre, cianuro Wad y tiocianatos como elementos residuales y contaminantes deben ingresar a una etapa de destrucción de cianuro con el uso de peróxido de hidrogeno y
acido sulfúrico, de manera siguiente : entra el
relave de Cil al tanque de agitación Nº1, seguido por gravedad entra al tanque de agitación Nº2 y de este pasa también por gravedad al tanque de agitación Nº3 con la finalidad de reducir las concentraciones de estos contaminantes por debajo de los límites permisibles. Este proceso de destrucción arroja valores de cianuro total por debajo de los LMP. Esta carga cae por gravedad hacia un Espesador de lodos de 9m , donde la solución clara del overflow de este espesador se va hacia el tanque de recepción de aguas claras, el cual va ser el efluente final .. 1.9.8 NEUTRALIZACION DE LOS PRODUCTOS LIQUIDOS DEL BIOX Y
AGUA ACIDA PROVENIENTE DE MINA.
El circuito de neutralización esta conformado por dos etapas que operan en paralelo, una se encarga de la neutralización del agua ácida que proviene de mina y la otra de la neutralización del agua de lavado en contracorriente (CCD) del producto BIOX.
Este
circuito
consta
de
los
siguientes
equipos
principales: 5 Tanques de neutralización para tratamiento de agua de
37
lavado CCD del producto BIOX. Marca FIMA con capacidad de 31.3 m3. 6 Tanques de neutralización para tratamiento de agua ácida de mina de 3.5 x 4.15m resistentes a pH ácido. 2 Bombas WARMAN, horizontales de 5x4 que bombean la carga saliente del circuito hacia la bomba intermedia y dos bombas de sumidero peristálticas WARMAN de 3x3.
Del producto del lavado en contracorriente, se recupera una solución con alta concentración de hierro y arsénico en el rango de 5000ppm. Esta solución es tratada con cal en la planta de neutralización, donde se obtienen lodos estables, compuestos de arseniato de calcio y hierro, este compuesto es enviado hacia un espesador de 9m para su separación en dos fases liquida y sólida, la solución clara es enviada hacia la salida de efluentes con un pH de 9 y contenido menor a los LMP de iones metálicos. Los precipitados obtenidos son enviados hacia
el área de tratamiento de relaves para su
posterior filtrado.
El agua ácida de mina con pH aprox. de 3, llega a un tanque mixer de 0.75m de diámetro por 1.10m para luego comenzar su proceso de neutralización con la adición de cal.
Para ambos casos la cal es adicionada en forma de lechada de cal en el primer tanque de tratamiento tanto para agua rebose de CCD, como para agua de mina. Por fines de control automático, cada circuito tiene en sus primeros tanques de tratamiento medidores electrónicos de pH seteados los cuales activan la inyección de cal al circuito según estos valores. Debido a que el agua de lavado CCD viene con aprox. pH de 1.5, con la finalidad de neutralizar eficientemente se han
38
instalado los medidores de
pH seteados en los dos primeros tanques, esto debido a que el exceso de flujo rebose CCD que puede ocurrir en algunos casos, originaría que parte de la carga pase el primer tanque sin haberse neutralizado completamente. Para este caso en el segundo tanque controlado automáticamente se atienden estas contingencias.
Los flujos salientes del circuito (de ambos: agua de mina y rebose CCD), son recepcionados en un cajón de descarga el cual alimenta a dos bombas WARMAN de 6x4 modelo DAH, tipo horizontal las cuales por cuestiones de distancia llevan la carga hacia una bomba intermedia centrífuga de 5x4 la cual bombea dicha carga hacia un espesador de 9m.
La planta trabajando a plena capacidad, esta diseñada para tratar 1560m3/día de efluentes ácidos y puede soportar incrementos de flujos hasta un 25% de su capacidad instalada. 1.9.9 CIRCUITO DE CCD El circuito del CCD o Lavado en Contracorriente empieza con la salida del rebose de la pulpa oxidada proveniente del reactor secundario numero 3 (S3) del circuito de BIOLIXIVIACION hacia el espesador CCD1 de su tanque de mezclado o mixer de 0.73m de diámetro por 1.0m de altura, luego la carga mezclada es enviado por una bomba peristaltica por una tubería de 4” de diámetro hacia el mixer del CCD2 de marca OUTOKUMPU de 8.0m de diámetro por 5.0m de altura, la descarga del CCD2 es enviado por medio de una bomba peristaltica hacia el mixer del CCD3,la función principal de este circuito de CCD es lavar los elementos disueltos por el H 2SO4
39
(Acido sulfúrico) producido por la oxidación de la bacterias como son el Arsénico (As) y Hierro (Fe), para que estos elementos no lleguen al circuito de cianuración y no se tenga una recuperación baja de oro dentro de este circuito.
Cuando la carga del CCD1 se encuentra con una densidad de 1.300 a 1.400gr/cc se hace un trasvase desde este
CCD hacia el
CCD2
el
cual
es un
espesador
OUTOKUMPU de dimensiones similares al Nº1, por medio de una bomba peristáltica marca BREDEL modelo SP50 hacia un tanque mixer de 0.73m de diámetro por 1.0m de altura, la tubería que lleva esta carga es de 2”, mientras que el rebose del CCD3 cae dentro del otro mixer del CCD2 y el rebose del CCD2 se envia por medio de una bomba warman BGP75 al mixer del CCD1 de dimensiones 1.0m de diámetro por 1.20m de altura para luego el rebose ser bombeado hacia el circuito de neutralización por medio de una bomba WARMAN modelo BGP75 la cual tiene su STAND BY del mismo modelo. En el piso de estos espesadores se encuentra una bomba sumidero marca WARMAN vertical modelo SPR VD65, la cual lleva lo bombeado hacia el tanque mixer Nº1.
En cada espesador o CCD como usualmente se les llama se encuentra una tablero de control de torque (Fuerza que ejerce los brazos
del espesador que se encargan de
mover la carga), carga (Cantidad de material que hay dentro del espesador), presión (La presión que ejerce la carga hacia la parte inferior del espesador) y la altura de la rastra (la cual indica la altura que se encuentra la rastra con respecto de la base del espesador).Todos estos parámetros se controlan automáticamente. En este lavado el promedio de captación de As (Arsénico) es de aproximadamente 5000ppm el cual se llega
40
a cantidades mínimas dentro del circuito de neutralización
1.9.10 FILTRADO DE RELAVES El producto proveniente del espesador 55x12 ft (Relave Aspy) es enviado hacia el área de TRIANA por medio de una bomba Warman, este material se almacena en el Holding Tank Nº2, también a este tanque ingresa un flujo discontinuo de la descarga del Espesador de 9m (Underflow); este Espesador es utilizado para la separación sólido-liquido de los Relaves obtenidos en el área de Neutralización.
El Holding Tank Nº2 posee ambas cargas (Relave Aspy y Relave Neutralización), estas cargas mezcladas se envían hacia los filtros Prensa Nº1 y Nº2 para realizar la operación correspondiente de filtrado.
El relave seco es trasladado hacia la relavera de Chin Chan para su disposición final. El traslado se realiza a través de vagones de tren.
Tratamiento de Relaves: 1 Tanque espesador High Rate de 9.0x 3.0m con sistema de arrastre de 1.5HP y de izaje de 0.5HP. 1 Filtro Prensa Manual 1560 x 2000 (Filtro Nº1) 1 Filtro Prensa Automático
Cidelco 2000x2000 (Filtro
Nº2). 2 Bombas Peristálticas Bredel 1 Bomba de vacío de 750 CFM 1 Soplador de 120 HP. 1 Clarificador de Aguas 1 Holding Tank Nº1 10x8 m 1
Holding Tank Nº2 5x5 m
41
1.10.- DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA CONCENTRADORA DE CORICANCHA - TAMBORAQUE
42
CAPITULO II DISEÑO DE LA INVESTIGACIÓN
2.1
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA: La separación de un concentrado Bulk Plomo-Cobre por flotación ha tenido un cambio importante en el Perú desde el año 2000, los parámetros de control ahora están mucho más claros y es posible escalar de una prueba de laboratorio a lo que ocurrirá en el nivel industrial con una buena precisión. El cambio fundamental radicó en una extracción inicial, mayormente, de plomo grueso desde las cargas circulantes de molienda, posteriormente se genera un Bulk Plomo-Cobre con menores consumos de Bicromato de potasio (depresor de Plomo) que se agrega en mezcla adicional 20% de CMC ( Carboxil Metyl Celulosa) y 20% de Fosfato mono sódico, este es un importante aporte del Sr. S. Bulatovic utilizada en la mayoría de las concentradoras que hacen separación Pb-Cu y que ayudo a la mitigación de la contaminación ambiental con 40% menos de iones cromo evacuados al medio ambiente, logrando concentrados de Cobre mayores a 27% de Cu por una separación más limpia, precisa y rentable.
43
En el presente trabajo
como paso inicial se realizara un
análisis microscópico a muestras del concentrado bulk plomo-cobre para determinar qué tipos de cobre están contenidos en el concentrado Bulk actual y definir así si se puede lograr obtener concentrados de Cobre-Plata debido a la presencia de cobres grises (Tetrahedrita) con alto As y Sb, pero con importante presencia de Plata que atenúa comercialmente cualquier castigo por estos elementos. Establecidos los tipos de minerales presentes en el Bulk de la planta concentradora San Juan y una relación en peso 3.4:1 (Pb:Cu), se desarrollan pruebas de separación por depresión de plomo con la mezcla Bicromato, CMC, Fosfato monosódico en la relación 60:20:20, pruebas posteriores reemplazarían completamente el Bicromato de sodio por Bisulfito de sodio manteniendo la proporción y cantidad de CMC y Fosfato Monosódico
ratificando que si es
posible hacer una separación económica de Plomo-Cobre en la planta concentradora San Juan con una u otra mezcla de reactivos.
2.1.1 Descripción del problema: Concentrados de Plomo con más de 3% de Cobre ya son considerados bulk y es necesario hacer la separación por razones económicas; siempre son mejores dos concentrados bien separados que comercializar un bulk. En este caso, no debe preocuparnos el contenido de arsénico y antimonio en el concentrado de cobre porque son cobres grises con alto contenido de plata, típico mineral peruano, como es el caso de las minas de; Atacocha, Huarón, Morococha; etc., etc. sólo los cobres primarios o calcopirita no tienen plata y en tal caso los concentrados de cobre no tienen un buen valor en la minería polimetálica (Raura, Milpo) y requieren de una planta concentradora de gran tonelaje para ser rentables (Toquepala, Cuajone y muchas otras minas en Chile).
44
TABLA N° 1 análisis granulométrico valorado en mallas 200, 270,400 y -400 de el concentrado bulk plomo-cobre de la Planta concentradora “San Juan” CONCENTRADO BULK Nº19 MALLA
ENSAYES % Zn
% Pb
% Cu
o/TM Ag
% Fe
200 270 400 -400
3,36 3,61 5,41 9,66
58,50 61,41 59,41 51,46
1,64 2,40 2,89 4,01
33,24 41,12 41,89 46,33
10,09 7,99 6,90 5,73
Total
9,12
54,65
3,80
40,70
7,32
Como se puede notar en la tabla anterior el contenido de cobre en el bulk es mayor del 3% por lo tanto el problema básicamente radica en realizar una separación adecuada para obtener dos productos que vendría a ser el concentrado de plomo por un lado y el concentrado de cobre por otro lado con lo cual se estaría haciendo más rentable el proceso. 2.1.2 Formulación del problema: A)
Problema general: ¿Qué
parámetros
de
trabajos
influyen
directamente en la separación plomo-cobre en el circuito
de
flotación
bulk
en
la
planta
concentradora "san Juan" tamboraque? B)
Problemas específicos: ¿Es factible reemplazar eficientemente el uso del bicromato de sodio en la mezcla del reactivo RCS por 60% de Bisulfito de sodio en la separación del bulk plomo-cobre?.
45
¿Es
factible
separar
eficientemente
el
concentrado bulk en dos concentrados de plomo y de cobre? ¿En qué porcentaje se puede incrementar la recuperación de la plata tanto en el concentrado de plomo como en el concentrado de cobre?
2.2.
JUSTIFICACIÓN: En estos momentos actuales donde la minería a nivel mundial está actualmente en auge y el precio de los metales está en una constante alza del precio de los metales en el mercado mundial sobre todo en este caso de la plata que a nivel financiero ha empezado a subir paulatinamente, entonces las empresas mineras dedicadas a la explotación y procesamiento sobre todo de estos metales han empezado a reactivar sus unidades , por lo tanto el presente trabajo está orientado a determinar a nivel de planta industrial los parámetros de trabajo que influyen directamente en el incremento de la productividad de la empresa sobre todo por el incremento de la recuperación de la plata tanto en el concentrado de plomo como en el concentrado de cobre y de esta manera se pueda dar viabilidad a la extracción y su posterior tratamiento metalúrgico y por lo tanto dar rentabilidad a las Empresas dedicadas a este rubro, por lo expuesto estamos dando la iniciativa para que se pueda viabilizar la extracción y el procesamiento de estos minerales de cobre, de plomo y plata y aprovechar el alto precio que tienen en estos momentos coyunturales dichos metales; por lo tanto como el trabajo está orientado a ello entonces su desarrollo queda plenamente justificada.
2.3.
OBJETIVOS: 2.3.1. Objetivo general:
46
Determinar los parámetros de trabajo óptimo para una separación adecuada de plomo-cobre, deprimiendo el plomo y flotando Cobre.
2.3.2. Objetivos específicos:
Reemplazar eficientemente el uso del bicromato de sodio
en la mezcla de! reactivo RCS por 60% de
Bisulfito de sodio en la separación de! bulk plomo-cobre.
Separar eficientemente el concentrado bulk en dos concentrados de plomo y de cobre
Incrementar la recuperación de la plata tanto en el concentrado de plomo.
Incrementar la recuperación de la plata tanto en el concentrado de cobre.
2.4.
FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS: 2.4.1 Hipótesis General: Los parámetros de trabajos que probablemente influyen directamente en la separación plomo-cobre en el circuito de flotación bulk en la planta concentradora "san Juan" tamboraque son el tipo de reactivo colector utilizado, el tipo de reactivo depresor utilizado y la cinética de flotación.
2.4.2 Hipótesis específicas:
Si es factible reemplazar eficientemente el uso del bicromato de sodio en la mezcla del reactivo RCS por
47
60% de Bisulfito de sodio en la separación del bulk plomo-cobre.
Si es factible separar eficientemente el concentrado bulk en dos concentrados de plomo y de cobre.
Se puede incrementar la recuperación de la plata tanto en el concentrado de plomo como en el concentrado de cobre
2.5
MATERIALES Y MÉTODOS EL trabajo será puramente experimental utilizando la metodología analítica y deductiva, las pruebas se realizaran en el laboratorio Metalúrgico de la planta Concentradora para los cuales se utilizaran, muestras del circuito bulk plomo-cobre y los equipos a pequeña escala, como chancadora de quijadas molino de bolas, celdas de flotación, rotámetro, secadora de muestras, bandejas, collar de bolas, paletas, pizzetas y otros que coadyuvaran a obtener muestras tanto de los concentrados como de los relaves los que serán analizadas en el laboratorio químico con cuyos datos se evaluaran los resultados, obviamente se utilizaran los reactivos en estudio para la determinación adecuada de la separación plomo-cobre, para el procesamiento de datos se utilizara ei paquete estadístico SPSS 17, y para ¡a comprobación de la hipótesis s utilizara el modelo estadístico del "t" de Students.
48
2.6.
VARIABLES DE LA INVESTIGACIÓN
2.6.1 VARIABLE INDEPENDIENTE (X) Parámetros de trabajo 2.6.2 VARIABLE DEPENDIENTE (Y) Productividad 2.7.
OPERACIONALIZACIÓN
DE
LAS
VARIABLES
DE
LA
INVESTIGACIÓN (INDICADORES)
2.7.1 VARIABLE INDEPENDIENTE (X) Calidad y cantidad de colector Calidad y Cantidad de depresor Cinética de Flotación
2.7.2 VARIABLE DEPENDIENTE (Y) Calidad de los concentrados Porcentaje de recuperaciones
49
CAPITULO III MARCO TEÓRICO Y CONCEPTUAL DE LA INVESTIGACIÓN
3.1 USO DE LA CARBOXIMETIL CELULOSA (CMC) EN SEPARACIÓN DE MINERALES DE PLOMO-COBRE Una de las aplicaciones de la Carboximetil Celulosa (CMC) en minería se realiza en el proceso de flotación para la separación Plomo-Cobre y donde tenemos las siguientes etapas: Flotación Bulk Pb-Cu: En esta etapa se flotan el Cu y el Pb y se deprime el Zn, el cual continúa hacia otro circuito. Las condiciones generales de trabajo para esta etapa de flotación Bulk son las siguientes: Densidad de pulpa: 1300 - 1400 gr/lt pH (ideal):
7.5 - 8.5 (natural sin cal)
Colectores recomendados: Xantato Z 11 , Tionocarbamato Espumante:
MIBC (metil isobutil-carbinol)
Depresor de Zinc y Hierro:
Cianuro de sodio; Bisulfito de sodio;
Sulfato de Zinc. 3.1.1 Separación Pb - Cu: De la primera flotación donde se obtuvo la espuma cargada en Pb-Cu,
se continúa a una segunda etapa de
flotación donde son separados. Es en
esta etapa que la
50
Carboximetil Celulosa (CMC) actúa como parte del reactivo depresor de Plomo. Las condiciones generales de trabajo para esta etapa son las siguientes: Densidad de pulpa: 1200 a 1300 g/lt pH (ideal):
7.0 - 8.2 (natural sin cal)
Modificador:
Carbón Activado en solución al 2% para
eliminar el exceso de reactivos. Reactivos:
Espumante MIBC en el arranque y colector
Tionocarbamato en el agotamiento. Es muy importante el tiempo de acondicionamiento. Reactivo depresor de plomo: Bicromato de sodio (60%) Carboximetil Celulosa (20%) y Fosfato monosódico (20%)
El procedimiento de preparación del reactivo depresor de Plomo es: a.
Disolver: inicialmente
la
120
agitación, aproximadamente unos
minutos
con
CMC
por
alrededor
de
600 rpm. La CMC se va agregando poco a poco en el vórtice a fin de que no se formen grumos. b.
Una vez disuelta la CMC adicionar el fosfato monosódico y el Bicromato de sodio continuar con la agitación por 30 minutos más, y se tiene la solución lista en una concentración aproximada de 4% en peso
c.
La dosificación debe ser continua con un buen sistema de adición. Los consumos serán típicos para cada operación, pero un consumo promedio es de 2,000 gramos de mezcla por cada tonelada de Bulk a separar.
La CMC actúa como un promotor de mezcla, sola no deprime el Plomo, facilita si la función del Bicromato de sodio sobre las superficies del plomo fino (depresor neto de galena) y
51
la del Fosfato Monosodico que es un dispersor.
Esta es una conclusión muy importante ya que la acción de la CMC en mezclas de reactivos de flotación parece una evidencia del futuro próximo.
La CMC (Carboximetil Celulosa de Sodio) es un polímero aniónico soluble en agua. Este éter celulósico se produce
haciendo
reaccionar
álcalicelulosa
con
monocloroacetato de sodio bajo estrictas condiciones de proceso.
En la reacción se obtienen como subproductos cloruro de sodio y glicolato de sodio, estas sales son posteriormente removidas obteniéndose la carboximetilcelulosa de sodio altamente purificada.
La estructura de la molécula de celulosa (Figura 1), está compuesta
por
una
cadena
de
repetidas
unidades
anhidroglucosídicas, donde "n" representa el número de unidades en la cadena y se conoce como el grado de polimerización de la celulosa (DP).
FIGURA Nº 8 Estructura de la celulosa
Cada
unidad
anhidroglucosídica
contiene
tres
hidroxilos. La CMC (Fig.6) se obtiene sustituyendo algunos
52
de
los
hidrógenos
de
estos
hidroxilos
por
grupos
carboximetilos. FIGURA Nº 9 Estructura de la Carboximetilcelulosa
GRADO DE SUSTITUCIÓN El Grado de Sustitución o D.S., representa el número promedio de grupos carboximetilos que son sustituidos por cada unidad anhidroglucosídica
Por ejemplo, en una CMC con un D.S. de 0.7, existe un promedio de 7 grupos carboximetilos por cada 10 unidades de anhidroglucosa. La uniformidad de sustitución de la cadena celulósica determina la óptima solubilidad y otras propiedades físicas de la CMC. Esta uniformidad se alcanza con un estricto control de las condiciones de proceso durante la producción de la CMC.
3.1.2 GRADO DE POLIMERIZACIÓN Y PESO MOLECULAR La CMC es un polímero de larga cadena; las características de sus soluciones dependen de la longitud de la cadena o grado de polimerización, así como también del grado de sustitución. La longitud promedio de la cadena y el grado de sustitución determinan el peso molecular del polímero.
53
3.1.3 VISCOSIDAD DE LA CMC Con el fin de satisfacer las necesidades de la industria, Química Amtex produce la CMC en variados grados de pureza y sustitución y además puede ofrecer en cada uno de estos tipos de CMC una amplia y variada gama de viscosidades.
3.1.4 PRINCIPALES PARÁMETROS DE CMC: Producto Gelycel T2-30 especificación 10308 o
Pureza (W/W)
o Humedad (W/W)
: :
10%
o Viscosidad LVF 3%, 25°C :
1.38
o pH, 25° C
:
8
o Densidad promedio
:
1250
o Granulometría, retención
:
45%
100%
ECOLOGIA o 70 % (mínimo) o 0.59 a 0.63 o 8 % (máximo) o 180 a 220 cps o 8.0 a 10.5 o 0.90 g/cc o Malla 40: 16% (max) ; Malla 80: 34.6 % (máx.).
La demanda biológica de oxígeno después de cinco días de incubación de la CMC es de aproximadamente 20 mg. de oxigeno dependiendo de la viscosidad del producto. El límite de tolerancia media al cuarto día (TL50) de trucha arco iris bajo condiciones estáticas es mayor de 100 partes de CMC por millón de partes de agua. Además no se presentan reacciones adversas en peces que hayan sido expuestos a la CMC. Estos resultados demuestran que la CMC sódica tiene un bajo grado
54
de toxicidad sobre los peces.
El grupo AMTEX es el más grande productor
de
la
CARBOXIMETILCELULOSA DE SODIO - CMC, en América Latina, operando desde
hace
40 años y hoy con
tres
plantas productivas ubicadas estratégicamente en México, Colombia y Argentina. Contamos con la producción de CMC en tres grados de pureza:
3.1.5 Técnico, Purificado y alimenticio. Dentro de cada grado de pureza existen diferentes tipos de CMC, variando su viscosidad, grado de sustitución, tamaño de partícula, o de acuerdo a los requerimientos de cada cliente, supliendo cualquier necesidad específica de los productos.
La aplicación de la CMC en la industria en general es como; agente de suspensión; estabilizador, dispersante de polvos, aglutinante de sólidos y en minería como reactivo de flotación.
En
la
industria
de
los insecticidas
actúa
como
estabilizador de las emulsiones y dispersiones y adhiere los ingredientes activos al lugar de su aplicación. 3.1.6 OTROS DESARROLLOS El desarrollo de reactivos para el procesamiento de minerales por flotación y conociendo que los materiales orgánicos (dextrina, guar, CMC, almidón y otros polisacáridos) están
actualmente
adquiriendo
importante
rol
en
las
investigaciones para el futuro de la flotación; esta desarrollando un modificador del comportamiento del colector universal Xantato para mejorar su selectividad; este reactivo está en la
55
etapa de pruebas de laboratorio nivel batch y pronto en pruebas industriales,. 3.2.- MÉTODOS DE SEPARACIÓN : COBRE-PLOMO 3.2.1. Estudio y optimización en el proceso de extracción plomo cobre (flotación) determinando los parámetros, relaciones y las interacciones en los compuestos de la solución utilizada (rcsc) *
En
la
extracción
de
cobre
deprimiendo
Plomo
mayormente sólo se utiliza una solución de 2-5% de bicromato de sodio, Na2Cr2O7 aún cuando el proceso era duramente criticado por los ambientalistas esta era la única manera que existía para la obtención de Cobre. En la actualidad existen otros medios de extracción los cuales no son exentos de producir contaminación. Conociendo la problemática de la extracción de Cobre (sulfuros primarios) al contener minerales adjuntos como el caso de la Galena (PbS) o el mismo caso de la esfalerita (ZnS) es que el tema presentado a continuación debe ser analizado al nivel de laboratorio para su posterior aplicación.
Las condiciones de separación si es que existiese un amarre Galena - Chalcopirita es con la ayuda de bicromato de sodio, sin embargo ya hace algunos años atrás se modificó este
proceso
de
flotación
añadiendo
CMC
(CarboxiMetilCelulosa), fosfato monosódico y carbón activado; a dicha mezcla se le denomina RCSC (solución que ayuda en el proceso de extracción de Cobre deprimiendo el Plomo). La caracterización de los anteriores compuestos (granulometría, % de disolución, reología, grado de sustitución) así como la
56
proporción es vital (actualmente en algunas mineras ya se ha introducido estos aditivos sin embargo la proporción en que la hacen
es
equitativas)
para
su
mejor
comprensión
y
optimización se deberá realizar procesos de investigación.
Los resultados de esta investigación demuestran que técnicamente la adición de promotores en la separación plomocobre es beneficiosa disminuye el consumo de dicromato y no afecta en la extracción de cobre. El efecto depresor de la Carboximetil Celulosa y del Silicato de Potasio queda confirmado, aportando a la depresión de la Galena, sin embrago el exceso de el mismo (más de 1.0534 gr./0.5 Kg. Bulk.) conlleva a la amalgamación de el Bulk en el fondo de la celda. El dicromato de Potasio es el principal depresor de la galena según el diseño experimental realizado. Este es el único estadísticamente significativos con un nivel de confianza de 95%.
Asimismo se sugiere realizar experiencias con mayor cantidad de Meta bisulfito de Potasio, siendo comprobada su importancia en la eliminación de Cromo en los relaves.
3.2.2. Separación de cobre-plomo con el método de adición de cemento Pórtland para eliminar el uso de bicromato de sodio ** En la extracción de cobre deprimiendo plomo mayormente solo se utiliza una solución de 2-5% de bicromato de Sodio, aun cuando
el
proceso
era
duramente
criticado
por
los
ambientalistas esta era la única manera que existía para la obtención de Cobre. En la actualidad existen otros medios de extracción
los
cuales
no
son
exentos
de
producir
57
contaminación.
Existe muy poca literatura, respecto al uso de Cemento Pórtland (PC) en la depresión de minerales sulfurados; aunque algunos de sus componentes (por ejemplo: sulfato de calcio CaSO4) afecta a la flotabilidad de la galena. El cemento Pórtland tiene por función (o alguno de sus componentes en particular) incrementar la hidratación del mineral, además de incrementar el campo de fuerza fijado por los átomos en la superficie de la galena cuando se adhiere a este.
Una primera explicación inferida para el efecto depresor del cemento Pórtland sobre la flotabilidad de la galena, es la adsorción física (fuerzas de Van der Waals) entre partículas de galena y partículas finas hidrolizadas de aluminato tricálcico 3CaO.Al2O3 o aluminato tricálcico y hierro 3CaO.Al 2O3.Fe2O3. Asimismo, la precipitación de sulfato de calcio CaSO4, en la superficie de la galena, contribuye al efecto depresor del cemento Pórtland. Algunos de sus componentes (por ejemplo: sulfato de calcio CaSO4) afecta a la flotabilidad de la galena. Los tipos de cementos Pórtland establecidos en la presente NTP (Norma Técnica peruana), están clasificados de acuerdo a sus propiedades específicas. Cemento Pórtland Tipo I.
Los resultados de análisis químico no reflejan una buena recuperación en el concentrado de Cu, debido a una baja separación Plomo-Cobre. Paralelamente se realizo un análisis del grado de liberación a partir de secciones pulidas, para descartar la posibilidad de que la galena no se encuentre completamente liberada, teniendo como resultado que la galena si se encuentra liberada para poder realizar una separación plomo - cobre. Al parecer la galena se encuentra
58
muy fina lo que impide su depresión y facilita su flotabilidad natural. 3.3.- REACTIVOS DE FLOTACIÓN A)
Colectores tradicionales: Xantato y ditiofosfatos, proceso de fabricación, relación con selectividad en flotación y pH de aplicación (1 hr).
FIGURA Nº 10 Estabilidad De Los Xantatos XANTATOS C2S + ALCOHOL +SODA CAUSTICA alcohol Etilico Isopropilico Secbutilico Isobutilico Amilico
Carbones 2 3 4 4 5
Nombre Z-3 Z-11 Z-12 Z-14 Z-6
COLECTORES ACUOSOS P2S5 + ALCOHOL +SODA CAUSTICA Aerofloat sodico Aerofloat 211 Aerofloat 238
Aerofloat 208 = Aerofloat sodico +aerofloat 238 Aero 404 = aerofloat 238 + MBT COLECTORES LIQUIDOS P2S5 + ACIDO CRESILICO Aeropromotor 25 = 25% P2S5 + 75% acido cresilico Aeropromotor 31 = A 25 + 6% de tiocarbanilida Aeropromotor 242 = A31 neutralizado con NH3 (soluble en agua)
XANTATO Z-3 Z- 11 Z-14 Z-6
% SOLUCION 10% 25% 10% 25% 10% 25% 10% 25%
Cristalizacion -3C -9 C -4C 1C* -3C -9 C -3C 9C*
% perdida diaria 1,1 1,4 0,3 0,2 0,6 0,6 0,8 0,7
NO AIRE DENSIMETRO O HIDROMETRO
59
FIGURA Nº 11: Xantoformiatos
Xantato Z 3 + cloroformato etilico
Alcohol etilico Isopropilico Butilico Isobutilico Sec butilico
MINEREC A 2048 B 898 201
XANTOFORMIATO
30% GASOLINA + 10% MIBC, molibdenita mas 1% en recuperación y ahorran en costo de colector (El Teniente)
FIGURA Nº 12 Colectores Tionocarbamatos variantes del antiguo Z-200 (1 hora).
XANTATO
ESTER DE XANTATO AP 3302 TIONOCARBAMATO
Z11
Z14
Z200 o SF323
AP 5100
60
B)
Cal,
solubilidad
máxima,
acción
(PH
ESTABLE)
y
limitaciones en su efecto modificador, su relación con nuevos colectores (1 hr). •
Única razón es el alto consumo de cal : z200
•
Calidad de Cal % Oxido de calcio, variantes
•
Casi el 100% de plantas de cobre flotan en pH básico, Un circuito el teniente en Chile flota en ácido con sf 323, su ganga es demasiado ácida y demandaría un gran consumo de cal
•
Los nuevos colectores están siendo desarrollados a la menor selectividad frente a pirita a pH menores.
El uso de cal es fundamental en la flotación de cobre TABLA Nº 2 Colectores en flotación de cobre COLECTOR XANTATOS DITIOFOSFATOS XANTOFORMIATOS TIONOCARBAMATOS total
TM 6304 1640 1528 1136 10608
% 59 15 14 11 100
Mayor consumo Z11 : 64% DITIO CRESILICO : 50%-A 238 35.3% DIETYL XF 84% SF323 : 87 %
COLECTORES EN FLOTACION DE COBRE Unico colector Colector Primario XANTATOS 30,4% 78,30% DITIOFOSFATOS 4,3% 5,80% XANTOFORMIATOS 1,4% 7,30% TIONOCARBAMATOS 5,8% 8,60% ESTER DE XANTATO 0,0% 0,0%
COLECTOR 3302 (ESTER DE XANTATO) colector auxiliar de : XANTATOS TIONOCARBAMATOS
5,80% 1,40%
61
C)
Espumantes Tradicionales:
Aceite
de
Pino
y ácido
cresilico.
Poliglicoles y una nueva generación de espumantes. D250 un espumante soluble. MIBC un alcohol selectivo y de alto consumo, calidades de MIBC (1 hr).
TABLA Nº 3 Espumantes en flotación de cobre
ESPUMANTES USADOS EN LA FLOTACION DE COBRE UNICOS Aceite de Pino Acido Cresilico MIBC Poliglicoles eteres TEB
15% 2% 29% 11% 2%
Sub-Total
59%
COMBINACION DE DOS O MAS ESPUMANTES Poliglicoles + Aceite de Pino
13%
MIBC con : Aceite de pino Acido cresilico Poliglicoles eteres
5% 4% 11%
Aceite de Pino con : MIBC + Poliglicoles
4%
Sub-Total Mezclas
37%
OTROS ESPUMANTES
5%
Fabricantes de reactivos su opción de no contaminar el ambiente (0.5 hr). •
Reactivos solubles en agua
•
Fabricando z200 4 TM de residuos por 1 de reactivo
•
Cianuro-bicromato MIBC contaminan el ambiente
•
MIBC todo lo que tiene metilico absorbe oxigeno del agua
•
Reactivos con ácido cresilico deben ser eliminados : A-25 62
¿HABRÁ UN FABRICANTE QUE SE RESPETE Y NO FABRIQUE REACTIVOS CONTAMINANTES? PROMOTORES •
Tipo CMC como cambiaron la historia de flotación en la separación Pb -Cu y proyecciones a la Minería del Cobre.(1 hr) FIGURA Nº 13 CINETICA DE FLOTACIÓN DE COBRE CINETICA DE FLOTACION DE COBRE EN FACTOR METALURGICO ACUMULADO
FACTOR METALURGICO
160
Bicrom.
140
Bic+C
120
RCSC 100 80 60 40 20 0 0
1 MIN
3 MIN
6 MIN
TIEMPO
D)
CMC en separación plomo-cobre 56% Bicromato + 22% de CMC +22%Fosfato Monosodico +Carbón = RCSC
63
FIGURA Nº 14 Celda de flotación de laboratorio
E)
REACTIVOS ANTES Deprimir Plomo : Bicromato de sodio AHORA reactivo RCS 22% CMC-22% Fosfato Mono sódico 56% Bicromato de sodio + 500 gr./TM de carbón activado FIGURA Nº 15 Circuito de separación Plomo-Cobre Bulk Pb-Cu
Bulk Pb-Cu
Rough Cu Rougher er Cu
C.Pb
Bicromato de sodio Limp.
Rougher Cu Carbón
C. Cu
Bulk Pb-Cu
Bisulf
C. Cu
Ro ugher Cu RCSC
RCS
C.Pb
RC SC
C.Pb
RCS RCSC
RC SC S
C. Cu
64
F)
Xantato + CMC+Silicato GRAFICO N° 01 FACTOR METALURGICO PLOMO-ETAPA DE PLOMO
FACTOR METALURGICO
1200 1000 800 600 Z11
400
Z11CMCSIL 200 0 0
1
2
6
TIEMPO
G)
Desplazamiento de zinc GRAFICO N° 02 FACTOR METALURGICO ZINC-ETAPA DE PLOMO
FACTOR METALURGICO
40 35 Z11
30
Z11CMCSIL
25 20 15 10 5 0 0
1
2
6
TIEM PO
65
H)
Mejor flotación de plata GRAFICO N° 03
FACTOR METALURGICO PLATA-ETAPA DE PLOMO
FACTOR METALURGICO
900 800 700 600 500 400
Z11
300
Z11CMCSIL
200 100 0 0
1
2
6
TIEMPO
Posibilidad de bajar cianuro GRAFICO N° 04
FACTOR METALURGICO FIERRO-ETAPA DE PLOMO
10
FACTOR METALURGICO
I)
9 8 7 6 5 4 3 2
Z11
1
Z11CMCSIL
0 0
1
2
6
TIEMPO
Cianuro de sodio + CMC
66
GRAFICO N° 05
FACTOR METALURGICO
CINETICA DEL PLOMO-ETAPA PLOMO 1200 1000 800 600 400
ESTÁNDAR
200
50%CMC
0 0
1
3
6
TIEMPO
Mayor recuperación Cobre-Plata GRAFICO N° 06
CINETICA DEL COBRE-ETAPAPLOMO 600 500
FACTOR METALURGICO
J)
400 300 200
ESTÁNDAR 50%CMC
100 0 0
1
3
6
TIEMPO
67
K)
Mayor recuperación Cobre-Plata GRAFICO N° 07
CINETICA DE PLATA-ETAPA PLOMO FACTOR METALURGICO
700 600 500 400 300 200
ESTÁNDAR
100
50%CMC
0 0
1
3
6
TIEMPO
68
CAPITULO IV PRUEBAS EXPERIMENTALES EN LABORATORIO 4.1.
ESQUEMA DE LA INVESTIGACIÓN A continuación se va a definir el esquema de la investigación a llevarse a cabo en las pruebas experimentales en laboratorio, la que se puede visualizar en la figura Nº FIGURA Nº 16: CIRCUITO SEPARACIÓN PLOMO-COBRE
69
TABLA Nº 4 DATOS DE LAS VARIABLES OPERATIVAS A LAS PRUEBAS EXPERIMENTALES Caudal Concentrado Bulk Pb-Cu Q= 2.866 m3/hr Dp= 1.275 Tn/m3 Caudal Concentrado Cobre Q= 0.136 m3/hr Dp= 1.275 Tn/m3 Ge= 3.94 Tn/m3 Caudal Concentrado Plomo Q= 6.750 m3/hr Dp= 1.140 Tn/m3 Ge= 5.70 Tn/m3
TABLA Nº 05 DATOS DE LAS VARIABLES OPERATIVAS A LAS PRUEBAS EXPERIMENTALES
Conc. Cu
6
Tn/dia
Ge
4
Tn/ M3
0.25
Tn/hr
Dp Dp
Caudal(lps)
Ge
kg/lt
t(seg)
Q
gr/lt
1.120
7.60
1.316
5
Conc. Cu
1.220
180.00
0.056
3.94
Conc. Pb
1.080
5.30
1.887
6.01
1.103
6.30
1.077
10.64
1.077
6.68
1.140
7.60
1.585
240.00
1.070
5.30
Conc. Bulk Pb-Cu
70
FIGURA Nº 17: Concentrado de Cobre
El diagrama de flujo que se observa es la primera alternativa tal como esta el circuito disponible en el banco al frente de Oficinas generales. Hay dos alternativas que se pueden dar con este circuito en la separacion Pb- Cu . Flotando Pb deprimiendo al Cu o viceversa.
Se hizo una primera evaluacion con Luis Oyola de los requerimientos necesarios para poner operativo según se puede ver en el circuito los cuales serian:
a)
Greiten para completar todos los accesos necesarios asi como barandas.
b)
Reparacion de dos arboles de las celdas
c)
Instalacion de un reductor para la paleta de espumas
d)
Reparacion de las canaletas de espumas
e)
Tuberias y accesorios para lineas de agua
f)
6.Plancha de Fierro para fabricacion de cajones de descarga entrada de las celdas.
g)
El acondicionador que se requiere se podria utilizar el del circuito de separacion Py-Aspy
h)
Las dos Bombas auzar serian la: B1 Y B2, las cuales se 71
disponen en el circuito de limpieza de Pb. i)
Tuberias HDPE usados de 4" y 2", para transportar los flujos que se requieran.
j)
Fabricacion o compra de toberas.
k)
Chupones desarenadores el diametro esta por avaluarse.
72
TABLA Nº 06: DOSIFICACIÓN DE REACTIVOS DEPRESOR EN LAS PRUEBAS EXPERIMENTALES 1 era Prueba : Pulpa de volumen 4 litros(2kg de mineral) Dosificacion de reactivos Etapa de flotacion
tiempo de flotacion (min)
carbon activado
MIBC
Depresor(*)
Acondicionamiento
10
40cc
3gotas
25cc
rougher
5
-
-
scavenger
3
-
1 era limpieza
Dosificacion de reactivos(gr/Tn) carbon activado 1000
MIBC
Depresor(*) 2490.6
2 da Prueba : Pulpa de volumen 2 litros(1kg de mineral) Dosificacion de reactivos carbon activado
MIBC
Dosificacion de reactivos(gr/Tn)
Depresor
carbon
(*)
activado 1000
MIBC
Depresor (*)
20cc
3gotas
12.5cc
2490.6
-
-
-
-
-
-
-
-
-
4
2gotas
23cc
2264.2
2gotas
11.5cc
2264.2
2 da limpieza
2
2gotas
20cc
2150.94
2gotas
10cc
2150.94
3 era limpieza
1
2gotas
20cc
2150.94
2gotas
10cc
2150.94
73
TABLA Nº 07: REACTIVOS DE FLOTACIÓN ESTANDAR PARA LA SEPRACIÓN Pb – Cu - Ag Dosificacion de Dosificacion de reactivos Etapa de flotacion
tiempo de flotacion (min)
carbon activado
MIBC
Dosificacion de
reactivos(gr/Tn)
Depresor
carbon
(*)
activado 1000
MIBC
Dosificacion de reactivos
Depresor
carbon
(*)
activado
2490.6
20cc
reactivos(gr/Tn)
Depresor
carbon
(*)
activado
3gotas
12.5cc
1000
MIBC
MIBC Depresor(*)
Acondicionamiento
10
40cc
3gotas
25cc
2490.6
rougher
5
-
-
-
-
-
-
scavenger
3
-
-
-
-
-
-
1 era limpieza
4
2gotas
23cc
2264.2
2gotas
11.5cc
2264.2
2 da limpieza
2
2gotas
20cc
2150.94
2gotas
10cc
2150.94
3 era limpieza
1
2gotas
20cc
2150.94
2gotas
10cc
2150.94
depresor (*) : BCS = (Bisulfito de sodio(NaHSO3) + CMC + FOSFATO MONOSODICO) RCS = (Bicromato de sodio(Na2Cr2O7)+ CMC + FOSFATO MONOSODICO) CONCENTRACION DE REACTIVOS : Carbon activado (5%)
Muestra : dp = 1190 Tn/m3
Depresor(*) (2%)
pH = 7.5
MIBC (puro)
74
gr/Tn =
10*[%]*cc Peso muestra(kg)
gr/Tn =
[%]*cc/min*60 conc.Bulk Pb-Cu cabeza de separacion (TMSH)*100
planta
:
gr/Tn =
[%]*cc/min*60 conc.Bulk Pb-Cu cabeza de separacion (TMSH)*100
75
TABLA Nº 08: REACTIVOS DE FLOTACIÓN ESTÁNDAR PARA LA SEPARACION DE Pb - Cu - Ag Muestra de : Condiciones : de la muestra pH de flotacion
12
pH de flotacion 12
conc.Bulk Pb-Cu pH = 6.5-7.5 dp= 1350 Vp= 2 lts etapa de flotacion Acondicionamiento Rougher Pb I Rougher Pb II Scavenger Pb I Scavenger Pb II separacion Cu - Ag Acondicionamiento Rougher Ag I Rougher Ag II Scavenger Ag I relave (concentrado Cu)
Objeto de la prueba :
tiempo (min) 3 5 3 3 2 2 5 4 4 -
Separacion Pb-Cu y seguidamente separacion de Cu-Ag
Mody flo - 100 (0.5%) 25 cc 5 cc 5 cc 15 cc 5 cc
complejo (ZnSO4+NaCN al 10%)+ cal pH=10 25 cc 5 cc 3 cc -
AR - 242 (puro) 3 gotas 2 gotas 1 gota
CaO (gr) 6 -
MIBC (puro) 2 gotas 1 gota 1 gota 1 gota
-
-
-
-
-
Ecuación de moliendabilidad : %malla -200 = 93,1 {1 -(1/0,94t) [1 -exp(-0,94t)] }
76
GRÁFICO Nº 08 CURVA DE MALLA – 200 VS. TIEMPO DE MOLIENDA
TABLA Nº 09 RESULTADOS DE LA PRUEBA MOLIENDA CALCULO DEL TIEMPO DE MOLIENDA DEL RELAVE ROUGHER DEL CIRCUITO BULK Pb-Cu t = 5 min Peso
%
%Ac
(gr)
Peso
(+)
263.87
26.387
26.387
t = 10 min %malla 200 %Ac(-) 73.613
1000
t = 15 min
Peso
%
%Ac
(gr)
Peso
(+)
167.76
16.776
16.776
1000
%malla -200 %Ac(-) 83.224
Peso
%
%Ac
(gr)
Peso
(+)
142.87 14.287 14.287 1000
%malla g.e = 2.6 %S = 58.799
-200
tiempo(min)
0
0
73.613
5
83.224
10
85.713
15
77
%malla 200 %Ac(-) 85.713
73.613
5
75
x
83.224
10
tiempo de molienda
tiempo de molienda
5.721569035
5 min y 42 seg.
GRÁFICO Nº 09 RESULTADO DE TIEMPO MOLIENDA
CINETICA DE FLOTACION COMPARATIVA (RCS) –(BCS)Y (METABISULFITO,CMC,FOSFATO MONOSODICO)
Para verificar la aplicación de la mezcla de RCS, BCS y Metabisulfito, CMC, fosfato monosodico.
78
Se toma la muestra composito flotada que es espuma bulk Pb-Cu ensaya lo siguiente: TABLA Nº 10 LEY DE COMPOSITO Muestras
% Cu
% Pb
% Zn
Ag g/tm
Au g/tm
% Fe
8.50
39.02
6.00
4373.40
13.77
13.79
Compósito Bulk Pb-Cu
La prueba estándar de SAN JUAN para separación Pb-Cu con cinética de flotación 0.5, 3, 6, 10 minutos se muestra en el cuadro siguiente : TABLA N° 11 DOSCIFICACIÓN DE REACTIVOS PARA LA PRUEBA DE DOSCIFICACIÓN EN LABORATORIO Dosificación de reactivos en gr/TM Etapa
tiempo CARBON
Acondicionamiento
12
rougher I
0.5
rougher II
2.5
scavenger I
3
scavenger II
4
dosificación de reactivos en CC
MIBC
DEPRESOR
CARBON
MIBC
DEPRESOR
1000
20
1500
10
2gotas
15
500
10
1gota
5
Cinética de flotación Las espumas extraídas y relave de cada prueba sirven para un balance metalúrgico que figura en el anexo I. El análisis se hace considerando el termino “factor metalúrgico”, el cual resulta de multiplicar Grado por Recuperación y luego dividir entre cabeza. El análisis grafico para la flotación de cobre y depresión de plomo es el siguiente: 79
GRAFICO Nº 10. El Factor Metalúrgico Cu para las 3 calidades de depresor se observa que para el BCS la flotación de Cu es notablemente mejor
GRAFICO Nº 11 Factor Metalúrgico Pb para 3 calidades de depresor, línea verde (BCS) ,mejor depresión de Pb que en los otros dos casos.
Para una mejor flotación de cobre (grafico 1) y más depresión de Pb (grafico 2) se observa que la línea que corresponde al reactivo BCS es de mejor tendencia
80
TABLA N° 12 ESPECIFICACIONES DE LA DOSCIFICACI{ON DE REACTIVO A LA PRUEBA Compañía :
San Juan(PERU)
Fecha :
Octu. 17/10/11
Mina :
coricancha
Operador :
Muestra :
Cabeza de flotacion Bulk(Pb-Cu)
N° PRUEBA: 1
Prueba N°1 :
Flotacion Bulk Pb-Cu con recuperacion de Au y Ag
Procedimiento
Prueba de floatacion Pb-Cu con recuperacion de Au y Ag : Complejo,Z-11, al 10%, 1208 al 100% y MIBC al 100%
Alimento
Acondicionamiento: densidade pulpa = 1340 Tn/m3, pH=6.78
Condiciones
Etapa
Acondiciona.
Dosificacion de Reactivos Adicionados(cc)
Tiempo, Minutos
Z-11
Complejo
1208
MIBC
ACOND.
1
1
2gotas
2 gotas
3.0
Rough+scv
Fem FLOT.
pH
mv
6.7
5
Escalamos a Laboratorio : gr/Tn : 10*[%]*CC Peso muestra(kg) [%] CC
concentracion del reactivo en laboratorio dosifcacion de reactivo en laboratorio 81
TABLA N° 13 RESULTADOS METALURGICOS DE LA PRUEBA Nº1 ENSAYES
RECUPERACIONES
PRODUCTOS
peso(gr)
%Cu
%Pb
%Zn
Ag(gr/tm)
Conc.Rough+SCV
165.56
1.15
4.81
5.34
564.55
13.95
15.15
84.50 79.17 62.80
91.65 81.02 69.69 0.06
Relave
872.91
0.04
0.24
0.60
9.75
0.62
1.25
15.50 20.83 37.20
8.35 18.98 30.31 0.00
1038.47
0.22
0.97
1.36
98.20
2.75
3.47
0.24
1.06
1.74
101.96
2.64
3.65
cabeza calculada cabeza ensayada
Au(gr/tm) %Fe
%As
Cu
Pb
Zn
Ag
Au
Fe
%As
0.00
Muestras
% Cu
% Pb
% Zn
Ag g/tm
Au g/tm
% Fe
LM - 109
1.15
4.81
5.34
564.55
13.95
15.15
LM - 110
0.04
0.24
0.60
9.75
0.62
1.25
LM - 111
0.24
1.06
1.74
101.96
2.64
3.65
82
Con el uso de MIBC como estándar, se hacen pruebas de flotación batch con pulpa de mineral acondicionada con reactivos que entran al acondicionador del circuito de flotación bulk Pb-Cu ,reemplazando en cada prueba al MIBC
por los colectores A-31,PD-110 y LIB. El
termino de análisis comparativo será el FACTOR METALURGICO que resulta de multiplicar grado de concentrado por recuperación dividido entre la ley de cabeza.
EL ESTUDIO Análisis grafico de resultados
VALORES PLOMO : Se observa que el colector PD-110 (línea verde)
se
distingue como muy importante y cercano a la efectividad del (línea de puntos).Los colectores LIB y A-31 no flotan Plomo de manera significativa. GRÁFICO Nº 12 CINÉTICA DE FLOTACIÓN DEL PLOMO
83
COBRE: Es sensiblemente mejor el arranque del colector PD-110 es de mejor rendimiento que el MIBC . El PD-110 y LIB no es significativo.
GRÁFICO Nº 13 CINÉTICA DE FLOTACIÓN DEL COBRE
PLATA: El colector PD-110 es superior al PD-110 y LIB
GRÁFICO Nº 14 CINÉTICA DE FLOTACIÓN DE LA PLATA
84
ORO: Se analiza en el grafico que el A-31 es un colector superior al MIBC en cuanto a la recuperación del oro GRÁFICO Nº 15 CINÉTICA DE FLOTACIÓN DEL ORO
CONTAMINANTES FIERRO : Se confirma que el A-31 es un colector poco selectivo al Fierro, siendo esta una desventaja técnica. GRÁFICO Nº 16 CINÉTICA DE FLOTACIÓN DEL FIERRO
ZINC : Es notorio que el mayor activador de zinc es el A-31, notar que el MIBC (línea azul) no activa mucho al zinc.
Anexo : Balances de cinética de flotación Bulk
85
TABLA N° 14 RESULTADOS METALURGICOS DE LAS PRUEBAS DE CINÉTICA DE FLOTACIÓN PRUEBA N°1 tiempo (min)
fact.Metalurgico
0
Cu 0
Pb 0
Zn 0
Ag 0
Au 0
Fe 0
1 3
959.63
945.84
12.12
1006.52
44.37
6.69
1223.85
1192.42
50.97
1306.82
73.31
18.08
Cu 0
Pb 0
Zn 0
Ag 0
Au 0
Fe 0
352.42
391.02
32.88
394.00
160.80
166.95
432.57
458.12
98.76
482.24
297.68
272.53
Cu 0
Pb 0
Zn 0
Ag 0
Au 0
Fe 0
1150.00
1109.04
22.61
1183.66
35.85
12.98
1253.05
1221.71
84.71
1332.24
77.78
39.54
Cu 0
Pb 0
Zn 0
Ag 0
Au 0
Fe 0
586.51
542.36
15.31
668.32
102.55
75.79
674.78
664.95
50.75
790.87
257.78
181.65
PRUEBA N°2 tiempo (min) 0
1 3
fact.Metalurgico
PRUEBA N°3 tiempo (min) 0
1 3
fact.Metalurgico
PRUEBA N°4 tiempo (min) 0
1 3
Prueba N°1 : Procedimiento
fact.Metalurgico
Estándar. Prueba de flotación con colector Z-11(1%) y depresores : complejo(NaCN, ZnSO4 al 10%) metabisulfito (1%) MIBC Puro
86
TABLA N° 15 BALANCES METALURGICOS DE LA PRUEBA ESTÁNDAR PRODUCTOS Conc rougher Conc scavanger Relave cabeza calculada
peso(gr) 25.36 27.93 953.74 1007.03
Prueba N°2 :
%Cu 7.00 3.50 0.09 0.36
Conc rougher Conc scavanger Relave cabeza calculada
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) 4.25 2857.30 14.92 7.25 1487.17 11.48 1.72 31.38 3.02 1.94 142.92 3.55
%Fe 12.29 15.29 7.19 7.54
Cu 49.16 27.07 23.77 100.00
Pb 48.80 26.15 25.04 100.00
RECUPERACIONES Zn Ag 5.53 50.35 10.38 28.86 84.09 20.79 100.00 100.00
Au 10.57 8.96 80.47 100.00
Fe 4.10 5.62 90.27 100.00
Cu 959.63 264.22 5.97 100.00
Pb 945.84 246.58 6.62 100.00
FACTOR METALURGICO Zn Ag 12.12 1006.52 38.85 300.30 74.67 4.57 100.00 100.00
Au 44.37 28.93 68.37 100.00
Fe 6.69 11.40 86.05 100.00
Estándar.
Procedimiento
PRODUCTOS
%Pb 27.85 13.55 0.38 1.44
Prueba de flotación con colector Z-11(1%) y depresores : complejo(NaCN, ZnSO4 al 10%) metabisulfito (10%), A-31
peso(gr) 99.11 76.10 842.62 1017.83
Prueba N°3 : Procedimiento
%Cu 1.47 0.80 0.05 0.24
%Pb 8.25 3.90 0.25 1.30
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) 3.25 807.73 5.25 436.25 1.28 18.98 1.77 126.98
Au(gr/tm) 14.55 15.32 1.23 3.58
%Fe 30.28 27.48 2.79 7.31
Cu 58.58 24.48 16.94 100.00
Pb 61.71 22.40 15.90 100.00
RECUPERACIONES Zn Ag 17.89 61.94 22.19 25.69 59.91 12.37 100.00 100.00
Au 39.57 31.99 28.44 100.00
Fe 40.32 28.10 31.58 100.00
Cu 352.42 80.15 3.47 100.00
Pb 391.02 67.10 3.05 100.00
FACTOR METALURGICO Zn Ag 32.88 394.00 65.88 88.25 43.36 1.85 100.00 100.00
Au 160.80 136.88 9.77 100.00
Fe 166.95 105.58 12.05 100.00
Estándar. Prueba de flotación con colector Z-11(1%) y depresores : complejo(NaCN, ZnSO4 al 10%) metabisulfito (10%), PD-110
87
PRODUCTOS Conc rougher Conc scavanger Relave cabeza calculada
peso(gr) 30.42 34.77 952.05 1017.24
Prueba N°4 :
%Cu 6.50 1.82 0.08 0.33
peso(gr) 51.50 67.05 931.94 1050.49
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) 5.00 2706.62 10.43 7.75 896.96 10.55 1.50 26.12 2.50 1.82 136.04 3.01
%Fe 14.79 19.79 6.39 7.10
Cu 58.64 18.77 22.59 100.00
Pb 57.59 19.62 22.79 100.00
RECUPERACIONES Zn Ag 8.22 59.50 14.57 22.54 77.21 17.97 100.00 100.00
Au 10.35 11.97 77.67 100.00
Fe 6.23 9.53 84.24 100.00
Cu 1150.00 103.05 5.45 100.00
Pb 1109.04 112.66 5.55 100.00
FACTOR METALURGICO Zn Ag 22.61 1183.66 62.09 148.58 63.69 3.45 100.00 100.00
Au 35.85 41.93 64.46 100.00
Fe 12.98 26.56 75.83 100.00
Estándar.
Procedimiento
PRODUCTOS Conc rougher Conc scavanger Relave cabeza calculada
%Pb 24.52 7.31 0.31 1.27
Prueba de flotación con colector Z-11(1%) y depresores : complejo(NaCN, ZnSO4 al 10%) metabisulfito (10%), LIB
%Cu 3.00 1.02 0.07 0.27
%Pb 11.40 4.75 0.25 1.08
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) 3.00 1361.95 13.29 4.00 511.12 14.33 1.46 19.45 1.51 1.70 116.65 2.91
%Fe 27.98 28.98 4.39 7.12
Cu 53.62 23.74 22.64 100.00
Pb 51.56 27.97 20.46 100.00
RECUPERACIONES Zn Ag 8.66 57.24 15.04 27.97 76.30 14.79 100.00 100.00
Au 22.42 31.48 46.10 100.00
Fe 19.28 25.99 54.73 100.00
Cu 586.51 88.27 5.78 100.00
FACTOR METALURGICO Pb Zn Ag Au 542.36 15.31 668.32 102.55 122.59 35.44 122.55 155.23 4.72 65.62 2.47 23.96 100.00 100.00 100.00 100.00
Fe 75.79 105.86 33.76 100.00
88
4.2.
PRUEBAS METALURGICAS DE REMOLIENDA Y FLOTACIÓN A PARTIR DE RELAVE ROUGHER DE Pb- Cu, PARA MINIMIZAR LAS CONCENTRACIONES DE Pb, Cu Y Zn BULK
ASPY-PY,
ASÍ
MISMO
PARA
EN EL CIRCUITO MEJORAR
LA
RECUPERACIÓN DE Au EN TODO EL PROCESO. Disminuir y recuperar los valores de Pb, Cu y Zn que se desplazan a Biox en el concentrado bulk AsPy-Py mediante remolienda partiendo del relave rougher del circuito bulk Pb-Cu y también mejorar la recuperación de Au en el proceso.
El valor de Plomo que se desplace a Biox es perjudicial para las bacterias generando baja actividad de las bacterias en este proceso llegando a que las bacterias se pasiven
y lo otro es
recuperar el oro en el proceso mediante remolienda por presencia de partículas mixtas (no liberadas).
4.2.1. CARACTERIZACION CIRCUITO
DEL
RELAVE
ROUGHER
DEL
BULK Pb-Cu
La Tabla muestra el Análisis por malla valorada analizadas por laboratorio químico TABLA N° 16 RESULTADOS DE MALLA VALORADA ENSAYES QUIMCO
DISTRIBUCIONES
Muestras
Peso(gr)
% Cu
% Pb
% Zn
Ag g/tm
Au g/tm
% Fe
% Cu
% Pb
% Zn
Ag g/tm
Au g/tm
% Fe
Malla # 50 Malla # 70 Malla # 100 Malla # 140 Malla # 200 Malla # 270 Malla # 400 Malla # - 400 CABEZA
44.52 63.83 113.75 90.39 105.79 81.13 69.02 431.3 999.73
0.08 0.17 0.38 0.48 0.32 0.26 0.21 0.13 0.24
0.13 0.29 0.55 0.62 0.50 0.37 0.28 0.33 0.38
0.51 0.74 1.40 2.47 3.07 3.68 3.78 2.51 2.31
30.74 54.87 125.52 151.31 105.80 75.47 52.45 33.53 71.57
0.73 1.10 2.83 4.44 6.33 5.36 6.57 4.12 3.91
2.98 3.58 5.56 9.34 10.93 12.52 11.53 7.95 8.78
1.57 4.79 19.08 19.15 14.94 9.31 6.40 24.75 100
1.49 4.78 16.15 14.46 13.65 7.75 4.99 36.73 100
0.94 1.95 6.58 9.23 13.42 12.34 10.78 44.75 100
2.01 5.13 20.93 20.05 16.41 8.98 5.31 21.20 100
0.78 1.68 7.73 9.65 16.09 10.45 10.90 42.73 100
1.61 2.78 7.68 10.25 14.04 12.34 9.66 41.64 100
El cuadro anterior es un análisis
granulométrico valorado y sus
distribuciones de cada elemento en mallas 50, 70, 100, 140, 200, 270,400 y -400 del relave rougher del circuito bulk al mismo se la hará un análisis estadístico de regresión bajo las siguientes premisas:
89
4.2.2 Regresión estadística por elementos químicos Hacer
regresión
significa
establecer
una
relación
matemática entre dos columnas de valores, En el presente caso se usó el reporte de análisis valorado correspondiente a las cuatro fracciones de malla mostradas en el cuadro anterior que corresponde al relave rougher del circuito bulk Pb-Cu
y se hace la regresión de todos los
elementos por pares. En el cuadro que muestra los resultados de la regresión, se indica la correlación, la cual si corresponde a una buena relación entre los valores debe ser cercana a 1 o 100%, y el valor de t-student correspondiente a la regresión, que es un valor estadístico de comparación. En cuanto al valor de t-student, se debe anotar que mientras mayor sea en términos absolutos (mayor de 2) indicará que la relación entre los elementos comparados es significativa. Para precisar dicho significado se debe considerar el signo que acompaña al valor de “t”; si el valor es elevado (mayor a 2) y de SIGNO POSITIVO representa una relación de tipo mineralógico. Por ejemplo, en la regresión Cu-Ag el valor de t es +15.29 lo que indica que hay mucha posibilidad de que el cobre esté acompañado por plata exista afinidad, bien en la fórmula química de un determinado mineral o bien como partícula mixta de dos minerales diferentes. Por otro lado, si el valor de “t” es alto pero de SIGNO NEGATIVO significa una contaminación debida al proceso de flotación. Las regresiones que tengan un valor de t-student menor a 2 carecen de significación.
Todas las regresiones están en el Anexo 1, el cuadro siguiente es el resumen de correlaciones y estadístico t-student 90
TABLA N° 17 RESULTADOS DEL ANÁLISIS ESTADÍSTICO CON EL “t” DE STUDENTS
cobre-plomo cobre-zinc cobre-plata cobre-oro cobre-fierro
CORR 0.91 0.08 0.97 0.15 0.15
t-student 7.76 0.72 15.29 1.02 1.01
plomo-zinc plomo-plata plomo-oro plomo-fierro
0.08 0.90 0.15 0.13
0.70 7.16 1.05 1.05
zinc-plata zinc-oro zinc-fierro
0.02 0.93 0.97
0.39 9.09 15.16
plata-oro plata-fierro oro-fierro
0.08 0.07 0.92
0.70 0.68 8.53
Comentario sobre el resultado de regresión estadística, en plomo
los resultados son
significativos positivos y en
anaranjado los resultados no son significativos, de los anteriores resultados se permiten afirmar lo siguiente: Hay una alta relación Cobre-plomo (+7.76) que estaría indicando partículas mixtas ya
sea que no esté liberado
estos dos(ensamble mineralógico). Se detecta una alta relación Cobre-Plata(+15.29), que estaría
indicando
la
presencia
de
cobres
grises
(Tetraedrita), y también que la plata en estado nativo tiene mucha afinidad al cobre, también se detecta en la relación plomo-plata(+7.16) que hay afinidad la plata al plomo pero no es tan significativa al del cobre-plata por ser la t-student mucho mayor 91
También se establece que
hay relación mineralógica
directa entre zinc-oro (+9.09)por que el oro como se sabe esta ocluido dentro de la pirita y arsenopirita por efecto la relación es alta entre zinc-fierro(+15.16)
4.3.
PRUEBAS
DE
FLOTACION
SCAVENGER Pb-Cu,
EXPERIMENTAL
FLOTACION
ROUGHER, SCAVENGER DE ZINC
,
ROUGHER , SCAVENGER DE BULK AsPy-Py
4.3.1. Objetivo Determinar las condiciones iniciales para las recuperaciones de Plomo-Cobre, y Zinc remoliendo este relave rougher para liberar la posibilidad de que exista partículas mixtas y así también poder mejor la recuperación de oro en todo el proceso de flotación.. 4.3.2. Toma de muestra Se realizó un muestreo cada hora a partir de las 2pm del día 16-11-11 y se terminó con el muestreo de la pulpa del relave rougher a las 6am el día 17-11-11. 4.3.3. Identificación de la Muestra El relave rougher del circuito Bulk Pb-Cu, que es cabeza de partida en la remolienda y posteriormente a las pruebas de flotación scavenger Pb-Cu, Rougher y scavenger zinc , Rougher y scavenger AsPy-Py ensaya lo siguiente : ENSAYO QUIMICO %Cu
%Pb
%Zn
0.24
0.38
2.31
Ag g/tm Au g/tm 71.57
3.91
%Fe 8.78
92
4.3.4. Procedimiento: Se toma la muestra de relave rougher de circuito Bulk Pb-Cu de Planta , se sifonea y se conserva el agua, Observando una densidad de pulpa de 1567 Tn/m3 para posteriormente hacer la remolienda a un tiempo calculado para llegar a 75% -malla 200 para esto se utilizó un programa en Excel llamado solver para optimizar el tiempo de molienda según la ecuación de moliendabilidad , cualquier adición de agua en toda las pruebas se hará con el agua de sifoneo. 4.3.5. Calculo del tiempo de molienda y Análisis granulométrico de la molienda alimento y producto Ecuacion de moliendabilidad : R. R. KLIMPEL %malla -200 = R {1 -(1/Kt) [1 -exp(-Kt)] } donde : t=tiempo de molienda %malla -200 73.613 83.224 85.713
tiempo(min) 5 10 15
R 93.1 t
min
0 5 10 15
r 0 73.613 83.224 85.713
r
calc
0
K 0.94 (r - r calc )2 0
73.6 83.3 86.6 SUMATORIA
0.0 0.0 0.7 1
4.3.5.1.Gráfica del tiempo de molienda Real y calculada
Ecuacion de moliendabilidad :
%malla -200 = 93,1 {1 -(1/0,94t) [1 -exp(-0,94t)] } calculo del %malla-200 : 75.0 tiempo de molienda :
5.4 min 5 minutos y 24 segundos
93
TABLA N° 18 ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DEL RELAVE ROUGHER DEL CIRCUITO BULK Pb-Cu Malla
Alimento a molino
Abertura (micrones)
Peso
Descarga del molino
% Peso Ac (+) Ac (-)
Peso
% Peso Ac (+) Ac (-)
50
300
44.52
4.45
4.45
95.55
0.57
0.09
0.09 99.91
70
212
63.83
6.38 10.84
89.16
6.69
1.10
1.19 98.81
100
150
113.75
11.38 22.22
77.78
28.11
4.60
5.79 94.21
140
106
90.39
9.04 31.26
68.74
39.95
6.54
12.34 87.66
200
75
105.79
10.58 41.84
58.16
66.12
10.83
23.17 76.83
270
53
81.13
8.12 49.95
50.05
64.61
10.58
33.75 66.25
400
38
69.02
6.90 56.86
43.14
55.49
9.09
42.84 57.16
-400
431.3
43.14
348.94
57.16
999.73
100.00
610.48
100.00
TABLA N° 19 ANÁLISIS POR ROSÍN-RAMMLER ALIMENTO Log(micrones) Log(Ac(-))
DESCARGA
Log(LN(100/Ac(+))
Log(Ac(-))
Log(LN(100/Ac(+))
2.48
1.98
0.49
2.00
0.84
2.33
1.95
0.35
1.99
0.65
2.18
1.89
0.18
1.97
0.45
2.03
1.84
0.07
1.94
0.32
1.88
1.76
-0.06
1.89
0.17
1.72
1.70
-0.16
1.82
0.04
1.58
1.63
-0.25
1.76
-0.07
FUNCION R-R: Alimento R 0.9949 B 1.5886 Pendiente 0.8274 83.164 F80 148
µ
DESCARGA R 0.9954 B 1.7139 Pendiente 1.0147 48.88 P80 78 µ
94
Radio de 1.89 reducción 4.3.5.2. Condiciones de la prueba estándar TABLA N° 20 DOSCIFICACIÓN DE REACTIVOS PARA LAS PRUEBAS EXPERIMENTALES DOSIFICACION(cc) N° ETAPAS
ETAPA DE LA PRUEBA
1
Scavenger Pb-Cu
2
ACONDICIONAMIENTO DE Zn
3 4
Scavenger de Zn
5
ACONDICIONAMIENTO de Aspy -Py
6 7
Rougher de Zn
Rougher Aspy- Py Scavenger Aspy- Py
DOSIFICACION(gr/Tn)
TIEMPO Z-11 (1%) Z -6 (1%) CuSO4 (10%) M - 91 (1%) MIBC (gotas) pH Z-11 (1%) Z -6 (1%) CuSO4 (10%) M - 91 (1%) (min) 3 1cc 3 6.8 5 5 5 3 3 5 3
2 cc
11.5
1.2 cc 0.7 cc
100
3 1 0.5 cc
1 cc
6 3.5 8.5
3 cc 1 cc
25
2 1
5
15 5
4.3.5.3. Esquema de la prueba de flotación Experimental
MOLIENDA (5.24') 1 FLOT SCV BULK ( Pb - Cu) (3.0')
RELAVE Zn
RELAVE BULK Pb - Cu
ACONDICIONAMIENTO Zn (5.00")
ACONDICIONAMIENTO Aspy -Py RELAVEGENERAL
2
5 6
3 FLOTACION ROUGHER ZN (5.00')
FLOTACION SCAVENGER ZN (3.00')
FLOTACION ROUGHER BULK (Aspy -Py) (5.00')
7 FLOTACION SCAVENGER BULK (Aspy -Py) (3.00')
CONC SCV
CONC. ROUGUER Zn
CONC .SCAVENGER Zn
CONC ROUGHER BULK Aspy Py
CONC SCAVENGER BULK Aspy Py
GRÁFICO N° 17: ESQUEMA DE LAS PRUEBAS EXPERIMENTALES DE FLOTACIÓN
95
CAPITULO V ANÁLISIS Y DISCUSIÓN DE LOS RESULTADOS 5.1.
ANÁLISIS DE LOS RESULTADOS METALÚRGICOS Los resultados del ensayo en ciclo cerrado sobre los dos compositos de Cuye son mostrados en la Tabla N°
Con el uso de colector xantato Z-11, Metabisulfito, NaCN y MIBC como estándar se hacen pruebas de flotación batch con la pulpa del over del ciclon D-6. El termino de análisis comparativo será el FACTOR METALURGICO que resulta de multiplicar grado de concentrado por recuperación dividido entre la ley de cabeza. EL ESTUDIO
Identificación de la muestra
El ensaye químico de cabeza de flotación de las pruebas es el siguiente:
96
TABLA N° 21 LEYES DE CABEZA ANALIZADAS POR LABORATORIO QUIMICO
LEYES ANALIZADAS POR LABORATORIO QUIMICO % Cu
%Pb
%Zn
Au Gr/tn
Ag Gr/tn
%Fe
%As
0.25
0.55
0.89
19.04
143.94
37.40
7.67
Pruebas de flotación estándar Las condiciones de la prueba de flotación batch fueron:
TABLA N° 22 CONDICIONES DE LAS PRUEBAS EXPERIMENTALES
PRUEBA N° 01:
REACTIVOS (gr/TM)
Dosificacion(cc)
ETAPA
T (min)
Z-11
NaCN MIBC Metabisulfito Metabisulfito Z-11 NaCN MIBC
Acond 1
3
37.50
937.50
Conc. Rougher+scv
3
250
5
0.15
7.5 2 gotas
PRUEBA N° 02:
REACTIVOS (gr/TM) ETAPA Acond 1 Conc. Rougher+scv
T (min) 3 3
Z-11 37.50
Dosificacion(cc)
NaCN MIBC Metabisulfito Metabisulfito Z-11 NaCN MIBC 1875.00 500 10 0.15 15 2 gotas
PRUEBA N° 03:
REACTIVOS (gr/TM) ETAPA Acond 1 Conc. Rougher+scv
T (min) 3 3
Z-11 37.50
Dosificacion(cc)
NaCN MIBC Metabisulfito Metabisulfito Z-11 NaCN MIBC 1875.00 500 10 0.15 15 2 gotas
N OT A : M o lienda de 10 minuto s
este.
97
5.2.- ANÁLISIS DE RESULTADOS Los balances Metalúrgicos de las tres pruebas están en las siguientes tablas, el siguiente es el cuadro de Factor Metalúrgico para cada una de las tres pruebas en que se
varió la dosificación de
reactivos y en la tercera prueba se hizo una molienda de 10 minutos: TABLA N° 23 RESULTADOS DE LAS 3 PRUEBAS EXPERIMENTALES
1era Prueba
2da Prueba
3era Prueba
NaCN=937.50 gr/Tn, Na2S2O5=250 gr/Tn NaCN=1875 gr/Tn, Na2S2O5=500 gr/Tn NaCN=1875 gr/Tn, Na2S2O5=500 gr/Tn y molienda 10min
cobre plomo zinc oro plata fierro
224.41
191.40
271.57
455.82
437.98
265.69
89.35
89.89
60.94
4.17
4.47
5.93
191.80
189.65
254.36
2.82
2.99
4.63
De los resultados del cuadro anterior se puede concluir: La molienda como se observa en el cuadro que pertenece a la 3era prueba, mejora la flotación del cobre y la plata y flota menos Plomo-Zinc mostrando poca selectividad.
98
TABLA N° 24 BALANCE METALÚRGICO DE LAS 3 PRUEBAS La descarga del molino ha disminuido de 82.5% a 78.5% que indica que la fluencia de la pulpa y la gradiente hidráulica de descarga (velocidad) se ha incrementado. Finalmente podemos afirmar que el peso del molino no se ha incrementado por la puesta en operación de la ZAF y el incremento del tonelaje.
LEYES
PRUEBA N°1 Product os
PESO
C a be za
RC
%Cu
16.07
Relave
383.93
%Zn
Au Gr/ t n Ag Gr/ t n
RECUPERACION %Fe
%As
%Cu
24.89
%As
%Cu
%Pb
%Zn
100.00
100.00
100.00
100.00
100.00
1.63 5.14 4.04 19.83 887.24 31.20 0.00 34.42 48.33 19.68 4.01 31.12
3.38
0.00
0.13 0.23 0.69 19.88
96.62 100.00 44.81
82.21
%Pb
%Zn
FACTOR METALURGICO %Fe
0.25 0.55 0.89 19.04 143.94 37.40 7.67
4 0 0 .0 0
Co nc. Ro ugher+scv
%Pb
Au Gr/ t nAg Gr/ t n
100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
37.30 7.77 65.58 51.67 80.32 95.99 68.88
294.87 581.43 27.81
Au Gr/ t n Ag Gr/ t n
100.00
100.00
%Fe
%As
100.00
100.00
0.00
96.44
4.00 241.01
2.85
67.21
96.00 49.44
97.26 104.19
0.19 0.43 0.82 19.88 114.55 37.05 7.46
LEYES
PRUEBA N°2 P roducto s
P ESO
RC
Cabeza 400.00 Conc. Rougher+scv 15.99 25.02 Relave 384.01
%P b
%Zn
0.25 1.53 0.14 0.20
0.55 5.09 0.24 0.43
0.89 4.01 0.67 0.80
% Cu
%P b
%Zn
Cabeza
P ESO
0.25
0.55
0.89
19.04 143.94 37.40 7.67 100.00 100.00
Relave
RC
673.84
Conc. Rougher+scv 40.84 633.00
1.42
3.50
2.78
18.86 807.21 32.78
47.81
41.37
19.51
5.99
45.36
0.10
0.32
0.74
19.11 62.74
52.19
58.63
80.49
94.01
54.64
0.18
0.51
0.86
19.09 107.86 37.57 0.00
19.04 20.57 19.86 19.89
143.94 875.30 80.42 112.20
%Fe
37.40 32.10 37.08 36.88
%A s
% Cu
%P b
16.50
A u Gr/tn A g Gr/tn
%Zn
A u Gr/tn
A g Gr/tn
FACTOR METALURGICO %Fe
%A s
% Cu
%P b
RECUPERACION %Fe
%Zn
A u Gr/tn
7.67 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 0.00 31.27 46.90 19.95 4.13 31.19 3.48 0.00 244.67 550.16 99.56 4.28 7.71 68.73 53.10 80.05 95.87 68.81 96.52 100.00 49.20 29.37 66.75 95.73 7.40
LEYES
PRUEBA N°3 P ro ducto s
A u Gr/tn A g Gr/tn
RECUPERACION
% Cu
%A s
37.88
% Cu
%P b
%Zn
A u Gr/tn
A g Gr/tn
A g Gr/tn
%Fe
%A s
100.00 100.00 100.00 243.31 3.03 0.00 49.32 97.04 104.16
FACTOR METALURGICO %Fe
100.00 100.00 100.00 100.00
%A s
% Cu
%P b
%Zn
A u Gr/tn
A g Gr/tn
%Fe
%A s
0.00
100.00 100.00 100.00 100.00
100.00 100.00
0.00
5.29
0.00
377.18 282.41 62.80
5.91
339.45
4.61
0.00
94.71
0.00
28.99
94.09
31.78
95.49
0.00
36.59
68.97
99
PRUEBA Nº1 Metabisulfito,CMC, fosfato monosodico TIEMPO
Análisis Químico
Distribución
PESO
%Pb
%Zn
%Cu
Ag oz/tm
Au oz/tm
%Fe
%Pb
%Zn
%Cu
Ag oz/tm
Au oz/tm
%Fe
0.5
60.97
12.69
3.75
22.74
6997.78
13.06
28.58
4.05
7.11
27.40
17.75
14.32
17.77
3
184.86
25.18
4.75
15.33
5858.73
12.16
14.59
24.35
27.31
56.01
45.05
40.41
27.51
6
30.47
46.41
9.25
4.85
4063.86
8.40
11.19
7.40
8.76
2.92
5.15
4.60
3.48
10
72.21
41.00
6.25
7.92
4581.84
11.28
17.79
15.49
14.03
11.30
13.76
14.64
13.10
183.45
50.78
7.50
0.65
2395.70
7.89
20.38
48.72
42.79
2.36
18.28
26.02
38.13
531.96
35.94
6.05
9.51
4518.89
10.46
18.43
tiempo 0.5 3 6 10 Conc. Pb
Pb 1.43 17.06 9.55 17.67 68.84
Zn 4.41 21.46 13.41 14.51 53.08
FACTOR METALURGICO Cu Ag 65.52 27.48 90.29 58.41 1.49 4.63 9.41 13.96 0.16 9.69
Au 17.88 47.00 3.70 15.80 19.64
Fe 27.56 21.78 2.11 12.65 42.17
100
PRUEBA Nº2 RCS
Análisis Químico
Distribución
TIEMPO
PESO
%Pb
%Zn
%Cu
Ag oz/tm
Au oz/tm
%Fe
%Pb
%Zn
%Cu
Ag oz/tm
Au oz/tm
%Fe
0.5
115.66
11.65
5.25
23.84
7156.41
11.58
13.09
6.99
17.63
54.91
35.26
26.13
18.33
3
128.74
21.23
10.25
13.45
5516.40
11.75
26.87
14.19
38.31
34.48
30.25
29.52
41.88
6
29
29.76
12.75
8.69
4417.58
9.78
10.69
4.48
10.73
5.02
5.46
5.53
3.75
10
14.14
34.13
14.25
6.30
1966.08
5.43
8.19
2.50
5.85
1.77
1.18
1.50
1.40
236.67
58.48
4
0.81
2762.54
8.08
12.09
71.84
27.48
3.82
27.85
37.32
34.64
524.21
36.75
6.57
9.58
4478.38
9.78
15.76
tiempo 0.5 3 6 10 Conc. Pb
Pb 2.22 8.19 3.63 2.33 114.30
Zn 21.53 29.56 18.24 19.39 25.58
FACTOR METALÚRGICO Cu Ag 148.31 56.34 52.54 37.26 3.83 5.38 0.57 0.52 0.02 17.18
Au 30.96 35.48 5.54 0.83 30.84
Fe 15.23 71.41 2.55 0.73 26.58
101
PRUEBA Nº3 BCS
Análisis Químico
Distribución
TIEMPO
PESO
%Pb
%Zn
%Cu
Ag oz/tm
Au oz/tm
%Fe
%Pb
%Zn
%Cu
Ag oz/tm
Au oz/tm
%Fe
0.5
131.36
9.95
4.11
23.64
5451.03
8.12
18.76
6.07
16.93
63.66
32.03
24.84
61.27
3
104.44
24.34
10.25
14.82
6154.43
13.45
12.34
11.80
33.58
31.73
28.75
32.72
32.04
6
26
33.19
12.75
7.17
5345.12
11.76
3.45
4.01
10.40
3.82
6.22
7.12
2.23
10
4.12
31.83
13.07
3.48
1243.45
3.89
1.23
0.61
1.69
0.29
0.23
0.37
0.13
269.97
60.11
4.16
0.09
2532.55
5.21
0.32
75.34
35.22
0.50
30.59
32.76
2.15
535.89
40.20
5.95
9.10
4171.28
8.01
7.51
tiempo 0.5 3 6 10 Conc. Pb
Pb 1.50 7.15 3.31 0.48 112.66
FACTOR METALÚRGICO Zn Cu Ag Au 11.70 165.32 41.86 25.18 57.85 51.66 42.43 54.93 22.28 3.01 7.97 10.45 3.71 0.11 0.07 0.18 24.24
0.005
18.57
21.31
Fe 153.16 52.69 1.03 0.02 0.09
102
TABLA N° 25 RESULTADO DE LASA DIFERENTES PRUEBAS EXPERIMENTALES
Prueba con remolienda PRODUCTOS peso(gr) RELAVE ROUGER BULK Pb-Cu 1795.09 CONC. SCV BULK Pb- Cu 59.91 RELAVE SCV BULK Pb- Cu 1735.18
%Cu 0.36 7.25 0.12
%Pb 0.34 4.50 0.11
ENSAYES CONTENIDO METALURGICO(gr) RECUPERACIONES FACTOR METALURGICO %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) %Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe 2.38 76.10 4.28 9.20 6.49 6.19 42.70 1366.12 76.75 165.08 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 86.02 74.96 27.09 75.94 111.34 96.09 13.47 1423.20 18.68 19.73 4.34 4.34 8.07 852.64 11.19 11.82 66.97 70.17 18.90 62.41 14.58 7.16 1156.05 686.46 28.99 886.32 70.93 14.76 2.00 29.59 3.78 8.83 2.14 1.85 34.63 513.48 65.56 153.26 33.03 29.83 81.10 37.59 85.42 92.84 9.71 6.90 18.44 11.10 84.05 85.68
PRODUCTOS CABEZA ROUGUER Zn CONC ROUGUER Zn CONC. SCV Zn RELAVE SCV ZINC
peso(gr) 1735.18 85.27 41.39 1608.52
%Cu 0.12 0.52 0.42 0.09
%Pb 0.11 0.83 0.46 0.06
ENSAYES CONTENIDO METALURGICO(gr) RECUPERACIONES FACTOR METALURGICO %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) %Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe Cu Pb Zn Ag Au 2.00 29.59 3.78 8.83 2.14 1.85 34.63 513.48 65.56 153.26 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 130.22 180.51 307.02 133.33 98.99 24.09 134.84 3.02 8.17 0.44 0.71 20.54 114.98 2.58 6.97 20.70 38.33 59.31 22.39 3.93 4.55 113.54 539.76 2197.94 136.03 3.11 8.78 100.22 3.84 9.57 0.17 0.19 3.63 41.48 1.59 3.96 8.12 10.31 10.49 8.08 2.42 2.58 35.95 80.47 141.72 36.48 2.44 0.65 22.20 3.82 8.85 1.52 0.95 10.46 357.02 61.40 142.33 71.19 51.35 30.19 69.53 93.65 92.87 71.19 51.35 30.19 69.53 93.65
PRODUCTOS CABEZA ROUGUER AsPy-Py CONC ROUGUER AsPy-Py CONC. SCAVANGER AsPy-Py RELAVE FINAL
peso(gr) 1608.52 298.70 58.11 1251.71
%Cu 0.09 0.38 0.24 0.02
%Pb 0.06 0.22 0.07 0.02
ENSAYES CONTENIDO METALURGICO(gr) RECUPERACIONES FACTOR METALURGICO %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) %Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe 0.65 22.20 3.82 8.85 1.52 0.95 10.46 357.02 61.40 142.33 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 3.00 86.27 17.45 32.88 1.14 0.66 8.96 257.69 52.12 98.21 74.44 69.31 85.70 72.18 84.90 69.00 298.38 258.67 395.47 280.54 388.13 256.41 0.42 32.00 6.91 20.13 0.14 0.04 0.24 18.60 4.02 11.70 9.15 4.29 2.33 5.21 6.54 8.22 23.15 5.09 1.51 7.51 11.84 18.70 0.10 6.45 0.42 2.59 0.25 0.25 1.25 80.74 5.26 32.42 16.42 26.40 11.97 22.61 8.56 22.78 3.46 8.96 1.84 6.57 0.94 6.67
PESO GENERAL
1795.09
CABEZA ENSAYADA CABEZA CALCULADA
%Cu %Pb %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) %Fe 0.24 0.38 2.31 71.57 3.91 8.78 0.36 0.34 2.38 76.10 4.28 9.20
103
Fe 99.82 4.20 2.80 92.87
Estándar sin remolienda ENSAYES
PRODUCTOS
peso(gr)
%Cu
%Pb
%Zn
RELAVE SCV BULK Pb-Cu
1805.05 0.26 0.36 2.42 98.59 1.15 1.88 10.25 1706.46 0.21 0.32 1.97
PRODUCTOS
peso(gr)
%Cu
%Pb
%Zn
CABEZA ROUGUER Zn
RELAVE SCV ZINC
1706.46 154.4 46.32 1505.74
0.21 1.24 0.53 0.10
0.32 0.86 0.70 0.25
1.97 19.25 1.92 0.20
PRODUCTOS
peso(gr)
%Cu
%Pb
%Zn
C A B EZ A R OUGUER A sP y-P y
1505.74 229.96 41.13 1234.65
0.10 0.51 0.08 0.02
0.25 0.87 0.39 0.13
0.20 0.86 0.26 0.07
29.05 107.98 28.84 14.36
%Cu %Pb %Zn 0.24 0.38 2.31 0.26 0.36 2.42
Ag g/tm 71.57 74.75
R ELA VE R OUGER B ULK P b-C u
CONC. SCV BULK Pb- Cu
CONTENIDO METALURGICO(gr)
Ag(gr/tm) Au(gr/tm)
74.75 385.38 56.81
4.11 14.84 3.49
%Fe
Cu
CONC ROUGUER Zn CONC. SCV Zn
CONC. SCAVANGER AsPy-Py RELAVE FINAL PESO GENERAL
CABEZA ENSAYADA CABEZA CALCULADA
Ag
Au
RECUPERACIONES Fe
Cu
Pb
CONTENIDO METALURGICO(gr)
Ag(gr/tm) Au(gr/tm)
%Fe
Cu
Pb
7.11 11.36 10.76 6.56
3.61 1.91 0.25 1.45
5.42 1.33 0.32 3.77
%Fe
Cu
Pb
Zn
3.05 17.28 3.52 0.38
6.56 29.30 10.56 2.19
1.45 1.17 0.03 0.25
3.77 2.00 0.16 1.61
2.95 1.98 0.11 0.86
Au g/tm 3.91 4.11
%Fe 8.78 8.29
3.49 7.23 5.37 3.05
ENSAYES
CONC ROUGUER AsPy-Py
Zn
Zn
Ag
Au
Ag
FACTOR METALURGICO Au
Fe
Cu
Cu
Pb
Zn
Ag
Au
Zn
Ag
Au
Fe
51.85 46.47 37.51
125.99 123.55 78.72
53.74 78.02 29.34
76.51 54.52 52.14
77.01 50.46 53.56
FACTOR METALURGICO Au
Fe
33.56 969.39 59.53 121.28 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 29.72 467.49 11.16 17.54 53.00 24.51 88.56 48.23 18.75 14.46 0.89 64.43 2.49 4.98 6.80 5.98 2.65 6.65 4.18 4.11 2.95 437.47 45.88 98.76 40.21 69.51 8.79 45.13 77.07 81.43
Ag
Pb
RECUPERACIONES Fe
CONTENIDO METALURGICO(gr)
Ag(gr/tm) Au(gr/tm)
Zn
8.29 4.75 6.55 43.67 1349.33 74.16 149.58 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 49.61 28.70 1.13 1.13 10.11 379.95 14.63 28.30 23.89 17.30 23.14 28.16 19.73 18.92 51.83 7.11 3.61 5.42 33.56 969.39 59.53 121.28 76.11 82.70 76.86 71.84 80.27 81.08 30.40
ENSAYES
56.81 302.78 139.09 29.05
Pb
Cu
219.45 681.17 37.33 40.21
Pb
RECUPERACIONES Fe
Cu
Pb
Zn
Ag
Zn
Ag
Au
Fe
126.94 1004.21 195.53 114.49 108.36 84.27 8705.26 502.58 44.50 25.05 16.75 25.98 31.82 7.36 6.74 69.51 8.79 45.13 77.07 81.43 FACTOR METALURGICO
Au
Fe
Cu
Pb
Zn
Ag
Au
Fe
437.47 45.88 98.76 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 248.31 39.74 67.38 80.74 53.12 67.07 56.76 86.62 68.22 426.81 184.78 294.51 210.96 491.26 304.77 11.86 1.45 4.34 2.27 4.26 3.63 2.71 3.16 4.40 1.88 6.64 4.81 2.69 3.65 7.08 177.30 4.69 27.04 17.00 42.62 29.31 40.53 10.23 27.38 3.52 22.15 10.48 20.03 1.28 9.14
1805.05
104
TABLA N° 26 BALANCE METALÚRGICO DE SIMULACIÓN CON REMOLIENDA
PRODUCTOS CABEZA ROUGUER PB CU CONC ROUGUER PB CU CONC. SCV PB CU RELAVE SCV PB CU
peso(gr) 1683.83 40.06 80.05 1563.72
%Cu 0.23 2.65 3.25 0.16
%Pb 1.00 24.16 2.75 0.14
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) 1.80 102.42 3.38 6.64 2951.35 9.12 10.61 785.20 13.36 1.88 30.81 3.71
%Fe 7.99 6.3 19.73 8.30
Cu 6.24 1.06 2.60 2.57
CONTENIDO METALURGICO(gr) Pb Zn Ag Au 14.12 40.61 2292.65 72.41 9.68 2.66 1182.31 3.65 2.20 8.49 628.55 10.69 2.24 29.46 481.78 58.06
Fe 148.16 2.52 15.79 129.85
Cu 100.00 17.02 41.72 41.25
Pb 100.00 68.55 15.59 15.86
RECUPERACIONES Zn Ag Au 100.00 100.00 100.00 6.55 51.57 5.05 20.91 27.42 14.77 72.54 21.01 80.19
Fe 100.00 1.70 10.66 87.64
FACTOR METALURGICO Cu Pb Zn Ag Au 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 194.70 1650.17 24.20 1485.97 13.60 585.17 42.72 123.49 210.17 58.32 29.29 2.26 76.05 6.32 88.00
Fe 100.00 1.34 26.32 91.07
PRODUCTOS CABEZA ROUGUER ZN CONC ROUGUER ZN CONC. SCV ZN RELAVE SCV ZINC
peso(gr) 1563.72 144.76 52.54 1366.42
%Cu 0.16 0.42 0.34 0.13
%Pb 0.14 0.46 0.19 0.11
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) 1.88 30.81 3.71 14.49 78.80 3.14 3.50 45.98 3.52 0.49 25.14 3.78
%Fe 8.30 7.77 8.37 8.36
Cu 2.57 0.61 0.18 1.79
CONTENIDO METALURGICO(gr) Pb Zn Ag Au 2.24 29.46 481.78 58.06 0.67 20.98 114.07 4.55 0.10 1.84 24.16 1.85 1.47 6.64 343.55 51.67
Fe 129.85 11.25 4.40 114.20
Cu 100.00 23.64 6.94 69.42
Pb 100.00 29.74 4.46 65.81
RECUPERACIONES Zn Ag Au 100.00 100.00 100.00 71.20 23.68 7.83 6.24 5.01 3.19 22.55 71.31 88.99
Fe 100.00 8.66 3.39 87.95
Cu 100.00 60.34 14.35 55.15
FACTOR METALURGICO Pb Zn Ag Au 100.00 100.00 100.00 100.00 95.51 547.67 60.56 6.62 5.91 11.60 7.48 3.02 49.56 5.82 58.19 90.62
Fe 100.00 8.11 3.41 88.52
PRODUCTOS CABEZA ROUGUER ASPY CONC ROUGUER ASPY CONC. SCAVANGER ASPY RELAVE FINAL
peso(gr) 1366.42 269.07 69.91 1027.44
%Cu 0.13 0.38 0.21 0.06
%Pb 0.11 0.27 0.04 0.07
%Zn 0.49 2.15 0.20 0.07
ENSAYES Ag(gr/tm) Au(gr/tm) 25.14 3.78 68.91 16.74 15.16 2.57 14.36 0.47
%Fe 8.36 31.49 9.97 2.19
Cu 1.79 1.02 0.15 0.62 1.79
CONTENIDO METALURGICO(gr) Pb Zn Ag Au 1.47 6.64 343.55 51.67 0.73 5.79 185.42 45.04 0.03 0.14 10.60 1.80 0.72 0.72 147.54 4.83 1.47 6.64 343.55 51.67
Fe 114.20 84.73 6.97 22.50 114.20
Cu 100.00 57.26 8.22 34.52
Pb 100.00 49.30 1.90 48.80
RECUPERACIONES Zn Ag Au 100.00 100.00 100.00 87.07 53.97 87.18 2.10 3.08 3.48 10.82 42.95 9.35
Fe 100.00 74.19 6.10 19.70
Cu 100.00 166.49 13.21 15.85
FACTOR METALURGICO Pb Zn Ag Au 100.00 100.00 100.00 100.00 123.42 385.00 147.92 385.94 0.70 0.87 1.86 2.36 31.68 1.56 24.53 1.16
Fe 100.00 279.55 7.28 5.16
PESO GENERAL
1643.77 88.7
CABEZA CALCULADA
%Cu
%Pb
%Zn
Ag g/tm
Au g/tm
%Fe
0.23
1.00
1.80
102.42
3.38
7.99
105
TABLA N° 27 BALANCE METALÚRGICO DE SIMULACIÓN SIN REMOLIENDA PRODUCTOS peso(gr) CABEZA ROUGUER PB CU 1907.56 CONC ROUGUER PB CU 85.32 CONC. SCV PB CU 115.78 RELAVE SCV PB CU 1706.46
PRODUCTOS CABEZA ROUGUER ZN CONC ROUGUER ZN CONC. SCV ZN RELAVE SCV ZINC
peso(gr) 1706.46 154.4 46.32 1505.74
PRODUCTOS peso(gr) CABEZA ROUGUER ASPY 1505.74 CONC ROUGUER ASPY 229.96 CONC. SCAVANGER ASPY 41.13 RELAVE FINAL 1234.65 PESO GENERAL
%Cu 0.23 2.79 1.15 0.21
%Pb 1.00 20.29 1.88 0.32
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) %Fe 1.80 102.42 3.38 7.99 3.95 1894.29 11.46 21.53 10.25 385.38 14.84 28.70 1.97 56.81 3.49 7.11
Cu 7.32 2.38 1.33 3.61
CONTENIDO METALURGICO(gr) Pb Zn Ag Au Fe Cu Pb 24.91 48.80 86.49 3031.79 172.88 100.00 100.00 17.31 3.37 9.78 1616.21 18.37 32.50 69.51 2.18 11.87 17.18 446.19 33.23 18.18 8.74 5.42 33.56 59.53 969.39 121.28 49.32 21.75
%Cu 0.21 1.24 0.53 0.10
%Pb 0.32 0.86 0.70 0.25
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) %Fe 1.97 3.49 56.81 7.11 19.25 302.78 7.23 11.36 1.92 139.09 5.37 10.76 0.20 29.05 3.05 6.56
Cu 3.61 1.91 0.25 1.45
CONTENIDO METALURGICO(gr) Pb Zn Ag Au 5.42 33.56 969.39 59.53 1.33 29.72 467.49 11.16 0.32 0.89 64.43 2.49 3.77 2.95 437.47 45.88
RECUPERACIONES Fe Cu Pb Zn Ag 121.28 100.00 100.00 100.00 100.00 17.54 53.00 24.51 88.56 48.23 4.98 6.80 5.98 2.65 6.65 98.76 40.21 69.51 8.79 45.13
FACTOR METALURGICO Au Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 18.75 14.46 681.17 84.27 8705.26 502.58 44.50 25.05 4.18 4.11 37.33 16.75 25.98 31.82 7.36 6.74 77.07 81.43 40.21 69.51 8.79 45.13 77.07 81.43
%Pb 0.25 0.87 0.39 0.13
ENSAYES %Zn Ag(gr/tm) Au(gr/tm) %Fe 0.20 29.05 3.05 6.56 0.86 107.98 17.28 29.30 0.26 28.84 3.52 10.56 0.07 14.36 0.38 2.19
Cu 1.45 1.17 0.03 0.25
CONTENIDO METALURGICO(gr) Pb Zn Ag Au 3.77 2.95 437.47 45.88 2.00 1.98 248.31 39.74 0.16 0.11 11.86 1.45 1.61 0.86 177.30 4.69
RECUPERACIONES Zn Ag 100.00 100.00 67.07 56.76 3.63 2.71 29.31 40.53
FACTOR METALURGICO Au Fe Cu Pb Zn Ag Au Fe 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 86.62 68.22 426.81 184.78 294.51 210.96 491.26 304.77 3.16 4.40 1.88 6.64 4.81 2.69 3.65 7.08 10.23 27.38 3.52 22.15 10.48 20.03 1.28 9.14
%Cu 0.10 0.51 0.08 0.02
Fe 98.76 67.38 4.34 27.04
Cu Pb 100.00 100.00 80.74 53.12 2.27 4.26 17.00 42.62
RECUPERACIONES Zn Ag 100.00 100.00 6.91 11.31 24.32 19.87 68.77 68.83
Au 100.00 53.31 14.72 31.97
Fe 100.00 10.63 19.22 70.15
FACTOR METALURGICO Cu Pb Zn Ag Au 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 391.30 1405.22 15.18 209.09 180.57 90.22 16.37 138.73 74.75 64.55 45.06 6.88 75.27 38.17 32.97
Fe 100.00 28.63 69.03 62.40
1822.24
106
ANEXO 2 Cobre-Plomo Resultado de la regresión Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad Coeficientes X Error típico del coef t-student
Cobre-Zinc
Cobre-plata Resultado de la regresión
0.0913295 0.05271621 0.9093743 8 6
1.15 0.15 7.7592775
Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad Coeficientes X Error típico del coef t-student
Cobre-Oro
Resultado de la regresión 1.59447465 1.31074461 0.07971391 8 6
2.66216887 3.69278779 0.72091033
Coeficientes X Error típico del coef t-student
Cobre-Fierro Resultado de la regresión
Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad Coeficientes X Error típico del coef t-student
6.34160135 6.2437863 1.01566598
-4.23341155 7.59029069 0.97496256 8 6 326.865661 21.3842823 15.2853229
Plomo-Zinc Resultado de la regresión
2.32206866 2.21621433 0.1467064 8 6
Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad
Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad Coeficientes X Error típico del coef t-student
Resultado de la regresión 5.40699573 3.65810563 0.14535278 8 6
10.4108543 10.3060563 1.01016858
Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad Coeficientes X Error típico del coef t-student
1.44258713 1.31313019 0.07636099 8 6 2.15612474 3.06135452 0.70430416
107
Plomo-Plata
Plomo-Oro
Resultado de la regresión Resultado de la regresión Constante -20.7549273 Constante Error típico de est Y 15.5256036 Error típico de est Y R cuadrado 0.89524612 R cuadrado Nº de observaciones 8 Nº de observaciones Grados de libertad 6 Grados de libertad Coeficientes X 259.188736 Coeficientes X 5.38657517 Error típico del coef 36.1954794 Error típico del coef 5.14287608 t-student 7.16080405 t-student 1.04738576 Zinc-Plata Zinc-Oro Resultado de la regresión Resultado de la regresión Constante 66.2825509 Constante Error típico de est Y 47.3826157 Error típico de est Y R cuadrado 0.02431148 R cuadrado Nº de observaciones 8 Nº de observaciones Grados de libertad 6 Grados de libertad Coeficientes X 5.47409653 Coeficientes X 1.69547906 Error típico del coef 14.157506 Error típico del coef 0.18646804 t-student 0.38665684 t-student 9.09259861 Plata-Oro Plata-Fierro Resultado de la regresión Resultado de la regresión Constante 2.8530151 Constante Error típico de est Y 2.30742961 Error típico de est Y R cuadrado 0.07502095 R cuadrado Nº de observaciones 8 Nº de observaciones Grados de libertad 6 Grados de libertad Coeficientes X 0.01369905 Coeficientes X 0.02198784 Error típico del coef 0.01963764 Error típico del coef 0.03245786 t-student 0.69759116 t-student 0.67742727
1.86415178 2.20597314 0.15457437 8 6
0.08251254 0.62407486 0.93233745 8 6
6.31811485 3.81380852 0.07105036 8 6
Plomo-Fierro Resultado de la regresión Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad Coeficientes X 8.22902371 Error típico del coef 8.59158741 t-student 1.04738576 Zinc-Fierro Resultado de la regresión Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad Coeficientes X 2.85898832 Error típico del coef 0.18854485 t-student 15.1634389 Oro-Fierro Resultado de la regresión Constante Error típico de est Y R cuadrado Nº de observaciones Grados de libertad Coeficientes X 1.58526689 Error típico del coef 0.18579882 t-student 8.53216898
4.89086215 3.68525524 0.13261972 8 6
1.55884651 0.63102556 0.97456871 8 6
1.81666952 1.09189551 0.92385585 8 6
108
TABLA N° 28 PRUEBA DEL CONCENTRADO BULK 3RA LIMPIEZA 1 LITRO DE MUESTRA
CIA MINERA SAN JUAN PERU NYRSTAR PLANTA CONCENTRADORA TAMBORAQUE Fecha de Muestreo:
01/10/2011
MUESTRA: Concentrado Bulk 3ra Limpieza 1 litro de muestra PRUEBA N° 01: CIANURO DE SODIO 5% REACTIVOS (gr/TM) T (min)
CARBON
5
0.2
5
NaCN
MICB
1500
3 2
750
2
500
1 NOTA: El consumo de reactivos esta calculado en gramos por tonelada metrica de concentrado bulk 109
TABLA N° 29 BALANCE METALURGICO DE LA PRUEBA LEYES PRODUCTO
PESO
%PESO
Au
Ag
(gr/TM) (gr/TM)
CONTENIDO METÁLICO
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Au
Ag
% RECUPERACIÓN
Cu
Pb
Zn
Fe
As
%Au
% Ag
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Conc. Cobre
322.80
38.37
35.09
2513.90 14.50
5.25
4.10
15.80
1.62
11327.05 96467.77
5.56
2.01
1.57
6.06
0.57
69.94
27.04
48.58
8.14
35.63
47.18
69.72
Medios Cobre
268.80
31.95
12.07
4011.39 14.25
18.25
7.00
14.78
1.01
3244.42 128181.36
4.55
5.83
2.24
4.72
0.12
20.03
35.93
39.76
23.55
50.66
36.75
14.95
Scv
591.60
70.33
24.63
3194.30 14.39
11.16
5.42
15.34
0.98
14571.47 224649.14 10.12
7.85
3.81 10.79 0.69
89.97
62.96
88.34
31.69
86.29
83.93
84.67
Conc. Plomo
249.60
29.67
6.51
4453.73
4.50
57.00
2.04
6.96
1.92
1624.90 132150.62
16.91 0.61
10.03
37.04
11.66
68.31
13.71
16.07
15.33
Cabeza Cal.
841.20
100.00
19.25
3568.00 11.45
24.76
4.42
12.85
0.82
16196.36 356799.76 11.45 24.76 4.42 12.85 0.82 100.00
100.00
100.00
100.00
100.00
100.00
100.00
Conc. Ro +
1.34
2.07
0.12
FACTOR METALURGICO - PRUEBA Nº 01 DESCRIPCIÓN
%Au
%Ag
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Concentrado Cu
127.46
19.05
61.51
1.73
33.09
58.01
138.52
Medios Cu
12.56
40.39
49.47
17.36
80.31
42.27
18.52
Concentrado Pb
3.39
46.23
4.58
157.26
6.33
8.70
36.10
110
TABLA N° 30 BALANCE METALURGICO CONCENTRADO BULK 3RA LIMPIEZA 2 LITROS DE MUESTRA DENSIDAD DE 1.30 KG/L CIA MINERA SAN JUAN PERU NYRSTAR PLANTA CONCENTRADORA TAMBORAQUE
Fecha de Muestreo:
19/11/2011
MUESTRA: Concentrado Bulk 3ra Limpieza 2 litros de muestra densidad de 1.30 Kg/L PRUEBA N° 01: RBC 5% REACTIVOS (gr/TM) ETAPA
T (min)
CARBON
Acond 1
5
0.26
Acond 2
11
Rougher Sep. Cu/Pb
6
Scavenger Sep. Cu/Pb
RBC
MICB
500
36
3
250
9
I Limp. Sep. Pb/Cu
2.5
100
II Limp. Sep. Pb/Cu
1.5
NOTA: El consumo de reactivos esta calculado en gramos por tonelada metrica de concentrado bulk.
111
Balance Metalurgico LEYES PRODUCTO
PESO
%PESO
Au
Ag
(gr/TM)
(gr/TM)
CONTENIDO METÁLICO
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Au
% RECUPERACIÓN
Ag
Cu
Pb
Zn
Fe
As
%Au
% Ag
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Conc. Cobre
77.53
11.92
19.72
24246.92
24.56
21.75
5.46
9.62
1.69 1528.89
288934.20
2.93
2.59
0.65 1.15 0.33 24.42
53.76
63.60
5.73
17.26
17.51
65.52
Medios Cobre
150.39
23.11
7.46
4931.84
5.25
45.50
4.56
5.63
0.92 1121.91
113998.87
1.21
10.52 1.05 1.30 0.07 17.92
21.21
26.37
23.23
27.95
19.88
13.49
Scv
227.92
35.03
11.63
11502.12
11.82
37.42
4.87
6.99
1.15 2650.80
402933.07
4.14
13.11 1.70 2.45 0.40 42.34
74.97
89.98
28.96
45.21
37.39
79.01
Conc. Plomo
422.70
64.97
8.54
2070.50
0.71
49.50
3.18
6.31
1.25 3609.86
134517.90
0.46
32.16 2.07 4.10 0.11 57.66
25.03
10.02
71.04
54.79
62.61
20.99
Cabeza Cal.
650.62
100.00
9.62
5374.51
4.60
45.27
3.77
6.55
0.51 6260.66
537450.97
4.60
45.27 3.77 6.55 0.51 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
100.00
Conc. Ro +
FACTOR METALURGICO - PRUEBA Nº 02 DESCRIPCIÓN
%Au
%Ag
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Concentrado Cu
50.05
242.54
339.48
2.75
24.99
25.73
217.69
Medios Cu
13.89
19.46
30.09
23.35
33.81
17.09
24.40
Concentrado Pb
51.17
9.64
1.55
77.68
46.21
60.35
51.58
112
TABLA N° 31 CONCENTRADO BULK 3RA LIMPIEZA 2 LITROS DE MUESTRA DENSIDAD DE 1.30 KG/L CIA MINERA SAN JUAN PERU NYRSTAR PLANTA CONCENTRADORA TAMBORAQUE
Fecha de Muestreo:
19/11/2011
MUESTRA: Concentrado Bulk 3ra Limpieza 2 litros de muestra densidad de 1.30 Kg/L PRUEBA N° 01: RBC 5%
REACTIVOS (gr/TM) T (min)
CARBON
5
0.26
11
RBC
MICB
750
18
3
375
9
2.5
150
6
1.5 NOTA: El consumo de reactivos esta calculado en gramos por tonelada metrica de concentrado bulk.
113
Balance Metalurgico LEYES PRODUCTO
PESO %PESO
Au (gr/TM)
Ag (gr/TM)
CONTENIDO METÁLICO
%Cu %Pb
%Zn
%Fe
Conc. Cobre
51.32
9.50
15.86
23669.34 30.20 15.69
4.43
10.27
Medios Cobre Conc. Ro + Scv
104.00
19.25
18.80
7520.12
14.00 39.37
4.62
8.00
155.32
28.75
17.83
12856.06 19.35 31.55
4.56
8.75
Conc. Plomo
384.84
71.25
8.58
2811.10
0.05 74.60
2.23
3.68
Cabeza Cal.
540.16 100.00
11.24
5699.47
5.60 62.22
2.90
5.14
%As 2.17 1.02 1.86 0.99 0.62
Au
Ag
Cu
Pb
Zn
813.94
224879.76 2.87
1.49
1955.20
144789.04 2.70
2769.14
369668.80 5.56
% RECUPERACIÓN
Fe
As
%Au
% Ag
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
0.42 0.98
0.34
13.41
39.46
51.23
2.40
14.52
18.99
55.43
7.58
0.89 1.54
0.19
32.21
25.40
48.13
12.18
30.68
29.98
30.89
9.07
1.31 2.52
0.54
45.61
64.86
99.36
14.58
45.20
48.97
86.32
3301.93
200278.38 0.04 53.15 1.59 2.62
0.08
54.39
35.14
0.64
85.42
54.80
51.03
13.68
6071.06
569947.19 5.60 62.22 2.90 5.14
0.62
100.00 100.00 100.00
100.00 100.00 100.00 100.00
FACTOR METALURGICO - PRUEBA Nº 03 DESCRIPCIÓN
%Au
%Ag
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Concentrado Cu
18.92
163.86
276.28
0.60
22.18
37.96
193.74
Medios Cu
53.87
33.52
120.32
7.71
48.89
46.68
50.74
Concentrado Pb
41.52
17.33
0.01
102.42
42.15
36.55
21.82
114
TABLA N° 32 CONCENTRADO BULK 3RA LIMPIEZA 2 LITROS DE MUESTRA DENSIDAD DE 1.35 KG/L
CIA MINERA SAN JUAN PERU NYRSTAR PLANTA CONCENTRADORA TAMBORAQUE Fecha de Muestreo: 19/11/2011 MUESTRA: Concentrado Bulk 3ra Limpieza 2 litros de muestra densidad de 1.35 Kg/L PRUEBA N° 01: RBC 5% REACTIVOS (gr/TM) ETAPA
T (min)
Acond 1
5
Acond 2
11
Rougher Sep. Cu/Pb
6
Scavenger Sep. Cu/Pb
3
I Limp. Sep. Pb/Cu
2.5
II Limp. Sep. Pb/Cu
1.5 Balance Metalurgico PRODUCTO
PESO
Conc. Cobre
129.55
Medios Cobre
189.75
Conc. Ro + Scv
319.30
Conc. Plomo
524.79
Cabeza Cal.
844.09
FACTOR METALURGICO - PRUEBA Nº 03 DESCRIPCIÓN
%Au
Concentrado Cu
108.04
Medios Cu
49.65
Concentrado Pb
10.77
115
TABLA N° 33 CONCENTRADO BULK 3RA LIMPIEZA 2 LITROS DE MUESTRA DENSIDAD DE 1.35 KG/L CIA MINERA SAN JUAN PERU NYRSTAR PLANTA CONCENTRADORA TAMBORAQUE Fecha de Muestreo:
19/11/2011
MUESTRA: Concentrado Bulk 3ra Limpieza 2 litros de muestra densidad de 1.35 Kg/L PRUEBA N° 01: RBC 5% REACTIVOS (gr/TM) ETAPA
T (min)
CARBON
Acond 1
20
0.26
Acond 2
20
Rougher Sep. Cu/Pb
6
Scavenger Sep. Cu/Pb
RBC
MICB
750
18
3
400
9
I Limp. Sep. Pb/Cu
2.5
200
II Limp. Sep. Pb/Cu
1.5
100
NOTA: El consumo de reactivos esta calculado en gramos por tonelada metrica de concentrado bulk.
116
PRODUCTO
PESO
LEYES
%PESO Au (gr/TM) Ag (gr/TM)
CONTENIDO METÁLICO
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Au
Ag
Conc. Cobre
340.14
50.95
9.43
5770.43
18.20
31.75
9.29
7.67
0
3207.52
294001.51
Medios Cobre
203.27
30.45
8.02
3041.70
8.25
43.67
6.84
6.68
0
1630.23
92613.30
Conc. Ro + Scv
543.41
81.40
8.90
4749.71
14.48
36.21
8.37
7.30
0.00
4837.75
386614.80
Conc. Plomo
124.19
18.60
14.74
2123.37
1.59
46.69
3.60
10.91
0
1830.56
39499.90
Cabeza Cal.
667.60
100.00
9.99
4261.15
12.08
38.16
7.49
7.97
0.00
6668.31
426114.70
FACTOR METALURGICO - PRUEBA Nº 03 DESCRIPCIÓN
%Au
%Ag
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Concentrado Cu
45.41
93.43
115.64
35.27
78.47
47.17
#¡DIV/0!
Medios Cu
19.63
15.51
14.20
39.88
25.42
21.38
#¡DIV/0!
Concentrado Pb
40.51
4.62
0.32
27.85
4.30
34.85
#¡DIV/0!
117
TABLA N° 34 CONCENTRADO BULK 3RA LIMPIEZA 2 LITROS DE MUESTRA DENSIDAD DE 1.35 KG/L CIA MINERA SAN JUAN PERU NYRSTAR PLANTA CONCENTRADORA TAMBORAQUE Fecha de Muestreo:
19/11/2011
MUESTRA: Concentrado Bulk 3ra Limpieza 2 litros de muestra densidad de 1.35 Kg/L PRUEBA N° 01: RBC 5%
REACTIVOS (gr/TM) ETAPA
T (min)
CARBON
Acond 1
20
0.26
Acond 2
20
Rougher Sep. Cu/Pb
6
Scavenger Sep. Cu/Pb
RBC
MICB
750
18
3
400
9
I Limp. Sep. Pb/Cu
2.5
200
II Limp. Sep. Pb/Cu
1.5
100
NOTA: El consumo de reactivos esta calculado en gramos por tonelada metrica de concentrado bulk.
118
Balance Metalurgico PRODUCTO
PESO
%PESO
Conc. Cobre
58.70
Medios Cobre
LEYES Au (gr/TM)
Ag (gr/TM)
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Au
16.37
10.70
7318.62
24.97
8.00
10.50
10.61
0
628.09
119.13
33.23
10.80
3300.75
6.46
21.13
14.50
8.86
0
1286.60
Conc. Ro + Scv
177.83
49.60
10.77
4627.01
12.57
16.80
13.18
9.44
0.00
1914.69
Conc. Plomo
180.71
50.40
7.86
2144.05
1.79
55.35
5.65
6.64
0
1420.38
Cabeza Cal.
358.54
100.00
9.30
3375.56
7.14
36.23
9.38
8.03
0.00
3335.07
FACTOR METALURGICO - PRUEBA Nº 03 DESCRIPCIÓN
%Au
%Ag
%Cu
%Pb
%Zn
%Fe
%As
Concentrado Cu
21.66
76.96
200.42
0.80
20.50
28.60
#¡DIV/0!
Medios Cu
44.79
31.77
27.22
11.30
79.32
40.47
#¡DIV/0!
Concentrado Pb
35.99
20.33
3.17
117.65
18.27
34.48
#¡DIV/0!
119
TABLA N° 35 BALANCE METALURGICOS DE PLANTA INDUSTRIAL DESPUES DE LA OPTIMIZACIÓN CON LOS TRABAJOS REALIZADOS TURNO A Conc. Cobre Conc. Plomo
% Cu 1.95 11.25
% Pb 41.75 34.00
% Zn 7.54 4.89
Au g/tm 10.53 16.64
Ag g/tm 2302.84 12438.62
% Fe 10.39 12.58
28-ene % As 1.60 1.53
TURNO B Conc. Cobre Conc. Plomo
% Cu 22.88 1.74
% Pb 14.00 47.19
% Zn 7.00 5.75
Au g/tm 19.37 11.73
Ag g/tm 20026.72 2303.63
% Fe 12.89 10.69
% As 1.67 1.69
TURNO BMuestra Puntual Limpieza Conc. Cu
% Cu
% Pb
% Zn
Au g/tm
Ag g/tm
% Fe
% As
27.26
9.75
3.25
22.38
20146.25
16.79
1.65
TURNO A Conc. Cobre Conc. Plomo
% Cu 17.95 4.10
% Pb 19.25 43.88
% Zn 5.45 6.72
Au g/tm 14.44 10.86
Ag g/tm 13258.53 3190.35
% Fe 16.78 12.49
29-ene % As 1.87 1.66
TURNO B Conc. Cobre Conc. Plomo
% Cu 23.08 1.49
% Pb 13.50 46.76
% Zn 7.00 7.25
Au g/tm 20.30 9.50
Ag g/tm 15748.43 2317
% Fe 19.18 9.49
% As 1.98 1.37
TURNO A Conc. Cobre Conc. Plomo
% Cu 17.69 3.01
% Pb 17.75 45.75
% Zn 11.86 7.72
Au g/tm 14.45 11.50
Ag g/tm 12144.42 3127.21
% Fe 14.58 13.48
30-ene % As 1.89 1.67
TURNO B Conc. Cobre Conc. Plomo
% Cu 15.07 1.25
% Pb 23.25 45.25
% Zn 9.50 7.75
Au g/tm 13.58 11.93
Ag g/tm 11432.61 2058.15
% Fe 10.99 12.59
% As 1.05 1.54
TURNO A Conc. Cobre Conc. Plomo
% Cu 16.21 3.25
% Pb 21.75 34.04
% Zn 11.53 8.81
Au g/tm 11.24 19.88
Ag g/tm 10799.66 3033.22
% Fe 11.19 13.98
31-ene % As 1.87 1.68
120
5.3.- EVALUACIÓN METALÚRGICA DEL CIRCUITO DE FLOTACION BULK Pb-Cu El objetivo es determinar leyes y análisis granulométrico valorado de cabeza de flotación, carga circulante del circuito y concentrado scavenger de estas muestras tomadas del circuito de flotación bulk Pb-Cu operando en condiciones normales. 5.4.- EVALUACIÓN DEL CIRCUITO DE FLOTACION BULK PB-CU Determinar leyes y análisis granulométrico valorado de cabeza de flotación, carga circulante del circuito y concentrado scavenger de estas muestras tomadas del circuito de flotación bulk Pb-Cu operando en condiciones normales.
Se
programa
determinar
leyes
en
los 10
puntos,
análisis
granulométrico en esos tres puntos ya mencionados del actual circuito de flotación bulk Pb-Cu, estos puntos fueron determinados y definidos en planta, de acuerdo al siguiente diagrama: CIRCUITO DE FLOTACION ACTUAL Pb-Cu
1
Acondicionador Pb-Cu
2
3
4 5
ROUGHER Pb-Cu
7
SCAVENGER.Pb-Cu
9
10
6
8
CLEANER Pb-Cu
GRÁFICO Nº 18: Diagrama Propuesto de trabajo
121
5.4.1.- DESARROLLO De acuerdo a lo indicado se realizo el muestreo de 10 puntos del circuito de flotación se realizo el día 02 de diciembre en un periodo de 12 horas operando el circuito en condiciones normales, de este muestreo se obtuvo los siguientes resultados: 5.4.2.- Tratamiento: El tratamiento del molino se registró de: 32 TPH El tonelaje de tratamiento total registrado por la balanza del molino fue de 32 TM húmedas por hora.
5.4.3.- Porcentaje de sólidos: De las muestras obtenidas se determino el porcentaje de sólidos, de acuerdo al siguiente cuadro: TABLA N° 36 RESULTADOS DE LOS PORCENTAJES DE LOS DIFERENTES PUNTOS DE FLOTACIÓN
N° de muestra
descripcion 1 cabeza de flotacion 2 cabeza de flotacion celda flash 3 concentrado de la celda flash 4 Relave de la celda flash 5 cabeza de flotacion rougher 6 concentrado rougher 7 relave rougher 8 concentrado scavenger 9 relave scavenger 10 carga circulante
%solidos 39.8 40.8 53 35.4 35.4 55.5 31.1 56.1 35.4 18.3
122
5.5.- DOSIFICACIÓN DE REACTIVOS: TABLA N° 37 DOSIFICACIÓN DE REACTIVOS
dosificacion de reactivos 1.-acondicionamiento complejo : 500 cc/min Na2S : 35 cc/min Z-11 : 45 cc/min Na2S2O5 : 40 cc/min 2.-Rougher MIBC : 17 cc/min 3.-Scavenger Z-11 : 30 cc/min 4.-1era limpieza complejo : 350 cc/min ZnSO4 : 25cc/min 5.- 2da limpieza complejo : 160 cc/min 6.- 3era limpieza complejo : 180 cc/min
La dosificación de reactivos de mantuvo de acuerdo a los parámetros operativos normales diarios típicos de la operación.
5.6.- ANÁLISIS
GRANULOMÉTRICO
VALORADO
Y
REGRESIÓN
ESTADÍSTICA POR ELEMENTOS QUÍMICOS Se realizo el análisis granulométrico valorado de los 3 puntos del muestreo, los resultados se adjuntan en el apéndice 1.
123
5.6.1. REGRESIÓN ESTADÍSTICA POR ELEMENTOS QUÍMICOS DE LA MALLA VALORADA DEL PUNTO 1-CABEZA DE FLOTACION BULK Pb-CU: TABLA N° 38 ANÁLISIS ESTAD´STICO SEGÚN EL “t” DE STUDENTS
cobre-zinc cobre-plata cobre-oro plomo-plata zinc-fierro
CORR 0.97 0.92 0.94 0.96 0.97
T-STUDENT 16.23 8.25 9.74 12.34 13.08
Comentario sobre el resultado de regresión estadística, los resultados significativos positivos, permiten afirmar lo siguiente: Hay una relación muy alta entre Cobre-Zinc (+16.23) que estaría indicando inclusiones de calcopirita en esfalerita (ef2). Cu-Ag el valor de t es +8.25 lo que indica
que hay mucha
posibilidad de que el cobre esté acompañado o exista afinidad por la plata, bien en la fórmula química de un determinado mineral o bien como partícula mixta de dos minerales diferentes. Existe una relación mineralógica entre Zinc-fierro (+13.08)
124
5.6.2. REGRESIÓN ESTADÍSTICA POR ELEMENTOS QUÍMICOS DE LA MALLA
VALORADA
DEL
PUNTO
8-CONCENTRADO
SCAVENGER DE FLOTACION BULK Pb-CU:
TABLA N° 39 “t” DE STUDENT CORR Cobre-plomo plomo-zinc
T-STUDENT 0.88
6.5
0.7
-3.73
Mineralógicamente hay relación entre cobre-plomo (+6.05), podría no estar bien liberados estos dos elementos. También se establece que no hay relación mineralógica directa entre plomo-zinc
(-3.73)
125
GRÁFICO N°19 : LEYES EN LOS PUNTOS DEL CIRCUITO DE FLOTACION BULK Pb-Cu
LEYES EN LOS PUNTOS DE MUESTREO DEL CIRCUITO DE FLOTACION Pb-Cu Cu
Acondicionador
1
Pb
Pb-Cu
2 Cu
0.17
Pb
Zn
Ag
Au
0.87 1.48 109.35 3.71
Zn
Ag
Au
Fe
0.17 0.90 1.62 109.00 3.70 7.97 Cu
Pb
Zn
Ag
Au
Fe
6.00 44.75 8.25 4332.69 8.54 9.17
Fe
7.37 3 Cu
Pb
Zn
Ag
Au
Fe
0.14 0.24 1.93 44.18 4.10 7.77 Cu
0.12 Cu
Pb
Zn
Ag
Pb
Zn
Ag
Au
0.62 1.42 107.06 3.62 Au
Fe
7.37
Cu
ROUGHER Pb-Cu
5
Fe
Pb
Zn
Ag
Au
Fe
0.10 0.16 1.72 34.87 3.68 8.97
4
7
SCAVENGER.Pb-Cu
9
Cu
Pb
0.46 1.02 4.50 180.64 4.75 8.57 F1= 31.66 10
Cu
3.25
Pb
Zn
Ag
Au
4.50 23.75 836.33 15.50 Cu
Pb
Zn
6
Fe
8
Zn
Ag
Au
Fe
3.25 3.24 21.75 682.75 13.91 20.33
18.73 Ag
4.25 14.00 26.00 1610.87
Au
Fe
10.88
14.95
CLEANER Pb-Cu
126
GRÁFICO N° 20 :BALANCE DE MATERIA DEL CIRCUITO BULK Pb-Cu:
BALANCE DE MATERIA DEL CIRCUITO Pb-Cu
9.23
2.90
3.2
13.9
39.8
13.9
23.2 1353
17.1
acondicionador
Pb - Cu
21.54
2.90
7.4
0.12
4.45
31.2
40.8
31.2
0.1
53.0
0.03 0.1
52.8
1365
38.7
0.2
1698
0.13
21.42
2.87
7.5
39.0 60.5
35.4 1300
39.0 46.5 2.85
10.1
64.0 31.1
64.0
92.8
74.1
28.84
31.60 57.6 89.2
2.90 35.4 1302
10.9 57.6 68.5
2.76 2.2 5.0
4.39 0.6 55.5 2.2 1750 2.8
Flotación Rougher Pb-Cu
1253
Flotación Scavengher Pb-Cu
0.3
3.84 56.1
0.7
1710 0.4
0.37
Flotación Flotación de Scavengher limpieza
28.48
2.83
10.1
51.9
35.4
51.9
80.4
1297
61.9
0.1 0.3
0.95 3.67
0.3
4.2
18.3
4.2
5.2
1154
4.5
Leyenda TM /hr
Mineral
TM /hr
Agua
TM /hr
Pulpa
Grav.Esp m3/hr Mineral % de Sólidos
Mineral
m3/hr
Agua
Densidad m3/hr Pulpa
Pulpa
Concentrado Pb-Cu
127
TABLA N° 40 CABEZA DE FLOTACIÓN DE BULCK Pb - Cu
MUESTRA 1 - CABEZA DE FLOTACION BULK Pb-Cu ENSAYES QUIMCO Muestras
Peso(gr)
%Peso
CABEZA
1169.01
100.00
Malla # 50
102.3 96.24 142.61 101.24 106.68 92.29 77.11 450.54
8.75 8.23 12.20 8.66 9.13 7.89 6.60 38.54
Malla # 70 Malla # 100 Malla # 140 Malla # 200 Malla # 270 Malla # 400 Malla # - 400
Ac(-)
91.25 83.02 70.82 62.16 53.03 45.14 38.54
DISTRIBUCIONES
% Cu
% Pb
% Zn
Ag g/tm
Au g/tm
% Fe
% Cu
% Pb
% Zn
Ag g/tm
Au g/tm
% Fe
0.17
0.87
1.48
109.35
3.71
7.37
100
100
100
100
100
100
0.05
0.16
0.41
21.21
0.65
3.62
2.57
1.61
2.42
1.70
1.53
4.30
0.07
0.17
0.68
29.09
1.06
4.43
3.39
1.61
3.78
2.19
2.35
4.95
0.11
0.25
1.18
45.32
1.93
7.85
7.89
3.51
9.73
5.06
6.35
12.99
0.18
0.44
1.67
76.82
3.52
9.05
9.17
4.38
9.77
6.08
8.22
10.63
0.21
0.65
1.98
102.73
4.5
10.66
11.27
6.82
12.21
8.57
11.07
13.20
0.23
1.08
2.3
142.65
6.155
11.47
10.68
9.80
12.27
10.30
13.10
12.29
0.26
1.39
2.37
163.92
6.45
12.07
10.09
10.54
10.56
9.89
11.47
10.80
0.21
1.3
1.79
145.45
3.85
8.45
47.61
57.59
46.61
51.26
39.99
44.19
128
TABLA N° 41 ANÁLISIS ESTADÍSTICO DE LA CABEZA DE FLOTACIÓN Cu-Pb
Cu-Zn Resultado de la regresión
Constante
Cu-Ag Resultado de la regresión
-0.27723131
Constante
Resultado de la regresión 0.03358645
Error típico de est Y
0.25229345
Error típico de est Y
R cuadrado
0.79043464
R cuadrado
0.11693 0.97773883
Constante
-22.7112675
Error típico de est Y
17.2594117
R cuadrado
0.91904719
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Coeficientes X
5.80140187
Coeficientes X
9.17523364
Coeficientes X
688.545561
Error típico del coef
1.21950643
Error típico del coef
0.56520248
Error típico del coef
83.4265152
t-student
4.75717202
t-student
Cu-Au
16.2335339
t-student
Cu-Fe Resultado de la regresión
Constante
Pb-Zn Resultado de la regresión
-0.95672021
8.25331801
Resultado de la regresión
Constante
2.20852804
Constante
0.73223881
1.00632339
Error típico de est Y
0.42143482
R cuadrado
0.71082755
Error típico de est Y
0.57542949
Error típico de est Y
R cuadrado
0.94054204
R cuadrado
0.9097403
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Coeficientes X
27.0975467
Coeficientes X
37.8271028
Coeficientes X
1.19891352
Error típico del coef
2.78144345
Error típico del coef
4.86424769
Error típico del coef
0.31218251
t-student
9.74226054
t-student
Pb-Ag
7.77655769
t-student
Pb-Fe Resultado de la regresión
3.84042506
Zn-Fe Resultado de la regresión
Resultado de la regresión
Constante
17.4842724
Constante
5.32026119
Constante
1.94895886
Error típico de est Y
11.8102182
Error típico de est Y
2.18759122
Error típico de est Y
0.61662013
R cuadrado
0.96209506
R cuadrado
0.57346851
R cuadrado
0.96611136
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Coeficientes X
107.962467
Coeficientes X
Error típico del coef
8.74854978
Error típico del coef
t-student
12.340613
t-student
4.60255707 1.6204824 2.84023885
Coeficientes X
4.20099589
Error típico del coef
0.32121078
t-student
13.0786266
129
TABLA N° 42 CONCENTRADO DE SCAVENGER MUESTRA N° 8 CONCENTRADO SCAVANGER MUESTRAS CABEZA malla #50 malla#70 malla#100 malla#140 malla#200 malla#270 malla#400 malla# -400
peso(gr) 1075.79 17.51 29.98 100.66 117.7 152.04 139.78 109.96 408.16
% peso 100 1.63 2.79 9.36 10.94 14.13 12.99 10.22 37.94
AC (-) 0 98.37 95.58 86.22 75.28 61.15 48.16 37.94 0
% Cu 3.25 3.53 11.82 10.59 5.65 3.18 1.71 1.50 1.18
% Pb 3.24 3.43 6.25 4.19 3.11 2.20 1.58 1.35 1.55
ENSAYE QUIMICO % Zn Ag g/tm 21.75 682.75 2.75 394.75 5.50 2385.12 8.73 1624.40 10.96 1100.94 17.45 734.41 22.73 470.34 26.99 320.43 25.77 344.43
Au g/tm 13.91 1.18 11.80 9.49 13.39 16.94 16.81 16.20 16.27
% Fe 20.33 9.05 17.30 22.53 24.75 22.53 21.93 20.52 18.91
% Cu 100.00 1.77 10.14 30.49 19.02 13.83 6.84 4.72 13.78
% Pb 100.00 1.72 5.38 12.10 10.50 9.60 6.34 4.26 18.15
DISTRIBUCIONES % Zn Ag g/tm 100.00 100.00 0.21 0.94 0.70 9.74 3.76 22.26 5.51 17.64 11.34 15.20 13.58 8.95 12.68 4.80 44.95 19.14
Au g/tm 100.00 0.14 2.36 6.38 10.53 17.21 15.70 11.90 44.38
% Fe 100.00 0.72 2.37 10.37 13.32 15.66 14.02 10.32 35.29
130
TABLA N° 43 ANÁLISIS ESTADÍSTICO DEL CONCENTRADO SCAVANGER BULK Pb-Cu Cu-Pb
Cu-Zn Resultado de la regresión
Zn-Fe Resultado de la regresión
Resultado de la regresión
Constante
1.11381489
Constante
23.0787601
Constante
16.2704453
Error típico de est Y
0.63821195
Error típico de est Y
7.07182842
Error típico de est Y
4.74600826
R cuadrado
0.87558199
R cuadrado
0.51708314
R cuadrado
0.19059452
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Coeficientes X
0.3766466
Coeficientes X
Error típico del coef
0.0579631
Error típico del coef
t-student
6.49804053
t-student
Pb-Zn
-1.62793872
Coeficientes X
0.64227116
Error típico del coef
-2.53465953
t-student
Pb-Au Resultado de la regresión
0.2263107 0.19039579 1.18863292
Pb-Fe Resultado de la regresión
Resultado de la regresión
Constante
29.0143778
Constante
17.5434381
Constante
21.8126492
Error típico de est Y
5.58565023
Error típico de est Y
5.04487368
Error típico de est Y
5.11294376
R cuadrado
0.69872964
R cuadrado
0.25182268
R cuadrado
0.06059862
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Coeficientes X Error típico del coef t-student
-4.70139569
Coeficientes X
1.26030252
Error típico del coef
-3.73037079
t-student
Zn-Au
-1.61760375 1.13828592 -1.42108738
Coeficientes X
-0.7177174
Error típico del coef
1.15364472
t-student
-0.62213036
Au-Fe Resultado de la regresión
Resultado de la regresión
Constante
5.72015787
Constante
10.9089957
Error típico de est Y
3.39726747
Error típico de est Y
3.42307616
R cuadrado
0.66071597
R cuadrado
0.57894165
Nº de observaciones
8
Nº de observaciones
8
Grados de libertad
6
Grados de libertad
6
Coeficientes X
0.4658648
Coeficientes X
0.68820019
Error típico del coef
0.1362883
Error típico del coef
0.23960336
t-student
3.41823025
t-student
2.87224762
131
TABLA N° 44 CARGA CIRCULANTE DEL CIRCUITO BULK Pb - Cu
MUESTRA N° 10 CARGA CIRCULANTE DEL CIRCUITO BULK Pb - Cu MUESTRAS CABEZA malla#70 malla#100 malla#140 malla#200 malla#270 malla#400 malla# -400
peso(gr) 559.82 11.82 38.37 54.64 71.14 65.76 69.62 284.47
% peso 100 2.11 6.85 9.76 12.71 11.75 12.44 44.38
AC (-) 0 97.89 91.04 81.28 68.57 56.82 44.38 0
% Cu 3.25 8.16 9.35 7.59 4.76 2.82 2.08 1.8
% Pb 4.5 10.5 6.75 4.5 3.24 2.35 1.72 2.45
ENSAYE QUIMICO % Zn Ag g/tm Au g/tm 23.75 836.33 15.5 6.25 1211.45 9.02 7.75 2173.95 19.22 11.57 1408.67 16.49 14.81 960.1 16.62 22.53 613.1 15.39 27.19 404.87 12.81 30.44 586.35 9.97
% Fe 18.73 8.73 10.96 17.45 22.73 25.77 26.99 6.29
% Cu 100.00 5.30 19.72 22.79 18.61 10.19 7.96 24.58
% Pb 100.00 4.93 10.28 9.76 9.15 6.13 4.75 24.16
DISTRIBUCIONES % Zn Ag g/tm Au g/tm 100.00 100.00 100.00 0.56 3.06 1.23 2.24 17.82 8.50 4.75 16.44 10.38 7.92 14.59 13.63 11.14 8.61 11.66 14.24 6.02 10.28 56.89 31.12 28.56
% Fe 100.00 0.98 4.01 9.09 15.42 16.16 17.92 14.91
132
TABLA N° 45 ANÁLISIS ESTADÍSTICO DE LA CARGA CIRCULANTE DEL CIRCUITO DE FLOTACION BULK Pb – Cu Cu-Pb
Cu-Zn Resultado de la regresión
Constante
0.20453634
Error típico de est Y
1.9684648
R cuadrado
Pb-Zn Resultado de la regresión
0.67275122
Resultado de la regresión
Constante
32.5665789
Constante
Error típico de est Y
2.90022853
Error típico de est Y
5.80386015
28.649686
R cuadrado
0.92354978
R cuadrado
0.69384019
Nº de observaciones
7
Nº de observaciones
7
Nº de observaciones
7
Grados de libertad
5
Grados de libertad
5
Grados de libertad
5
Coeficientes X
0.822709125
Coeficientes X
Error típico del coef
0.256609706
Error típico del coef
t-student
3.206071729
t-student
Pb-Fe
-2.93834936
Coeficientes X
0.37807473
Error típico del coef
-7.77187455
t-student
Zn-Au Resultado de la regresión
-2.53912414 0.7542986 -3.36620558
Zn-Fe Resultado de la regresión
Resultado de la regresión
Constante
24.2194691
Constante
16.5005111
Constante
12.7266983
Error típico de est Y
7.43718472
Error típico de est Y
3.86522407
Error típico de est Y
8.89527007
R cuadrado
0.35583094
R cuadrado
0.11464133
R cuadrado
0.07848798
Nº de observaciones
7
Nº de observaciones
7
Nº de observaciones
7
Grados de libertad
5
Grados de libertad
5
Grados de libertad
5
Coeficientes X
-1.606356189
Error típico del coef t-student
0.966573602 -1.661907781
Coeficientes X Error típico del coef t-student
-0.13259978 0.16479606 -0.80462956
Coeficientes X
0.24749554
Error típico del coef
0.37925498
t-student
0.65258349
133
CONCLUSIONES Después de realizado el trabajo se llegaron a las siguientes conclusiones:
1)
La finalidad de las pruebas es eliminar el consumo de bicromato en la mezcla de CMC y fosfato mono sódico por el bisulfito de sodio (NaHSO3), por lo que se concluye según los resultados
del balance metalúrgico
favorece el cambio con el bisulfito ( NaHSO3) de acuerdo a las pruebas realizadas en laboratorio y se comparo con el RCS
en estas pruebas
resultó que el factor metalúrgico del cobre utilizando el reactivo RCS es mayor, de las pruebas experimentales realizadas se analizo que fue bueno utilizar el bisulfito de sodio
2)
Se realizaron dos pruebas; con el objetivo de evaluar el comportamiento del plomo y del cobre, en la primera se realizó una prueba estándar (sin remoler) y en la segunda se remolió el relave rougher lo cual se le extrajo mayor cantidad de Pb, Cu en la etapa de flotación de scavenger de bulk PbCu para obtener un bulk más limpio con menos contenido de fierro obteniendo las recuperaciones Pb de 70.17% y Cu de 66.97% y Ag de 62.41% mejor que las recuperaciones de Pb, Cu y Ag sin remolienda .El valor de Zinc en cuanto a recuperación en la remolienda es 18.90% y del balance simulado con remolienda(20.91%) baja en cuanto a la recuperación de zinc sin remolienda(23.14%). Se concluye también que en el relave de zinc de la prueba experimental el valor de plomo bajo su grado de 0.25 sin remolienda a 0.06 con remolienda esto indica que con este proceso mejoraría la calidad de concentrado que se pueda enviar a Biox seria parte de nuestro objetivo que se estaría cumpliendo. Para el zinc la remolienda ocasiona desplazamiento en el circuito de flotación arsenopirita - pirita .
3)
En cuanto a la recuperación de oro en el relave general del proceso los resultados fueron en la prueba sin remolienda es de 10.23% y de la prueba 134
con remolienda es de 8.56%, del simulado con remolienda es de 9.35%, por lo que se compara con los resultados del balance metalúrgico acumulado mensual(a la fecha) es de 12.52%. 4)
Se hizo una evaluación integral para determinar los requerimientos necesarios para poner operativo óptimamente el circuito de separación plomo-cobre con los parámetros obtenidos en laboratorio los cuales son: Greiten para completar todos los accesos necesarios así como barandas. Reparación de dos árboles de las celdas instalación de un reductor para la paleta de espumas, reparación de las canaletas de espumas, tuberías y accesorios para líneas de agua, planchas de fierro para fabricación de cajones de descarga entrada de las celdas,
el
acondicionador que se requiere se podría utilizar el del circuito de separación pirita-arsenopirita, las dos Bombas a usar serian la: B1 Y B2, las cuales se disponen en el circuito de limpieza de Plomo, tuberias HDPE usados de 4" y 2", para transportar los flujos que se requieran. fabricación o compra de toberas y finalmente chupones desarenadores el diámetro esta por avaluarse.
135
RECOMENDACIONES
Después del
desarrollo
del
presente
trabajo,
se
hacen las siguientes
recomendaciones: Seguir evaluando la aplicación de prueba industrial del Colector Hostaflot 2512, en calidad de auxiliar al Aerophine 3418 .
Preferir 2512 como colector auxiliar en flotación Bulk Pb-Cu-Ag, frente a la posibilidad del AP 5100, este ultimo solo podría ser usado en agotamiento scavenger de la separación Pb-Cu
136
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138
