CONTROL METALÚRGICO A TRAVÉS DE LA MINERAGRAFÍA EN PLANTA CONCENTRADORA DE TOQUEPALA Sergio Quiñones – Jefe de Metalurgia Rubén Mattos – Superintendente de Geología Southern Perú Copper Corporation
I. INTRODUCCIÓN El yacimiento de Toquepala está ubicado en la sierra del departamento de Tacna, entre los 3,600 y 2,900 msnm. Sus coordenadas son 17°13’ latitud sur y 70°36’ longitud oeste. Toquepala beneficia sulfuros de cobre como calcopirita, calcosita y bornita por los métodos de concentración concentración y lixiviación con cut off de 0.4% y 0.1% Cu respectivamente, adicionalmente beneficia molibdenita como un subproducto de la concentración del cobre. Las reservas de mineral explotables a la fecha son 675 MT con 0.74% Cu, 0.04% Mo y 1,049 MT lixiviables con 0.22% Cu. El depósito se trabaja a tajo abierto con un diámetro promedio de 2.0 km y 700 m de profundidad. Se desarrolla en bancos de 15 m desde el nivel 3600 hasta 2900. La explotación está planeada para 275,000TM/día de las cuales 48,000TM/día son de mineral para planta concentradora. El control metalúrgico en una planta de beneficio por flotación se realiza mediante evaluación de sólidos y análisis químicos; muchas veces resulta insuficiente para explicar las pérdidas de elementos valiosos en los relaves o la falta de calidad en concentrados. La microscopía de luz reflejada y el concepto de Grado de Liberación son técnicas que se vienen implementando regularmente como control adicional en la cconcentradora de Toquepala desde el año 2000.
1
II. GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO DE TOQUEPALA Geológicamente, Toquepala constituye un yacimiento tipo pórfido de cobre y molibdeno; la mineralización ocurre diseminada en la matriz de las rocas, en microvenillas y como relleno de cavidades de la brecha. Los principales e
minerales son: calcopirita, pirita, molibdenita, calcosita, bornita, covelita y como o
trazas digenita y tetraedrita. Del 88 al 90% del material que trata la concentradora está constituido por roca estéril y del 10 a 12% restante por sulfuros de pirita, calcopirita y molibdenita. La evolución del yacimiento de Toquepala está relacionada a dos eventos i
magmáticos: el primero, de naturaleza volcánica con la deposición de derrames intercalados de andesitas y riolitas del Grupo Toquepala; el segundo es del tipo intrusivo con emplazamientos de cuerpos regionales de diorita y pequeños stocks porfiríticos de dacita y latitas. Durante esta evolución se desarrolló un d r
cuello central de brecha constituido por fragmentos de diorita y dacita con cemento de cuarzo, sulfuros, sericita y turmalina. Esta actividad ocurrió hace 52 – 60 MA.
UBICACION
MODELO GEOLOGICO
N
SECCION ESTE - OESTE
PERU N i v e l 3 6 0 0
TOQUEPALA: Tacna, Ilabaya. 2900-3600 msnm.
2 9 0 0 n n
Toquepala Mine Lat : 17°13’S Long: 70°36’O
Relleno Volcánico Int.Diorit Int.Dac.P. T
2.1
N i v e l 2 4 0 0
Bx..Pipe
1 Km.
Litología, mineralización y alteración
Tienen importancia económica por el contenido de reserva de Cu tres tipos de roca: brecha pipe (51% y 0.86% Cu), intrusivo de diorita (22% y 0.57% Cu) y pórfido de dacita (17% y 0.58% Cu). Por tipo de mineralización, la distribución de reservas es: primario (88%), representado por un ratio de calcopirita:bornita 2
= 40:1 y de calcopirita:pirita en un rango que varía de 2:1 a 1:5; transicional (10%), definido como una mezcla de ¾ partes de calcopirita + bornita y ¼ parte de calcosita + covelita; enriquecido (2%), se caracteriza por la presencia de calcosita + covelita en intercrecimiento con pirita. Las rocas mineralizadas han sufrido 3 tipos básicos de alteración: fílica (formación de sericita), silícea (cuarzo en matriz y fracturas), yeso-anhidrita (sulfato cálcico en matriz y fracturas). Dependiendo del tipo e intensidad de alteración, las rocas varían su Índice de Trabajo (W.I.), desde un mínimo de 8.4 (roca suave) a 22.1 (roca resistente a la comminución).
2.2.
Ocurrencia de la mineralización económica de cobre
Los principales minerales de cobre son: calcopirita 93%, calcosita-covelita 5% y bornita 2%. Éstos se presentan en 3 formas: 1) Diseminados, se exponen mejor en la matriz del pórfido de dacita, como granos desde pocas micras hasta 1mm; 2) En Venillas, se expone mejor en el intrusivo de diorita, formando venillas de calcopirita, pirita y cuarzo que varían desde microscópicas hasta 5mm de grosor; 3) Como relleno de oquedades, se expone mejor en la brecha, las oquedades varían desde decenas de micras hasta 15mm.
Qz
Cp
Cp
Cp
Cp Matriz de Dacita Porf.
100 micras Malla
Foto No.1; Nicoles //; X100 - Dacita Porfirítica
Matriz de Diorita
100 micras Malla
Foto No.2; Nicoles //; X100 - Intrusivo de Diorita
La Foto No.1 muestra diseminación muy fina de calcopirita ≤ 10 micras, es del tipo intracristalina, formando parte de un fenocristal de cuarzo. Este tipo de
3
diseminación es la menos frecuente y presenta la mayor dificultad para liberación del mineral. La Foto No. 2 muestra diseminación típica de calcopirita, entre 50 y 100 micras. Es del tipo intercristalina en matriz del intrusivo de diorita. La calcopirita es de bordes anhedrales y ocupa los espacios vacíos entre el cuarzo y los ferromagnesianos. Éste es el tipo de diseminación más frecuente y con resultados satisfactorios de liberación.
Cp Qz
Py
Py Feldp
Micras
La Foto No 3 muestra calcopirita rellenando una microoquedad en un fragmento de brecha. La calcopirita está asociada con pirita y cuarzo en contactos simples, formando ensambles múltiples que pueden medir desde algunas micras hasta 1 cm de diámetro. El tratamiento de este mineral presenta el mayor grado de liberación en planta respecto de los dos tipos anteriores.
100 Malla
Qz Foto No.3: Nicoles //; X100 - Brecha
2.3.
Grados de diseminación de minerales de cobre
Sobre la base del logueo geológico, análisis químico y microscopía, se llega a una aproximación del tipo de ocurrencia de los minerales de cobre que representan a las reservas. El 36% del cobre es diseminado, 38% está en relleno de vetillas y un 26% en oquedades. La experiencia en planta indica que el tratamiento de minerales del tipo relleno tiene mejores resultados en liberación respecto del diseminado. La granulometría promedio de los minerales de cobre por tipo de roca indica lo siguiente: el pórfido de dacita es el que contiene el mayor porcentaje de diseminado fino, sólo el 50% de los granos de cobre 〈 45 micras (malla +325); el intrusivo de diorita tiene 61% de granos diseminados 〈 45 micras, y, finalmente, la brecha pipe con 95% de granos 〈 45 micras. (Ver Gráfico N°1). 4
Mineralización de Cu Diseminado
Gráfico N°1 Representa la distribución diseminada por tipo de roca, de una muestra compósito de alimentación a molinos (malla 3/4”), con una ley de cabeza de 0.76% Cu.
20 16 Frecuencia x100
12 8 4 0 h a c r e B
III.
120 i t a r i o D
160 i t a a c D
200
80
40
a s c r M i
>220
PROCESO METALÚRGICO – PLANTA DE COBRE TOQUEPALA
El mineral proveniente de la mina llega a la concentradora vía ferrocarril. Se descarga sobre un grizzly de 6” de luz. El grueso alimenta a la chancadora giratoria “Traylor” de 60” x 89” (600 HP), cuya capacidad es de 2,800 t/h; los finos pasan directamente a los bolsillos de almacenamiento. El producto de esta etapa es almacenado en una pila de 28,000 t de capacidad. La trituración secundaria se efectúa en 2 chancadoras giratorias de cabeza estándar Nordberg de 800 Hp de potencia y de 680 t/h de capacidad cada una. Reciben y procesan el sobretamaño de 2 zarandas vibratorias; el material bajo tamaño prosigue hacia un nuevo zarandeo. Normalmente, estas chancadoras entregan un producto de menos 1 ½”. La trituración terciaria se lleva a cabo en 4 chancadoras de cabeza corta HP-700 Nordberg de 375 t/h de capacidad cada una; al igual que en la anterior etapa, estas chancadoras son alimentadas por el sobretamaño de 4 zarandas, el material de bajo tamaño se transporta mediante un sistema de fajas, junto con el producto chancado de la etapa terciaria (aprox. 20% +M ½”) hacia la tolva de finos de 25,400 t de capacidad. La operación de molienda primaria se efectúa en un circuito convencional abierto, con 8 molinos de barras “Marcy” de 10’ x 14’ (800 HP) y la molienda secundaria en un circuito cerrrado con 24 molinos de bolas “Allis- Chalmers” de 10 ½’ x 13’ (800 HP), con ciclones inclinados D-26. 5
La flotación primaria se lleva a cabo en una celda Ok-100 y 06 celdas Wemco de 42.5 m3 por sección. La alimentación a flotación ingresa con 34% de sólidos y 20% +m65 en promedio. Como colectores usamos el isopropil xantato de sodio y un ester xántico (AP 3302), y como espumante el F-523 (mezcla de alcoholes y polypropilen glicoles). El concentrado rougher es remolido en 6 molinos de bolas “Marcy”, (8’ x 13’) y enviado a un tanque centralizado para ser alimentado a 8 celdas columna (8’ x 40’). La cola de esta etapa es agotada en el circuito scavenger (3 celdas OK50) y el concentrado, luego de ser remolido, es flotado en un circuito de relimpieza en 4 etapas sucesivas (celdas Agitair # 48). El concentrado de columnas se junta con el concentrado de relimpieza, el cual es enviado a la planta de molibdeno. (Ver diagrama de flujo ).
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DIAGRAMA DE FLUJO CONCENTRADORA TOQUEPALA Carro distribuidor
TOLVA DE FINOS
MINERAL DE
ZARANDAS PARRILLAS CHANCADORAS
MOLINOS DE BARRAS (8)
LA MINA CHANCADORA PRIMARIA
SECUNDARIAS (2)
Muestra 5.1
HIDROCICLONES KREBS (24)
MOLINOS DE BOLAS (24)
CHANCADORAS
ZARANDAS
TERCIARIAS (4)
FLOTACION PRIMARIA CELDAS OK-100 (04)
OK100
CELDAS WEMCO (24)
PILA DE INTERMEDIOS
Muestra 5.2
MOLINOS
4 NIDOS DE 5 CICLONES HIDROCICLONES KREBS (20)
REMOLIENDA (8)
Muestra
CONCENTRADO BULK (Cu, Moly) ESPESADOR 140' (1)
CELDAS COLUMNA (8) ESPESADORES INTERMEDIOS 100' (02)
5.4
ESPESADORES CONVENCIONALES 325' (3)
ESPESADOR HI-RATE (1) 27% Cu 1.4% Mo
FLOTACION DE AGOTAMIENTO 03 CELDAS OK -50
A QUEBRADA HONDA
A MOLINOS
FLOTACION DE LIMPIEZA Y REELIMPIEZA 48 CELDAS AGITAIR OK50 Muestra
FILTROS (4)
5.3
PLANTA DE MOLY
COLA : CONCENTRADO DE COBRE FINAL
SECADORES (3)
Concentrado de Cobre Final a Ilo
IV. •
BOMBAS DE AGUA RECUPERADA (5)
LEYENDA MINERAL MINA CONCENTRADO BULK CONCENTRADO Cu COLA FINAL AGUA
MARCO TEÓRICO Para realizar un análisis mineragráfico cualitativo y cuantitativo, es suficiente contar con un microscopio de luz reflejada y hasta 400 aumentos (de acuerdo con nuestra experiencia). 7
•
Las muestras deben ser tamizadas para fabricar briquetas por malla. Normalmente, el conteo se realiza en partículas mayores a 45 µ ( +m325).
•
Se deben elegir objetivos de 20 partículas por campo aprox. y 50 estaciones de observación en promedio, es decir por cada briqueta se observarán aproximadamente 1000 partículas.
•
Es necesario primero identificar las especies presentes mayores y menores mediante un barrido.
•
Relacionando los porcentajes de área y periferie ocupados por cada especie en la partícula binaria o ternaria se calcula el grado de liberación (G.L.). Se ha observado que una partícula está en condiciones de flotar si tiene un G.L. ≥ 70% (1), y si este valor es < 10%, la probabilidad de liberarla mediante una remolienda es mínima, dependiendo del tamaño de las partículas y la calidad de gangas.
•
El siguiente gráfico explica claramente el criterio antes mencionado: ENSAMBLE
A
B
B A B
A B
MINERAL A
MINERAL B
0.40 X 50
0.60 (50)
G.L. 20%
G.L. 30%
0.30 X 20
0.70 (80)
G.L. 6%
G.L. 56%
0.20 X 0
0.80 X 100
G.L. 0%
G.L. 80%
(1) Propuesta del Dr. C Cánepa
V.
MICROSCOPÍA APLICADA, DESCRIPCIÓN Y RESULTADOS
5.1.
Molienda y clasificación
Un muestreo realizado (*) en el circuito de molienda secundaria, en condiciones estándares de operación, fue llevado a cabo, para análisis mineragráfico y 8
determinación de parámetros de control: tamaño de corte (D50) y grado de liberación. Ver ubicación de muestreo en el Diagrama de Flujo.
5.1.1. Determinación del tamaño de corte (D50) y grado de liberación. Muestra : Alimentación al Ciclón Malla
%Peso
%Eq. (**)
47.8 57.65 35 10.9 13.20 48 9.0 10.88 65 7.3 8.85 100 5.3 6.38 150 2.5 3.05 200 17.2 -200 PROMEDIO POND.
G.E. FACTOR %PESO
%Vol de las especies por mallas Cp
Py
GGs
2.82 2.43 2.59 4.48 6.26 5.85
4.23 7.40 31.11 47.65 50.79 57.12
92.6 95.97 65.88 46.55 41.66 36.49
3.20 4.20 13.45 4.38
16.00 81.10 5.00 2.60 79.98 210.87 26.07 68.73
He
Bn
0.31 0.45 0.32 0.23
0.23 0.13 0.13 0.80 0.82 0.23
0.10 5.20 0.52 0.17
0.29 6.10 6.10 0.58
(**)Se redistribuye el peso en las mallas +200 (de las que se realiza el análisis microscópico cuantitativo).
GRADO DE LIBERACIÓN Malla
Apertura µ
35 48 65 100 150 200
417 295 208 147 104 74
G.L. %Equ Corr(***) 9.6 33.2 57.8 76.1 82.6 89.2
G.L. Ponderado
57.7 13.2 10.9 8.8 6.4 3.0
Cp
Py
Bn
GGs
8.97 32.02 37.9 51.11 57.91 67.92
78.02 82.36 95.06 93.16 92.83 95.91
4.08 3.55 5.95 32.88 29.19 60.43
91.94 95.97 96.32 95.41 95.58 97.12
23.81
83.28
10.08
93.65
(*) Muestra utilizada en el Curso de Microscopía de Opacos. (***) Es correcto agregar el % vol. del mixto Cp/Py al % vol. de Cp libre, por ser un amarre conveniente a la flotación primaria (luego se podrá liberar en la etapa de remolienda), y recalcular el grado de liberación.
Cálculo del D50: Mediante una regresión lineal simple se calcula el tamaño de corte:
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Regression Summary for Dependent Variable: G.L. (d50.sta) R= .99678083 R²= .99357203 Adjusted R²= .99196504 F(1,4)=618.28 p<.00002 Std.Error of estimate: 2.7947 B
t(4)
p-level
Intercpt
2.313779
46.7359
.000001
MICRONES
.008138
-24.8652
.000016
Se reemplazan las variables y se asume que al 70% del G.L. corregido alcanza una liberación adecuada, entonces el D50 calculado es de 188micrones.
5.1.2. Cálculo del tamaño de corte (d50) por la distribución RosinRammler Malla Apertura µ 20 833 28 589 35 417 48 295 65 208 100 147 150 104 200 74
%Acumulado Retenido Alimento Rebose Arenas Ln µ 24.0 0.1 37.2 6.73 34.1 1.1 51.3 6.38 47.7 5.8 66.6 6.03 58.7 15.0 77.1 5.69 67.7 29.2 86.1 5.34 75.0 40.0 90.8 4.99 80.3 48.9 93.5 4.64 82.8 55.6 95.0 4.30
Ln(Ln(100/W)) 0.3567 0.0728 -0.3021 -0.6291 -0.9410 -1.2466 -1.5169 -1.6689
* El cálculo de la carga circulante corregida, se realizó por el método de los mínimos cuadrados y dio como resultado 217%.
Regresionando: Regression Summary for Dependent Variable: LN_LN_ (D50.sta) R= .99640392 R²= .99282077 Adjusted R²= .99162423 F(1,6)=829.74 p<.00000 Std.Error of estimate: .06770 B
t(6)
p-level
Intercpt
-5.52361
.-32.8834
.000000
LNµ
.86879
. 28.8053
.000000
LN (LN(100/W)) = 0.868792 LN (µ) - 5.5236132 Donde: W = % gruesos, 100-W = % finos, cc = W / (100-W) Reemplazando la cc (217%), obtenemos W = 68.45%. Resolviendo la ecuación de Rosin-Rammler, se halla un D50 = 189 micras.
10
5.2. Determinación del grado de liberación en una muestra de relave con ley alta de cobre La recuperación promedio de cobre en planta es de 87%. A mediados del año 2000, se tuvieron recuperaciones inferiores a los niveles estándar, a pesar de que se tenían leyes por encima de 0.80% Cu y mineral 100% primario (la cinética de flotación para la calcopirita es mayor que para la calcosita en nuestra planta). La recuperación bajó a niveles de 85-86%; el mineral no contenía especies de cobre oxidado ni mineral secundario, pero la roca era una dacita porfirítica fílica (mayor diseminación que otro tipo de rocas). Luego de realizar cambios en el nivel de reactivos en la planta y sin resultados satisfactorios, se procedió a un muestreo en los relaves para análisis mineragráfico. Los resultados se resumen a continuación:
GRADO DE LIBERACIÓN TOTAL en % Malla 35 48 65 100 150 200 325
% Peso* 8.30 13.00 12.00 19.10 19.10 13.50 15.00
G.L. Ponderado
* % Ind. Redistribuido en +M325
Cp 0.1 0.2 3.4 0.9 58.8 68.7 30.7 25.7
Py 84.3 79.2 86.8 97.50 98.7 99.9 95.4 93.0
He 0.2 0.0 2.2 4.4 50.2 43.9 4.9 17.4
GGs 97.9 98.3 98.7 99.2 99.2 99.4 99.0 98.9
De los resultados se puede apreciar que no se pudo recuperar el cobre por falta de liberación. Es importante observar que normalmente el grado de liberación aumenta a medida que el tamaño de la partícula disminuye; pero en este caso, el G.L. para la malla +325 es de 30.7% en comparación con 58.8% y 68.7% para las mallas 150 y 200 respectivamente, lo que indica que la diseminación podría ser como la mostrada en la Foto # 1 (cp ≤≤ 10 µ).
5.3. Análisis de preconcentrado – Circuito agotativo y primera limpieza Diversas pruebas de flotación en laboratorio se llevaron a cabo con muestras del concentrado del circuito agotativo y de la primera limpieza, remoliendo
11
ambas, luego de separar los finos. Los resultados indicaban la necesidad de remolienda de los dos flujos. Por la capacidad instalada de equipos, se debía tomar la decisión de remoler uno de ellos. Con este fin se muestrearon de ambos concentrados para realizar el estudio mineragráfico respectivo. Los resultados se muestran sumariamente en las siguientes tablas.
Malla +100 +200 +400 -400
Conc OK-50 %Peso %Equiv. 2.19 6.30 10.02 28.60 22.77 65.10 65.02
Conc 1er Cleaner Malla %Peso %Equiv +100 2.70 6.2 +200 12.93 29.4 +400 28.22 64.4 -400 56.14
%Vol
%Vol
Cp 52.90 57.16 78.84 20.30
Grado de Liberación Py GGs Mo Bn 74.38 71.24 100 54.39 85.00 77.45 100 64.51 91.69 85.38 100 63.98 42.08 29.50 3.90 3.32
Cp 57.06 64.47 85.72 22.20
Grado de Liberación Py GGs Mo Bn 77.47 73.20 100 78.85 88.55 80.74 100 65.55 96.11 91.64 100 83.44 43.93 23.91 5.06 2.75
El estudio indicaba que ambas muestras requerían una remolienda, previa clasificación (G.L. en m+200 <70% y en mallas –200+400 >70%); pero la mayor necesidad mostró el concentrado del circuito agotativo OK-50 (menor grado de liberación), a pesar de tener una granulometría más fina (35.0% vs 43.9% m+400). Esta información, además de ciertas facilidades en planta, sugirieron la necesidad de remoler este flujo, con un tamaño de corte (D50) en la clasificación de 56 µ.
5.4. Análisis de cola del circuito agotativo La remolienda del concentrado del circuito agotativo (OK-50) permitió mejorar la recuperación en la siguiente etapa (relimpieza) y disminuir la carga circulante. La ley de la cola en el circuito agotativo antes del cambio era en promedio 0.51% Cu, reduciéndose después a 0.36% Cu y para el Mo de 0.30% a 0.06% para un tonelaje y ley de alimentación de Cu mayores (ver cuadro inferior). A causa de esta disminución se decidió enviar la cola a relaves (antes retornaba al circuito primario de flotación), disminuyendo la carga circulante y 12
mejorando el tiempo de residencia en el circuito mencionado. Con este cambio aumentaron las recuperaciones de Cu y Mo en 0.8% y 1.8%, respectivamente, en la planta.
INFORMACIÓN DE LEYES – ANALIZADOR EN LÍNEA PLANTA DE COBRE MES
OK-50 CONC. CONC. RECL. CONC FINAL %Cu %Mo %Cu %Mo %Cu %Mo %Cu %Mo
TMSD CLASS O'FLOW OK-50 FEED OK-50 TAIL %Cu
%Mo
%Cu
%Mo
Jan-00
44021
0.792
0.038
1.95 0.797 0.32 0.33
6.5 1.99 12.9
3.77 27.3 1.106
Feb-00
43662
0.756
0.032
1.96 0.869 0.54 0.29
6.2 2.18 12.1
4.21 27.1 1.271
Mar-00
45919
0.753
0.046
1.87 0.523 0.39 0.07
5.3 1.37 13.3
3.87 26.5 1.393
Apr-00
45156
0.874
0.047
2.16 0.709 0.49 0.08
6.0 1.89 15.5
5.11 26.9 1.240
May-00
45598
0.672
0.022
2.13 0.743 0.42 0.36
5.4 1.11 16.9
3.45 27.3 0.643
Jun-00
46211
0.705
0.029
2.08 1.051 0.50 0.44
5.5 1.47 15.5
3.63 26.9 1.099
Jul-00
47205
0.591
0.030
2.18 0.623 0.73 0.29
6.4 0.90 17.2
3.15 26.3 1.502
Aug-00
46037
0.588
0.018
1.61 0.312 0.73 0.54
3.5 1.95 12.3
2.08 27.2 0.790
Sep-00
45951
0.771
0.036
1.81 0.479 0.34 0.10
2.9 0.40 16.3
4.06 26.9 1.382
Oct-00
47329
0.769
0.027
1.70 0.226 0.53 0.03
2.6 0.44 14.5
2.42 26.5 0.928
Nov-00
46455
0.725
0.029
2.29 0.269 0.30 0.02
3.5 0.37 15.5
2.96 26.4 1.351
Dec-00
46754
0.780
0.026
1.78 0.409 0.26 0.09
3.9 0.75 14.8
2.74 27.4 0.942
AVG ENE45476 AGO AVG SET46622 DIC TEST1146 STD
0.716
0.033
1.99 0.703 0.51 0.30
5.6 1.61 14.5
3.66 26.1 1.104
0.761
0.030
1.90 0.346 0.36 0.06
3.2 0.49 15.3
3.04 26.8 1.151
0.045 -0.003 -0.10 -0.357 -0.16 -0.24 -2.4 -1.12
0.8
-0.61 -0.1 0.021
En la tabla siguiente se presentan resultados del análisis microscópico de la cola del circuito agotativo. Se apreciar que el grado de liberación no sobrepasa al 70% y que solamente con una remolienda adicional conseguiríamos una liberación adecuada para la recuperación del material valioso (cp). MALLA % PESO
GRADO DE LIBERACION
% EQUIV. Cp
Py
Bn
Cv
GGs
100
0.62
3.2
29.59
94.85
5.39
0.18
91.28
150
1.65
8.5
60.36
99.95
61.12
0.27
96.48
200
3.93
20.2
60.53
99.11
53.47
0.47
96.81
325
13.22
68.1
65.76
99.37
5.25
0.04
99.32
-325
86.78
% VOL.
2.09
44.06
0.18
0.15
53.25 13
VI. CONCLUSIONES •
La mineralización de Cu en el yacimiento ocurre básicamente en 2 grupos: diseminado 36% y rellenando fracturas u oquedades 64%. La dacita porfirítica presenta la mayor intensidad de diseminación fina, con 50% de granos <45 micras (malla <325).
•
El estudio microscópico cuantitativo desarrollado a la fecha ha contribuido a conocer mejor la caracterización morfológica de nuestro mineral en las diferentes etapas de la concentración desde la alimentación hasta la obtención de concentrados y relaves.
•
El estándar de recuperación de concentrado de cobre en condiciones normales de planta es 87% y se obtiene con un grado de liberación de 70% (partículas de cobre); por debajo de este límite se incrementaría la dilución de la ley del concentrado.
•
Mayores elementos de juicio para la toma de decisiones al considerar dentro de varias alternativas (con similares posibilidades mediante el análisis de mallas y los análisis químicos) el grado de liberación que indicará cuál ofrece mayor recuperación de los elementos valiosos.
VII. •
REFERENCIAS Aparicio M., Begazo F., Zapana E. “Micróscopia de Opacos para Corte de Clasificación d50”, Agosto 2000.
•
H. W. Fander “Mineralogy for Metallurgist . an illustrated guide”, publicado por IMM, 1985.
•
Manzaneda José “Micróscopia de Opacos-Aplicaciones al Procesamiento de los Minerales-Curso Práctico”, Julio 2000.
•
Mendoza José “Estudio Mineralógico de Muestras del Yacimiento de Toquepala”, Descripción y Resultados de Casos Prácticos.
•
Stevenson, F. “Exploración de Yacimientos de Cobre Diseminado” XII Convención de Minas 1972. 14
•
Zwang, Paul “Evolución Hipógena del Depósito Porfirítico de Cobre Molibdeno de Toquepala, Moquegua, Sudeste del Peru, 1985.
•
Park, Gerald M. “Petrographic and Lithogeochemical Alteration Study of the Cuajone and Toquepala Porphyry Copper Deposits, Peru”, 1998
15
