V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013
TÉCNICAS DE PROCESAMIENTO METALÚRGICO DE UN MINERAL DE PLOMO- ZINC. J. Salvador Meza Espinoza, F. Javier Juárez Islas y J. Orlando Pineda M.
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[email protected] ESIQIE-IPN
RESÚMEN. El presente estudio tiene como objetivo primordial mostrar las diferentes técnicas de procesamiento que se realizaron a un mineral de plomo-zinc (Pb-Zn), previa caracterización fisicoquímica y de muestreo, como son la trituración, molienda y concentración por flotación. Encontrando datos fundamentales como el tamaño de liberación de partículas, energía de consumo en la trituración y molienda, además del comportamiento del mineral en la flotación con la finalidad de hallar las mejores condiciones en su concentración. La muestra tratada está constituida de una matriz de cuarzo (SiO2) y diseminación de galena (PbS), esfelerita (ZnS), azurita (CuCO3.H2O) y pirita (FeS2), siendo el cuarzo la especie de mayor abundancia siguiéndole la pirita, esfalerita, galena, mica y azurita; también se encontraron calcita (CaCO3) y yeso (CaSO4). Los valores minerales metálicos, principalmente argentíferos asociados con galena, esfalerita y de oro, ensayan 762 g ton -1 de Ag 1.44% de Pb, 2.49 % de Zn y 0.81 g ton -1 de Au. El mineral tiene una granulometría del 80 % a -2 + 1 ½ mallas (#). El índice trabajo (Wi) de trituración es de 28.17 Kwh st-1, valor que indica la dureza del mineral, mientras que en la molienda que se obtiene un Wi de 20.79 Kwh st -1. En la flotación se obtienen en promedio recuperaciones del 77 % de Pb con una ley del 37 % y del 84 % de recuperación de Zn con una ley del 52.5 %. La recuperación de Au y Ag son muy apremiantes ya que en el concentrado de Pb se obtiene hasta un 37 % de Au y 35 % de Ag, mientras que en el de Zn hay una recuperación del 25 % de Au y del 60 % de Ag. Usando operaciones de limpia para mejorar la ley y las recuperaciones de los valores metálicos. Palabras Clave: Procesamiento, trituración, molienda, flotación, plomo, zinc.
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INTRODUCCION. Un prerrequisito esencial para el estudio de un mineral, es la separación en sus fracciones de valor y desecho, esto significa la liberación de los granos del mineral con valor de los granos de mineral de desecho (ganga) siendo este un punto importante. Una forma de evaluar la liberación es el grado de liberación siendo este el porcentaje de un mineral dado que existe en la forma de partículas libres, es decir, partículas que contienen sólo el mineral valor, las partículas que contienen a su vez mineral y desecho se nombran partículas no liberadas o intermedias (mixtas) y gran parte de las dificultades que se experimentan en la separación de minerales radica en el tratamiento de estas. La forma más común para obtener la separación es mediante las operaciones de trituración y molienda que se emplean para fracturar los agregados de minerales y así inducir o incrementar su liberación. Por su parte La molienda es la operación que sigue después de la trituración o quebrado donde la reducción de partículas llega a un tratamiento fino de partículas en los minerales, en esta operación se tienen más variables que en la trituración pero para pruebas metalúrgicas en laboratorio se deben obtener los datos dependiendo de qué tipo de procedimiento se utilice, aunque el método Bond es el más usual en esté se utilizan molinos de hierro de forma cilíndrica con un tamaño de 12”X12” Diámetro y Longitud, los cuales, rotan sobre un mecanismo de rodillos donde un reductor de velocidad y un motor están conectados al rodillo. La molienda se realiza con una carga de mineral de 1kg y con bolas de acero de diferentes tamaños o de un solo tamaño como medio de molienda para obtener la finura necesaria para la etapa subsecuente, las siguientes variables se deben de determinar para alcanzar la disminución de partícula: a. b. c. d. e.
Carga de bolas (medio de molienda). Velocidad critica de rotación. Distribución de carga de bolas. Tiempo de molienda. % de sólidos
Siendo estas las bases para establecer condiciones estándar para el mineral que se está estudiando; cada una de las variables mostradas van a establecer por si solas las condiciones estándares ya que cada mineral se procesa de forma única por sus propiedades físicas. Cuando la muestra ha quedado a un tamaño especifico el siguiente paso esencial es identificar todas las especies minerales constitutivas en la muestra para obtener una idea de qué tipo de concentración se debe realizar en las especies valiosas asociadas.
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 La concentración es una cualidad que no depende solo de la naturaleza y abundancia de los minerales sino también de sus texturas, intervalo de tamaño, condición de sus superficies y modos de ocurrencia, para obtener dicha información los exámenes mineralógicos de laboratorio se deben enfocar en los siguientes propósitos: a. Hacer una identificación positiva de los minerales presentes. b. Describir sus texturas y asociaciones con otros minerales. c. Medir los tamaños de liberación de los minerales que se van a concentrar, con respecto a los minerales asociados. Mientras que la flotación es el método más común para la concentración de minerales, es un proceso físico-químico que cambia momentáneamente el área superficial de las partículas que se desean concentrar, esto se realiza con reactivos químicos que convierten a las partículas de interés y que están dentro de una pulpa en hidrofóbicas, la clave de la flotación es la afinidad de las partículas con el aire aunque estén dentro de una mezcla sólido agua. Para lograr este fenómeno la pulpa debe estar en contacto permanente con burbujas de aire las cuales son inducidas para que exista el contacto entre las partículas de interés con la finalidad de provocar una adherencia obteniendo un resultado de separación selectiva “flotación diferencial”. Un aspecto fundamental en la flotación de minerales son los reactivos, ya que sin la ayuda de estos no se podría controlar una flotación, para esto se debe conocer qué efecto realiza cada reactivo, como son los colectores, activadores, espumantes, modificacores de superficie o pH y los depresores. Después de conocer el concepto de flotación además de los reactivos y lugar de adicción lo siguiente es el saber cómo reproducir una prueba en laboratorio, para esto las pruebas de flotación más comunes que se utilizan son tres: Pruebas batch, Pruebas de ciclo y Pruebas continúas o planta piloto. En estos sistemas se debe de cumplir con muestras de un mismo peso además de leyes de cabeza similares, con una granulometría estándar y a un tamaño de partículas donde estén liberadas las especies, en particular para nuestro estudio las de plomo y zinc.
DESARROLLO. La muestra inicial pesó 120 kg y fue muestreada con el método de cono y cuarteo dos veces, separando una parte con el propósito de conservar un testigo y utilizar el resto para las pruebas metalúrgicas pertinentes. La muestra testigo pesó 32 kg se etiqueto como “testigo A” el resto de muestra pesó 88 Kg nombrándolo como “muestra A”.
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 Dentro de la preparación de la muestra se realizó un análisis de mallas a la cabeza de trituración para después separarla en dos sub muestras con la finalidad de facilitar la adquisición del Índice de Trabajo (Wi) de trituración, sometiendo a la primera de las submuestras a la prueba de Wi y la otra a la disminución de tamaño directa a -10# para obtener toda la muestra al tamaño deseado; la preparación se comenzó con un análisis de malla del total del muestreo anterior con la serie de mallas de la Tabla I, los 88 Kg de la muestra se muestreo por cono y cuarteo obteniendo dos submuestras con un peso de 43.31 Kg en la submuestra “uno” y 44.69 Kg para la submuestra “dos”, antes de realizar la trituración de las submuestras, son homogenizadas respectivamente. Tabla I. Serie de mallas para el análisis de cabeza y producto de trituración.
[in]
Cabeza
Producto
Abertura
Abertura [μ]
[in]
[μ]
-3+2
76200
-2+11/2
50800
-1 1/2+1
38100
-1+3/4
25400
-3/4+5/8
19050
-3/4+5/8
19050
-5/8+1/2
15875
-5/8+1/2
15875
-1/2+3/8
12700
-1/2+3/8
12700
-3/8+1/4
9525
-3/8+1/4
9525
-1/4+6#
6350
-1/4
6350
-6#
3350
La experimentación se siguió como lo ilustra el diagrama de flujo de la figura 1, para obtener resultados que muestren el mejor tratamiento en la concentración del mineral de plomo – zinc.
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Fig.1. Etapas de la metodología experimental.
Fig. 2. Etapas de prueba de trituración.
Para la obtención de Wi la submuestra uno se seleccionó para esta prueba anotando datos de amperaje con un multímetro de gancho, que se conecto directamente a una de las fases eléctricas del motor de la trituradora, tomando el tiempo que tardo en triturar toda la muestra y por último se hizo un análisis de mallas al producto con la serie de la Tabla 1 realizando cada paso del diagrama de la figura 2. La disminución de tamaño a -10 # se efectuó con tres equipos, comenzando con una trituradora de quijadas Sturtevan engenering de 6x15 pies con un motor marca ASEA de 3 HP, quebradora SIMONS y una quebradora de rodillos Stertevan engenering con motor de 3 HP.
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 En la primer etapa se trituro la submuestra “uno” obteniendo su P 80 además de la información de amperaje y tiempo de trituración para calcular Wi y después se continuo con la reducción con la quebradora SIMONS y por último se obtuvo el tamaño deseado con una quebradora de rodillos, donde se construyó un circuito cerrado, obteniendo un P80 de -¼” y un P100 de -10# respectivamente, como lo muestra la figura 3, con la submuestra dos se realizó el mismo procedimiento.
Trituradora de quijada
Quebradora de rodillos
+10#
Quebradora SIMONS
Fig. 3. Disminución de partícula.
Producto Criba 10#
Fig. 4. Procedimiento de muestreo.
En la realización de las muestras de 1 kg se mezclaron y homogenizaron las submuestras uno y dos para obtener los 88 kg de la muestra total a -10#, se dividieron primero en 11 submuestras para adquirir muestras de 8 kg cada una, después se utilizo el mismo método dividiendo cada muestra de la primera etapa de nuevo en 4 submuestras para adquirir muestras de 2 kg cada una con el objetivo de no saturar el separador rotatorio Retzch ya que cada vaso podía contener 300 g. De las muestras de 2 kg se obtienen submuestras con 0.25 kg por cada vaso después se reunieron la cantidad de 4 vasos de forma aleatoria en una bolsa para formar las muestras representativas de 1 kg identificándole de forma consecutiva como SLG-1, SLG-2·SLG-88. Ya que el muestreador Retzch conserva la porción REPRESENTATIVA así como la granulometría se optó por combinar las técnicas. La figura 4 resume el procedimiento. La caracterización mineralógica se realizó con métodos ópticos y químicos, con el objetivo de identificar especies de valor económico existentes en la muestra. En la identificación de las especies involucradas de la muestra, se efectuó una observación macroscópica rápida con una lupa tomando varios especímenes al azar de la
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 muestra testigo, después con las muestras ya disminuidas de tamaño se realizó una confirmación de la identificación de algunas especies se efectuando un desmenuzamiento de granos con una aguja de canevá y se observaron detalle tales como lustre, raya, color, transparencia etc., a 10 y 20 aumentos en el estereoscopio. Después se tomó una pequeña muestra del total ya disminuido de tamaño con el método de palas fraccionadas de 100 g para realizar el análisis químico con la finalidad de confirmar la presencia de las especies antes observadas, haciendo reaccionar con HCl, HSO4 y HNO3 para percibir las propiedades de solubilidad, colores, olores y características de los productos en las reacciones químicas efectuadas.
RESULTADOS. A. TRITURACIÓN. De esta manera los resultados obtenidos de las granulometrías de cabeza y producto para la determinación del Wi de trituración, se muestran en la figura 5. Granulometría de trituración
Cabeza de molienda
Producto de trituración
100 F= 52368 micras
micras
10000
malla: 1/4"
3/8"
100
80
60
60
40
40
20
20
0
100000
1/2" 5/8" 3/4"
1"
Abertura
1 1/2"
2"
3"
5000 6#
0
10000 1/4"
3/8"
20000 1/2"
5/8"
3/4"
Abertura
Fig. 5. Análisis de malla, cabeza y producto de trituración.
% en Peso Acumulado
P= 15470 micras 80
100
Muestra Cabeza molienda Comprobación P80=1271 micras
80
60
40
% en peso acumulado
Cabeza de trituración
20
[micras] Malla
100 300
200
150
0
1000 100
50
20
10
Fig. 6. Granulometría, cabeza de molienda.
El análisis de cabeza tiene un tamaño de alimentación F 80 de 52368 micras, aproximadamente 2”, por otra parte el producto reveló un tamaño de descarga P 80 de 15470 micras, aproximadamente 5/8”, el motor de la quebradora en vacío acuso con 8.1 amp y un amperaje promedio con carga de 12.53 amp, el tiempo de operación de la trituración fue de 106.06 seg en la trituración de toda la muestra, en estas condiciones la trituradora mostró una capacidad de 1.47 ton/h con un consumo de 1.14 Kwh y un Wi de 28.17 kwh/st. La muestra está constituida de una roca con matriz de cuarzo (SiO 2) y diseminación de galena (PbS), esfalerita (ZnS), azurita (CuCO 3.H2O) y pirita (FeS2), siendo el
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 cuarzo la especie de mayor abundancia siguiéndole la pirita, esfalerita, galena , mica y azurita; todas estas especies son las que más predominan a simple vista, también en la muestra se encontraron carbonatos, calcita (CaO) y yeso (CaSO 4) por medio de reacciones químicas características, las características de cada especie muestran un peso especifíco de 2.82 t m-3 presentando a simple vista un material duro. B. MOLIENDA. La figura 6 muestra la granulometría de cabeza en la molienda, la granulometría tiene un tamaño F80 de 1271 micras sin tener discrepancias entre estas con esto se confirma representatividad de todas las muestras de 1 kg. El molino de bolas de 7¾ x 7¾ plg es operado con una carga de medio de molienda de 11.14 kg a una velocidad de 82.53 rpm con 58.82 % de sólidos. Las moliendas mostraron una disminución de partícula considerable en el aumento de tiempo de molienda, además de la reducción en el tamaño del P 80 considerable, así que de la figura 7 se obtiene un P80 de 169 micras para lo molienda de 15 minutos y un P 80 de 103 micras en la molienda de 30 minutos. El producto de molienda de 15 min mostró una liberación de partícula en las especies de Pb y Zn desde –80# con un 94 % aumentando a un 98 % en -100 # y obteniendo el 100 % a partir de -120 # en adelante. El producto de molienda de 30 min observo una liberación mayor de las especies de Pb y Zn en -80 # con un 96 % llegando al 100 % a partir de -100 # en adelante.
Análisis de mallas Productos de molienda
Tiempo de molienda 100
80
Tiempo 15min 30min
60
P80=169 micras 15 min P80=103 micras 30 min
40
20
[micras] Malla
-50# -100# -120# -150#
80 % en Peso Acumulado
% en Peso Acumulado
100
32 min; -50# 34 min; -100# 36 min; -120# 41 min; -150#
60
40
20
0 40 325 300
0
100 270
200
170
150 120
100
80
60
50
35
Fig. 7. Granulometría, productos de molienda 15 y 30min.
0
10
20 Tiempo [min]
30
40
Fig. 8. Tiempo de molienda de cada malla En serie de liberación.
La figura 8 muestra el tiempo de molienda, de la cual se obtiene que el tiempo para asegurar que toda la muestra esté a un P100 de -120# es de 36min.
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 En la determinación de Wi, la carga de 207cm 3 para esta prueba acuso de un peso volumétrico de 1.50 g/cc así como un Gi de 0.30 g/r, su F80 de 382 micras y P80 de 106 micras, obteniendo un Wi de molienda de 20.79 Kwh/st. C. PRUEBAS DE FLOTACIÓN. Siguiendo el concepto de flotación selectiva o diferencial en una concentración de sulfuros de Pb–Zn, primero se debe colectar la especie de plomo, deprimiendo la especie de Zn, para que posteriormente activar la especie de zinc en una flotación separada, con el fin de obtener dos productos como concentrado y una cola como lo muestra la figura 9.
Fig. 9. Flotación diferencial de sulfuros de Pb-Zn
Antes flotar, se procede a ejecutar la operación de molienda, la cual se realizó en húmedo con una dilución 0.7:1, a un tiempo de molienda de 36min para la obtención de un P100 de 120 #, en esta etapa también se agregó ZnSO4 H2O, CaO y NaCN, con las cantidades que muestra la tabla 3, con fines de depresión de la especie de zinc y pirita principalmente. Posteriormente el producto de molienda se descargo en una celda de acero inoxidable, de 1 kg de capacidad, para realizar la flotación primaria de plomo c.1. Flotación de Plomo. En esta etapa la pulpa que sale de la molienda es agitada a 1200 rpm durante 6 min (tiempo de acondicionamiento) en este lapso de tiempo se le agrega la cantidad de reactivo colector, xantato etílico de sodio marca Sinochem, con las cantidades que muestra la tabla II y unos 30 segundos antes de que se termine el tiempo de acondicionamiento se agregaron dos gotas de espumante, aceite de pino marca Química Hercules, S.A de C,V, para continuar con la apertura de la válvula de aire de la celda, recolectando el concentrado plomo en una charola previamente etiquetada. Tabla II. Cantidad de reactivo en flotación de plomo.
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Flotación de Pb Prueb a
Tipo
Xetil g/to n
Xisop ZnSO4·7H2O g/to n g/ton
NaC N g/ton
12
32
3560
150
13
25
1783
100
14
30
1783
150
15
3560
70
30
1783
150
9 15
c/limpi a c/limpi a
Durante la recolección del concentrado de plomo se realizó una tentadura con un plato cóncavo de 10 cm de radio anotando las observaciones pertinentes con el objetivo de observar la evolución de las pruebas. c.2. Flotación de Zinc. La cantidad de pulpa que quedo de la etapa anterior, cola de plomo, se agito a 1200rpm, para modificar el pH a 11, después de obtener dicho pH se agito la pupa por 10min, tiempo de acondicionamiento, en los cuales se agregaron los reactivos correspondientes, sulfato de cobre hepta-hidratado, activador y los colectores, Aerofloat 211 y xantato isopropílico de sodio marca CIANAMID y Sinochem, como muestra la tabla III, después del tiempo transcurrido se abrió la válvula de aire recolectando el concentrado de zinc en una charola previamente etiquetada. Tabla III. Cantidad de reactivos en flotación de zinc. Flotación de Zn CuSO4·5H 2O
Prueb a
Tipo
1 2 3 4 5
c/limp ia c/limp ia
Aeroflo at 211
Xiso p CaO g/to kg/to n n
g/ton
g/ton
3000 1566 1566
50 50 50
20 20 20
3.11 1.85 1.77
3000
50
30
2.2
1566
50
20
1.87
Nota: Las pruebas con limpia se realizaron con una celda con capacidad de 0.5 Kg
Durante la recolección del concentrado de Zinc se realizo una tentadura con un plato cóncavo de 10cm de radio anotando las observaciones pertinentes con el objetivo de observar la evolución de las pruebas.
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 Por último los productos de flotación, concentrados y colas, son despojados del agua contenida en pulpa con un filtro de laboratorio, de 30 cm de diámetro y un motor de vacío de 3 HP, después de que el filtro desalojo la mayor cantidad de agua los productos son contenidos en charolas de metal para secarlos perfectamente en el horno a 60° C. Cada uno de los productos, ya secos, se pesan y se etiquetan para contenerlos en bolsas de plástico y mandarlos a su análisis químico con la finalidad de realizar el correspondiente balance. En la figura 10 se muestra el diagrama de flujo que muestra la metodología de la flotación de plomo y de zinc.
Fig. 10. Metodología de la flotación de plomo y zinc.
c.3. Pruebas cualitativas de flotaciones de Pb y Zn en pruebas Batch y c/limpia. Las tentaduras de las pruebas Batch (1, 2 y 3) de la etapa de flotación de Pb, mostraron en las tentaduras una estela linear gruesa de galena con aspecto azul metálico (especie liberada) seguida de una línea delgada esfalerita con poca contaminación de sílice y fierro, en la ganga de forma general se observa especies mixtas de cuarzo con galena. Al igual en las tentaduras de la flotaciones Batch de la etapa de Zn (pruebas 1, 2, 3) tienen un aspecto físico bueno formando una estela
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 gruesa de esfalerita de color café rojizo además de tener una línea delgada de galena y poca cantidad de sílice y hierro como ganga. Por último las pruebas Batch con limpias (4 y 5) muestran un aspecto aceptable, obteniendo así las pruebas para su análisis químico correspondiente. Para obtener una mejor información se realiza un balance metalúrgico que se presenta en la tabla IV. Del balance mostrado en la tabla IV, se grafican las cantidades de ley y recuperación de Pb y de Zn, asistido con la relación de recuperación de los concentrados y colas, de las pruebas batch abiertas (1, 2 y 3), como se muestran en las figuras 10 - 13, respectivamente.
Tabla IV. Balance metalúrgico. Balance metalúrgico
Prueb a
Recuperació Análisis Q. n Product Peso[g Pb[% Zn[% o ] ] ] % Pb % Zn Cabeza Conc. Pb Conc. Zn
1
2
3
Colas Ley calc. Conc. Pb Conc. Zn Colas Ley calc. Conc. Pb Conc. Zn Colas
Ley calc. 4 Conc. c/limpi Pb a M1 Pb M2 Pb M3 Pb Conc. Zn M1 Zn
88.4
3.1 24.2 5
6.58 8.5
103.6
1.15 52.5
789.9 981.9
0.68
0.4
2.85
6.63
61.5 125.7 800.9 988.1
76.5 6 4.26 19.1 8
7
72.0 5
2.5 47.5 0.71 0.29
9.95 18
37
3.2
11.55
11.1 1
83.6
9.48
4.86
6.49 90.0 1 3.5
79.7 1
1.1 52.5 0.66 0.29
3.7 16.6
12.0 8 84.4 3 3.49
50.7 24.3 10.4
3.21 38.6 3 2.4 5.6
71.8 3 2.14 2.14
5.49 1.69 2.82
7.8
18
106.4 795.9 986.4
57 22.4
30
16.0 7 7.86
6.71 9.5
84.1
RC
11.7 3 9.27
6.71 7 4.5 17.5 18.7 5
0.5 52.5 1.7 9.7
5.15 1.05 1.4
2.26 46.2 9 3.36
19.5 8
17.4 2
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M2 Zn M3 Zn
5.5 2.2
3.15 2.2
20 35
Colas
812.5 992.8
0.52
2.8
2.75
6.51
Ley calc. Conc. Pb M1 Pb M2 Pb Conc. 5 Zn c/limpi M1 Zn a M2 Zn Colas
9 58.9 8.5 8.01 11 8.52
5.84 6.39 3.12 75.0 8 0.61 5.08
37.5 4.4 12.4
97.7 11.1 19.1
1.6 2.2 6.5
52 3.7 18
749.1 991
0.51
0.35
2.82
6.83
R.C & Recuperación de Pb Colas
1.7 1.19 35.1 9
43.9 50.9 19.2
ley calc. 90
0.64 0.18 15.4 9
Prueba
70
1 2
3.87
Colas
Conc. Pb
Conc. Zn
7.67
R.C & Recuperación de Zn
100
80
5.59 0.87 4.44 13.6 7
22.5 7
Conc. Zn
Conc. Pb Prueba 1 2 3
80
Recuperación
Recuperación
3
60 50 40 30
60
40
20
20 10
0
0 RC:1
RC:1 0
2
4
6
8
10 3.1
Ley Pb
0.68, 0.71, 0.66
1.1
1.5
12 24
14
16
0
2
4
6
8
18
37
30
Fig.10. R.C. Recuperación en flotaciones de Pb.
10 52
Ley Zn
0.4, 0.29, 0.29
47
52
12 8.5
14
16
18
7 9.5
Fig. 11. R.C. Recuperación en flotaciones de Zn.
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Relación de concentración-Recuperación de Zn c/limpia
Relación de concentración-Recuperación de Pb c/limpia 90
90
Colas
80
Conc.Zn
Prueba 4 5
Conc. Pb
Recuperación
Recuperación
50 40 30
Prueba 4 5
Conc. Pb
60 50 40 30
20
20
10
10 0
0 RC:1
Conc.Zn
70
70 60
Colas
80
0
5
10
15
20
25
RC:1
0
5
10
15
20
25
1.05
52
38.5
1.6
Ley Zn
Ley Pb 0.52, 0.52
0.5
37.5
Fig.12. R.C. Recuperación en flotaciones con Limpia de Pb.
2.8, 0.35
52.5
5.59
Fig. 13. R.C. Recuperación en flotaciones con Limpia de Zn.
Analizando la figura 10, en la flotación de Pb se observa el efecto de la ley baja en los concentrados mostrando un 24.2 %, 30.0 % y 37.0 % de Pb, con respecto a las recuperaciones de las pruebas se obtiene un 76.56 %, 72.05 % y 79.71 % correspondientemente, esto indica la baja selectividad del Xantato etílico, además se observa una contaminación significativa con ganga de pirita y cuarzo en el concentrado de Pb y contaminación de Pb en la siguiente etapa provocado por el bajo control de pH ácido en la cabeza. Analizando la figura 11, la concentración del Zn es con efecto positivo teniendo leyes aceptables de 52,5 %, 47.5% y 52.5 % de Zn, favorecidas por el control de pH, mejor depresión y selectividad con el reactivo Aerofroat 211 con respecto a las recuperaciones, al igual que en la ley del concentrado es buena mostrando el 83.60 %, 90.01 % y 84.43 además de tener leyes bajas de Zn en colas sobre saliendo así en las pruebas. De la figura 12, se obtienen mejores de forma general ya que la calidad en la ley del concentrado mejora notablemente, llegando hasta el 38.5 % y 37.5 de Pb. En la recuperación se obtiene un sacrificio en el porcentaje obteniendo 71.83 % y 58.9 % respectivamente. Los resultados se favorecen por la etapa de limpia, ya que en una flotación con baja selectividad la limpia realiza un filtro de la ganga, pirita y cuarzo, sacrificando un poco la recuperación, además de que deprime la galena. De la figura 13, se observa una continuidad en la calidad de la ley en los concentrados, obteniendo un 52.5 % y 52.0 % en Zn, sacrificando la recuperación
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013 obteniendo 71.83 % y 75.08 % en la etapa de limpia, ya que en esta etapa algunas partículas no flotan quedando fuera de la nueva concentración.
CONCLUSIONES. 1. En el procesamiento de un mineral es importante conocer las características físicas, químicas y mecánicas del mineral para establecer los parametros de control de dicho procesamiento y de esta manera diseñarlo adecuadamente. 2. El análisis de cabeza tiene un tamaño de alimentación al 80 % (F 80) de 52368 micras, aproximadamente 2”, por otra parte el producto reveló un tamaño de descarga al 80 % (P80) de 15470 micras, aproximadamente 5/8”, con un consumo de 1.14 Kwh en la quebradora y un índice de trabajo (Wi) de 28.17 kwh/st. 3. Mientras que en la molienda se tiene una descarga P 80 de 169 micras para lo molienda de 15 minutos y un P80 de 103 micras en la molienda de 30 minutos. El producto de molienda de 30 min observo una liberación mayor de las especies de Pb y Zn en -80# con un 96% llegando al 100% a partir de -100# en adelante. 4. El tiempo de molienda es de 36 min asegurando que toda la muestra esté a un P100 de -120# es de 36min, obteniéndose un Wi de molienda de 20.79 Kwh/st. 5. El Wi tanto de trituración como de molienda muestran que el material es duro y que el consumo de energía es grande, y que esta también relacionado con el tamaño de liberación. 6. Para la especie de Pb las pruebas Batch demuestran que se debe trabajar bajo las condiciones de la prueba 2 obteniendo una ley de concentrado del 37% con el 76% de recuperación y un 0.66% de Pb en colas. 7. Para la especie de Zn las pruebas Batch demuestran que se debe trabajar bajo las condiciones de la prueba 3 obteniendo una ley de concentrado del 52% con el 80% de recuperación y un 0.29% de Zn en colas. 8. La ley alta de plomo en colas muestra, que puede existir una falta de liberación por la relación entre la especie de cuarzo, o una falta de selectividad de reactivo en la etapa.
AGRADECIMIENTOS.
V CONGRESO INTERNACIONAL LATINOMETALURGIA 2013
Al Programa Institucional de Formación de Investigadores del IPN (PIFI) por los beneficios que se logran. Al Departamento de Ingeniería Metalúrgica y los laboratorios de análisis metalúrgicos de la ESIQIE-IPN, por permitirnos utilizar sus instalaciones para el desarrollo del proyecto.
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS. 1. Consejo de Recursos Minerales, Proyecto de exploración del fondo minero “Villavicencio” en Silacayoapan, Reporte CRM, México Oaxaca. 1979. 2. Dana, E.S. Texbook of Mineralogy, 4th ed, jonh Wiley & Sons, New York, 1945. 3. Fred C. Bond, Crushing and Grinding Calculations, British Chemical Engineering, 1961. 4. H. Nematollahi, New size laboratory ball mill for Bond Work Index determination, University of Tehran, Tehran, Irán. 21 May 1993. 5. A. M. Gaudin, Principies of Mineral Dressing, McGraw-Hill Book Company ink. 1932, pp 70-89. 6. N. L. Weiss, Mineral Processing Handbook, SME, USA, 1985, Volume 1 and 2, pp 5-82, 5-103, 30-67, 32- 15, 39-90. 7. Taggart, A.F. , Handbook of Mineral Dressing, Jonh Wiley & Sons, New York, 1947, pp 1226, 12-11-130.