Universidad Nacional “José Faustino Sánchez Carrión”
“Facultad de Ingeniería Química y Metalurgia” Escuela Académica Profesional de Ingeniería Metalúrgica “AUMENTO DE LA LEY DE CONCENTRADO DE COBRE DEL CIRCUITO DE SEPARACIÓN PLOMO-COBRE DE LA MINERA BOREAL” - 2012. TESIS PARA OPTAR EL TÍTULO DE INGENIERO METALÚRGICO Autores:
Tarazona Trujillo, William Rodolfo. Zapata Del Solar, Helen Anali. Asesor:
Mg. Sánchez Guzmán, Alberto Irhaam. C.I.P. Nº 19681 Huacho - Perú 2012
DEDICATORIA.
A nuestras familias, amigos y docentes; por la invalorable ayuda en nuestra formación profesional
y
logro
de
nuestras
aspiraciones.
2
PENSAMIENTO
“Pero no hay nada tan dulce como habitar los excesos templos que la doctrina de los sabios ha edificado, y desde allí poder contemplar a los hombres y ver cómo se extravían por doquier y buscan errantes el camino de la vida.” (Lucrecio 2, 7)
3
AGRADECIMIENTO
El
agradecimiento
a
la
Planta
Concentradora Corporación Minera Toma la Mano S.A.; por el apoyo técnico y la facilitación de los recursos necesarios para llevar a cabo la investigación presentada, de la misma manera agradecemos a las personas que nos brindaron el apoyo incondicional y a Dios por iluminarnos el camino de la esperanza.
4
RESUMEN
El estudio de investigación se realizó en el laboratorio metalúrgico de las instalaciones de la concesión de Beneficio Corporación Minera Toma la Mano S.A.
La pulpa fue extraída del circuito de separación cobre- plomo con un intervalo de dos horas durante una guardia de 24 horas.
El principal objetivo del presente estudio es amentar la ley de concentrado de cobre del circuito de separación plomo-cobre en la Minera Boreal por flotación en su respectivo circuito a nivel de laboratorio; el cual fue llevado a cabo mediante el empleo de los diseños experimentales.
En los procesos realizados a terceros el mineral que ingresa produce tres productos diferentes, concentrado de plomo, concentrado de cobre y concentrado de zinc, los problemas empiezan en el circuito de separación Pb-Cu cuando al inicio se utilizaba bicromato de potasio para deprimir el Pb el cual no daba resultado por el agua industrial de retorno de ahí se hizo una investigación al respecto aplicando así un nuevo reactivo cianuro de sodio y reactivos orgánico llamado BCS y BCSC de los cuales el BCS tiene una mejor resultado lo cual está compuesto de NaHSO3, Fosfato Monosódico y CMC, estos reactivos se pueden variar en lo composición de acuerdo sus resultados, dando como una dosificación adecuada en proporción de 60%. 20%. 20% respectivamente.
Con el cual se dio solución al problema, con una calidad de concentrado de Cobre de 27.38%, plata de 164.17onz/TM y oro de 26 gr/TM; con una recuperación de 93.83%,
5
92.43% y 88.53% respectivamente, mientras que en el relave que retorna a la cabeza de la flotación bulk de 1.92% de cobre, 5.32onz/TM y 1.64gr/TM de oro.
Las condiciones de pH para el circuito gougher es de 8.5 mientras que para la limpieza es de pH 9 con los que se tiene mejores resultado. El tiempo de flotación en las pruebas son 6 minutos para el rougher, 5 minutos para la limpieza y 10 minutos para scavenger.
Las condiciones en las pruebas de cinética de flotación se encontraron, tiempo de acondicionamiento de 7.5 minutos con un volumen de 27ft3, en circuito rougher 6 minutos con una recuperación de 67.63% con el que el nuevo circuito tendrá 3 celdas Sub_A Denver N° 18 de 9ft3 y al nivel industrial el tiempo de flotación de 9 minutos, el circuito scavenger tiempo de flotación de 10.5 minutos con una recuperación de 75.11% con 4 celdas Sub_A Denver N° 18 de 9 ft3 con un tiempo de flotación industrial de 15.75 minutos, mientras que el circuitos de limpieza tendrá 2 celdas Sub_A N° 18 de 9 ft3 y un tiempo de flotación de 5.7 minutos.
Con estas condiciones al nivel piloto se obtuvo un concentrado de grado de 25.38% de cobre, 29.62 onz/TM de plata y 16.32 gr/TM de oro, con ello se tendrá una recuperación de 93.00%, 96.56% y 90.87% respectivamente y un relave de 1.92% de cobre, 3.32onz/MT de plata y 1.64gr/TM de oro.
Para el nivel de piloto con la simulación con Split factors se tiene una calidad de concentrado de 38.18% de cobre, 155.15 onz/TM de plata y 22.99 gr/TM de oro; con una
6
recuperación de 72.79%, 77.44% y 67.96% respectivamente con un retorno o relave de 6.85% de cobre, 21.73onz/TM de plata y 5.21 gr/TM de oro.
Los costos en el cambio de reactivos es de $ 1518 para Na2CrO7 y para el BCS es de $ 430 con una diferencia de $1088, mientras que la comparación de BSC y BCSC está en una relación de $ 14770 y $17787 con una diferencia de $3017 dólares americanos.
Los reactivos utilizados el bicromato de sodio afecta al medio ambiente, ecología y salud humana como cromo VI y el cianuro de sodio es venenoso que es un peligro a los seres vivientes. El uso de compuestos BCS es una alternativa de solución al medio ambiente.
Con este proceso de evaluación se cumple los objetivos de estudio sobre el aumentar la ley de concentrado de cobre en la separación de cobre plomo y las variables en estudio.
7
ÍNDICE Caratula.
I
Dedicatoria.
II
Pensamiento.
III
Agradecimiento.
IV
Resumen
V
Índice General.
VIII
Índice de Tabla.
XIV
Índice Figura.
XV
Glosario de Abreviatura.
XVI
Índice de Anexo.
XVIII
Introducción.
XX
CAPÍTULO I PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1. DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA.
22
1.2.FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.
23
1.2.1. Problema General.
23
1.2.2. Problema Específico.
23
1.3. OBJETIVO.
23
1.3.1. Objetivo General.
23
1.3.2. Objetivo Específico.
24
1.4. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS. 1.4.1. Hipótesis General.
24 24
8
1.4.2. Hipótesis Específico.
24
1.5. JUSTIFICACIÓN.
25
1.6. TIPO DE INVESTIGACIÓN.
25
1.7. MARCO METODOLÓGICO DEL DISEÑO EXPERIMENTAL.
25
1.7.1. Operación de Variables.
25
1.8. DELIMITACIÓN DEL ESTUDIO.
27
1.9. POBLACIÓN Y MUESTRA.
28
1.10. TÉCNICA DE RECOLECCIÓN DE DATOS.
28
1.10.1. Técnica de Análisis de Datos.
28
CAPITULO II CORPORACIÓN MINERA TOMA LA MANO S.A.
2.1 ANTECEDENTES.
30
2.1.1 Ubicación y Acceso.
32
2.1.2 Minera Boreal.
32
2.2 DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA CONCENTRADORA CORPORACIÓN MINERA TOMA LA MANO S.A.
32
2.2.1 Sistema de Tratamiento.
32
2.2.2 Circuito de chancado
33
2.2.3 Circuito de Molienda.
34
2.2.4 Circuito de Flotación.
35
2.2.5 Circuito de Filtrado y Relave.
37
2.2.5.1 Circuito de Filtración.
37
2.2.5.2 Circuito de Relave.
37
9
CAPITULO III MARCO TEÓRICO
3.1 ANTECEDENTES DELA INVESTIGACIÓN.
40
3.2 BASES TEÓRICAS.
43
3.2.1 Flotación de Minerales.
43
3.2.2 Flotación de Sulfuros.
46
3.2.3 Cobre.
47
3.2.3.1 Cobre molibdeno.
47
3.2.3.2 Flotación de cobre.
48
3.2.4 Plomo. 3.2.4.1 Flotación de plomo. 3.2.5 Separación Plomo – Cobre.
49 49 51
3.2.5.1 Depresión de Cobre.
52
3.2.5.2 Depresión de Zinc.
53
3.2.5.3 Depresión de Arsénico.
54
3.2.5.4 Depresión de Fierro.
56
3.2.5.5 Depresión de Plomo.
57
3.2.6 Activación de minerales Sulfurados Oxidados. 3.2.6.1 Adsorción del colector. 3.2.7 Variables de Procesos de Flotación por Espuma
58 59 60
3.2.7.1 Variables del Componente Químico.
60
3.2.7.2 Variables del Proceso de Operación.
61
3.2.8 Reactivos. 3.2.8.1 Colectores.
63 63
10
3.2.8.2 Espumantes.
63
3.2.8.3 Activadores
64
3.2.8.4 Promotores.
64
3.2.8.5 Depresores.
65
3.2.8.6 Modificadores.
67
3.2.9 Simulación Matemática-- Circuito de Flotación Mediante Técnica de los Split Factors.
68
CAPÍTULO IV RESULTADO EXPERIMENTAL Y ANÁLISIS
4.1 EQUIPOS UTILIZADOS EN EL LABORATORIO.
73
4.2 SELECCIÓN Y PREPARACIÓN DE MINERALES.
74
4.2.1 Muestra de Mineral.
74
4.2.2 Muestra de concentrado Bulk.
74
4.3 PREPARACIÓN DE REACTIVOS.
75
4.3.1 Reactivos Estándar.
75
4.3.2 Reactivos Propuestos.
76
4.4 PROCEDIMIENTO.
78
4.4.1 Diseño de la Pruebas Experimentales
78
4.4.2 Circuito de Separación Usando Reactivos BCS.
79
4.4.3 Circuito de Separación Usando Reactivos BCSC.
81
4.4.4 Diseño de la Cinética de Flotación.
83
4.5 RESULTADOS. 4.5.1 Resultado de la Flotación Usando BCS.
85 85
11
4.5.2 Resultado de la Flotación Usando Reactivo BCSC.
86
4.5.3 Cinética de Flotación.
87
4.5.3.1 Cinética de Flotación Rougher
87
4.5.3.2 Cinética de Flotación Scavenger
90
4.5.4 Diseño del Nuevo Circuito de Flotación de Cobre.
93
4.5.4.1 Datos de Equipos de Planta
93
4.5.4.2 Diseño de Equipos.
94
4.5.5 Planta Piloto.
97
4.5.6 Simulación Matemático Split Factors.
97
4.5.7 Ventaja Económica.
99
4.5.7.1 Separación Pb-Cu tradicional.
99
4.5.7.2 Nuevo Circuito de Flotación de Cobre.
99
4.5.8 Ventaja Ambiental y Salud.
100
4.5.8.1 Uso de Reactivos en Flotación Tradicional.
100
4.5.8.2 Flotación Orgánica en el circuito de Separación Pb-Cu.
101
4.5.8.3 Nuevo Uso de Reactivos en Flotación de Cobre.
101
4.6 ANÁLISIS Y DISCUSIÓN.
102
4.6.1 Recuperación de cobre por Flotación.
102
4.6.2 Cinética en la Recuperación de cobre.
102
4.6.3 Recuperación al Nivel Piloto y Simulación
103
4.6.4 Sobre Ventajas Económicas.
104
4.6.5 Sobre Ventaja Ambiental y Salud.
104
12
CAPÍTULO V CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
5.1 CONCLUSIONES.
105
5.2 RECOMENDACIONES.
107
Bibliografía.
108
Anexos.
13
ÍNDICE DE TABLA Tabla Nº 2-1
: Balance Metalúrgico Actual
32
Tabla Nº 4-1
: Análisis químico del Mineral
74
Tabla Nº 4-2
: Composición de reactivos usados
76
Tabla Nº 4-3
: Preparación de reactivo
77
Tabla Nº 4-4
: Concentración de reactivo
77
Tabla Nº 4-5
: Preparación de reactivo BCS en 200CC
77
Tabla Nº 4-6
: Preparación de reactivo xantato-espumante en 100cc
77
Tabla Nº 4-7
: Preparación de reactivo BCS en 200 cc
77
Tabla Nº 4-8
: Preparación de Reactivo Xantato-Espumante en 100cc
78
Tabla Nº 4-9
: Prueba Metalúrgico N° 1 (Reactivo BCS)
85
Tabla Nº 4-10
: Prueba Metalúrgico N° 2 (Reactivo BCS)
85
Tabla Nº 4-11
: Consumo de reactivo N°1
85
Tabla Nº 4-12
: Consumo de reactivo BCS N°2
86
Tabla Nº 4-13
: Prueba Metalúrgico N° 2 (Reactivo BCSC
86
Tabla Nº 4-14
: Consumo de reactivo BCSC
86
Tabla Nº 4-15
: Resultado experimental (Cinética de flotación rougher)
87
Tabla Nº 4-16
: Resumen de cálculo de número de celda rougher
87
Tabla Nº 4-17
: Calidad de concentrado y recuperación de Cu Rougher
88
Tabla Nº 4-18
: Resultado experimental (Cinética de flotación scavenger)
90
Tabla Nº 4-19
: Resumen de cálculo de número de celda scavenger
91
Tabla Nº 4-20
: Calidad de concentrado y recuperación de Cu scavenger
91
Tabla Nº 4-21
: Datos de Equipo
93
Tabla Nº 4-22
: Datos de planta
93
Tabla Nº 4-23
: Volumen y cantidad de celdas de flotación
94
Tabla Nº 4-24
: Dimensión de bombas
94
Tabla Nº 4-25
: Potencia de motor
94
Tabla Nº 4-26
: Medidas del sedimentador
94
Tabla Nº 4-27
: Balance metalúrgico nivel piloto
97
Tabla Nº 4-28
: Balance metalúrgico simulado circuito cerrado
98
Tabla Nº 4-29
: Balance metalúrgico simulado
98
Tabla Nº 4-30
: Comparación de precios tradicional
99
Tabla Nº 4-31
: Comparación de precios nuevo circuito
99
14
ÍNDICE DE FIGURA Fig. Nº 2-1
: Circuito de chancado.
34
Fig. Nº 2-2
: Circuito de Molienda.
35
Fig. Nº 2-3
: Circuito de Flotación.
36
Fig. Nº 2-4
: Circuito de Filtración.
37
Fig. Nº 2-5
: Circuito de Relavera.
39
Fig. Nº 3-1
: Interacción entre la partícula y la burbuja en la flotación
44
Fig. Nº 3-2
: Representación esquemática de la trayectoria de la partícula.
44
Fig. Nº 3-3
: Ángulo de contacto.
45
Fig. Nº 3-4
: Valores de pH crítico (a la derecha de cada curva la flotación es imposible) (según I.W. Marx y A. B. Cox 1934).
59
Fig. Nº 3-5
: Representación de unión y separación
70
Fig. Nº 4-1
: Diagrama de Flujo flotación a nivel laboratorio.
79
Fig. Nº 4-2
: Diagrama de cinética de flotación rougher.
83
Fig. Nº 4-3
: Diagrama de cinética de flotación scavenger.
84
Fig. Nº 4-4
: Recuperación de cobre rougher
88
Fig. Nº 4-5
: Grado de concentrado cobre rougher
89
Fig. Nº 4-6
: Recuperación y grado de concentrado cobre vs tiempo flotación rougher
Fig. Nº 4-7
89
: Malla de la recuperación y grado de concentrado cobre vs tiempo rougher
90
Fig. Nº 4-8
: Recuperación de cobre scavengher
91
Fig. Nº 4-9
: Grado de concentrado cobre scavenger
92
Fig. Nº 4-10
: Recuperación y grado de concentrado cobre vs tiempo scavenger
Fig. Nº 4-11
92
: Malla de la recuperación y grado de concentrado cobre vs tiempo scavenger
Fig. Nº 4-12
: Diagrama de flujo del nuevo circuito de flotación de cobre
Fig. Nº 4-13
: Diagrama de Flujo de simulación balance de materia circuito de
93 95
flotación de cobre.
96
Fig. Nº 4-14
: Prueba Experimental.
97
Fig. Nº 4-15
: Resultado de la simulación.
98
15
GLOSARIO DE ABREVIATURA #
: Número
%
: Porcentaje.
Ag
: Plata.
Amp.
: Amperios
Bulk
: Flotación combinada de 2 o más minerales.
cc.
: Centímetro cúbico.
cm
: Centímetros.
CMC
: Carboxi metil celulosa
Cu
: Cobre.
g/L
: Gramos por litro.
GPM
: Galones por minuto.
h
: Hora.
Hp
: Caballos de fuerza.
INEI
: Instituto Nacional de Estadística e Informática.
kg
: Kilogramos
Km
: Kilómetros.
Kw
: Kilowatts
Lt.
: Litros
m
: Metros.
M.S.N.M m
3
: Metros sobre el nivel del mar. : Metros cúbicos.
MEM
: Ministerio de energía y minas.
Min.
: Minutos.
mL
: Mililitro.
Nº
: Numero de orden.
º
: Grados
Ø
: Diámetro
ºC
: Grados Celsius
Onz
: Onzas.
Pa
: Pascal.
Pb
: Plomo.
pH
: Potencial de hidrógeno.
16
PSI
: Libras por Pulgadas cuadradas.
Pulg.
: Pulgada.
rpm
: Revoluciones por minuto.
TM
: Tonelada métrica.
TMD
: Tonelada métrica por día.
TMH
: Tonelada métrica húmeda.
US $
: Dólar americano.
UTM
: Unidad Técnica de medidas.
Zn
: Zinc.
Σ
: Sumatoria.
17
ÍNDICE DE ANEXO A-1
: Glosario.
Tabla N° A-1:
: Porcentaje de recuperación de Cobre y calidad de concnetrado usando NaCN.
Tabla N° A-2
: Gráfico X-1
Tabla N° A-3
: Gráfico MR(2)-1
Tabla N° A-4
: Estimados-1
Tabla N° A-5
: Violaciones-1
Tabla N° A-6
: Gráfico X-2
Tabla N° A-7
: Gráfico MR(2)-2
Tabla N° A-8
: Estimados-2
Tabla N° A-9
: Violaciones-2
Tabla N° A-10 : Matriz de las ecuaciones Tabla N° A-11 : Matriz de las ecuaciones para el mineral Tabla N° A-12 : Matriz de las ecuaciones para el cobre Tabla N° A-13 : Matriz de las ecuaciones para el oro Tabla N° A-14 : Matriz de las ecuaciones para el plata Tabla N° A-15 : Balance metalurgicos resultado simulación Tabla N° A-16 : Balance metalurgicos resultado simulación de la recuperación Tabla N° A-18 : Balance metalúrgico con NaCN Fig. N° A-1
: Recuperación de Cu uso de NaCN
Fig. N° A-2
: Control de la recuperación de Cu uso de NaCN
Fig. N° A-3
: Control de la recuperación de Cu uso de NaCN
Fig. N° A-4
: Control de la calidad de concentrado de Cu uso de NaCN
Fig. N° A-5
: Control de la calidad de concnetrado de Cu uso de NaCN
Fig. N° A-6:
: Diagrama de flujo de simulación Split Factors
Fig. N° A-7
: Diagrama de flujo de simulación Split Factors
Fig. N° A-8
: Diagrama de flujo de simulación Split Factors
Fig. N° A-9
: Circuito de Separación Pb-Cu.
Fig. N° A-10
: Planta concentradora
Fig. N° A-11
: Prueba en laboratorio
Fig. N° A-12
: Circuito de chancado
18
Fig. N° A-13
: Circuito de Molienda
Fig. N° A-14
: Equipos para el nuevo circuito y laboratorio
19
INTRODUCCIÓN
En el campo de la metalurgia extractiva existen infinitos problemas y retos que se presentan a diario. Es así que los constantes objetivos por alcanzar una performance metalúrgica hacen que uno se trace objetivos con el fin de resolver estos problemas. Con ello la calidad de concentrado de cobre debe estar con los estándares de comercialización que nos permita ser vendibles con dividendos adecuados en beneficio de la empresa.
Por consiguiente, la tendencia mundial en la industria de procesamiento de minerales, como en otras industrias, es optimizar todos los procesos involucrados. El sistema de flotación de minerales se compone básicamente del equipo, los reactivos químicos y operaciones. Por lo tanto, en cada una de ellas se debe llevar a cabo las optimizaciones empleando metodologías y técnicas apropiadas.
La optimización de flotación consiste en cuantificar el rendimiento del proceso de flotación mediante el empleo de un modelo adecuado que relacione la recuperación y/o ley de la especie mineral valiosa con las variables controlables del proceso.
En el proceso de flotación, cada variable considerada carece de independencia frente a las demás variables; esto es, debido a las interacciones existentes entre las mismas.
Por lo tanto, el problema principal radica en realizar una buena estrategia en el planteamiento de pruebas experimentales que permita identificar las interacciones entre las variables.
20
Debido al elevado costo que demanda los ensayes de los componentes de flotación, es de suma importancia la determinación de resultados fehacientes con mínima cantidad de pruebas experimentales.
En vista a lo anterior se busca los caminos para mejorar la calidad de concentrado de cobre para ello se plantea los objetivos de aumentar la ley de concentrado de cobre del circuito de separación plomo cobre, solo limitando al este circuito donde se debe busca los mecanismos para elevar la calidad de concentrado y la recuperación de cobre incluyendo la plata y oro presente.
21
CAPITULO I
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1.
DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA.
La recuperación de los minerales polimetálicos en las plantas concentradoras por flotación, tienen un tratamiento diferente para cada mineral. En la actualidad con toda la tecnología que se cuenta no se ha podido establecer un patrón general para la recuperación de los minerales, por lo que se debe establecer una investigación experimental en los laboratorios para determinar los parámetros adecuados de operación.
El mineral de la empresa BOREAL, es complejo en su tratamiento, obteniendo concentrados que tienen desplazamientos de impurezas que baja la calidad de producto, por ende la penalización a pagar por la empresa será una cantidad exorbitante por los elementos penalizados en el concentrado plomo y cobre.
Los elementos que se penalizan están constituidos por otros elementos que pasan de los límites establecidos en el contrato firmado con el comprador, el zinc se encuentra en el concentrado de plomo y cobre, por otro lado el cobre y plomo en el concentrado de zinc, de igual manera los minerales de arsénico deben de estar en un parámetro mínimo de lo contrario será penalizado.
22
Todo esto nos conlleva a mejorar la calidad de concentrado desde un punto de vista eficiente y eficaz del concentrado de cobre y plomo que estén con un mínimo de desplazamiento de elementos para elevar la calidad de producto.
1.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA. [7,10,]
1.2.1. Problema General.
¿Cómo aumentará la ley de concentrado de cobre del circuito de separación plomocobre en la Minera Boreal, 2012?
1.2.2. Problema Específico.
¿Qué reactivos depresores permitirán la separación de impurezas de concentrado de cobre? ¿En que pH nos permitirá elevar la calidad de concentrado? ¿Cuál será el tiempo de flotación para elevar el porcentaje de recuperación de Cobre?
1.3. OBJETIVOS [10, 7].
1.3.1. Objetivo General.
Aumentar la ley de concentrado de cobre del circuito de separación plomo-cobre en la Minera Boreal - 2012.
23
1.3.2. Objetivos Específicos.
Evaluar los reactivos depresores que permitirán la separación de impurezas de concentrado de cobre. Encontrar el pH que permitirá elevar la calidad de concentrado. Encontrar el tiempo de flotación adecuado para elevar
el porcentaje de
recuperación de Cobre.
1.4. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS [6, 7].
1.4.1. Hipótesis General.
Encontrar los reactivos que deprimen las impurezas de concentrado de cobre para aumentar la ley de concentrado de cobre del circuito de separación plomo-cobre en Minera Boreal - 2012.
1.4.2. Hipótesis Específicas.
Dosificando reactivos depresores permitirá la separación de impurezas de concentrado de cobre. Modificando pH nos permitirá elevar la calidad de concentrado. Estableciendo un tiempo adecuado de flotación nos permitirá elevar el porcentaje de recuperación de Cobre.
24
1.5. JUSTIFICACIÓN. [6, 10]
En el presente trabajo de investigación sobre incremento de la ley de concentrado de cobre del circuito de separación plomo-cobre en la minera Boreal, 2012. Nos proporcionará información respecto los depresores de impurezas de concentrado de cobre, para ser aplicado a nivel industrial. Para el mejoramiento de la calidad de concentrado de cobre.
1.6. TIPO DE INVESTIGACIÓN. [6,10]
En el presente trabajo de investigación de acuerdo a su naturaleza experimental y de acuerdo al propósito o utilización investigación aplicativa por que se utiliza datos extraídos experimentalmente a fin de aplicarlo a nivel industrial.
1.7. MARCO METODOLÓGICO DEL DISEÑO EXPERIMENTAL. [6,7,10]
1.7.1. Operacionalización de Variables.
Para el tratamiento de los datos se aplicará la técnica del diseño estadístico a fin de procesar e identificar la influencia de las variables en estudio.
En el análisis de los datos se aplicará el software estadístico SPSS versión 19, Excel, ELSTAT 2011 a fin de evaluar, interpretar y optimizar las variables en estudio.
A fin de desarrollar el presente trabajo de investigación se han estudiado las siguientes variables:
25
a. Variable Independiente(Xi)
Reactivos que deprimen las impurezas de concentrado de cobre.
•
Dosificación depresores.
•
pH.
•
Tiempo flotación.
b. Variable Dependiente (Yi).
Aumento de la ley de concentrado de cobre.
•
Separación de impurezas.
•
Calidad de concentrado.
•
Porcentaje de recuperación de Cobre.
c. Variable intervinientes.
Porcentaje de sólido (%S). Granulometría (um). Tiempo de acondicionamiento min. Tiempo de flotación min. Consumo de NaCN, HaHSO3, ZnSO4, Na2SO3, A3418, F-70, A-31, A-242, CuSO4.
26
1.8. DELIMITACIÓN DEL ESTUDIO.
a. Delimitación Territorial.
Departamento
: Ancash.
Provincia
: Recuay.
Distrito
: Ticapampa.
Lugar
: Planta concentradora Toma la Mano S.A.
b. Delimitación Tiempo y Espacio.
Para realizar la investigación se toman como referencia el año académico 2012 2013.
c. Límites del Estudio.
Este proyecto se enfoca solo en la etapa del circuito de separación Cu-Pb.
d. Restricciones.
-
El proyecto no considera la configuración de la planta en su totalidad.
-
Sólo se considera el circuito separación Cu-Pb del circuito actual.
27
e. Delimitación de Recursos.
Falta de disponibilidad de recursos económicos para llevar a cabo el trabajo de investigación, con más profundidad.
1.9. POBLACIÓN Y MUESTRA. [6,7,10]
La muestra para el trabajo de investigación se extraerá de la minera Boreal concentrado cobre, son muestreado durante una guardia de 24 horas con intervalo de 2 horas del circuito de separación plomo-cobre.
De este concentrado de cobre se realiza la separación de cobre plomo y otras impurezas por flotación, para mejorar la recuperación.
1.10. TÉCNICA DE RECOLECCIÓN DE DATOS. [6,7,10]
La técnica de muestreo, para obtener una muestra representativa y evaluar las variables que influyen en el proceso de separación por flotación, con la finalidad de optimizar el uso de los reactivos y buscar un reactivo que sea amigable con el ecosistema.
1.10.1. Técnica de Análisis de Datos.
Se utilizo la estadistica a fin de correlacionar los datos, y obtener un modelo que nos indique las variables a los cuales esta sujeto el proceso. Para tal fin se aplicó el diseño factorial simple.
28
Para su análisis e interpretación de datos se utilizó el software estadistico SPSS versión 19 a fin de analizar e interpretar:
Los efectos e interacción de los factores. Analisis de varianza(ANOVA). Modelo matemático. Pendiente ascendente. Parámetros óptimos. Análisis gráficos de los efectos e interacciones y las isolíneas que correlacionan en el plano y espacio de los factores en función de la recuperación.
29
CAPITULO II
CORPORACION MINERA TOMA LA MANO S.A.
2.1. ANTECEDENTES.
CORMITOMA S.A. Se crea el 12 de Marzo del 2006 con la conformación de los siguientes propietarios:
-
Cornelio Aguirre Artiaga
-
Estelita Aguirre Artiaga
-
Salvina Aguirre Viuda de Galindos
Contando para ese entonces solo con la unidad Minera ubicada en el comunidad baja de Vicos, distrito de Marcara, provincia de Carhuaz, departamento de Ancash a 5200 m.s.n.m.
La empresa procesaba su mineral en diferentes unidades: Planta concentradora Mesapata (Catac), Minera Lincuna (Recuay), Minera Santa Rene (Catac), Planta concentradora Santa Rosa de Jangas y la Planta Concentradora Berta(Conococha).
Procesando 1500TMH de mineral al mes en cualquiera de estas plantas con leyes de Ag=35Onz/TC Pb= 10% Zn =5% el problema era que uno tenía que esperar a que otros productores pasaran también su mineral.
30
Teniendo en cuenta estos Problemas es que la empresa decide hacer su propia planta en agosto del 2006 en el caserío de buenos aires distrito de Ticapampa-Provincia de Recuay departamento de Ancash a 3800 m.s.n.m.
Iniciando sus operaciones formalmente
en enero del 2009 tratando 12000
TMH/mes de mineral con leyes de Plata promedio de 16 Onz/Tc Pb= 4% Zn =3%.
Empezando a procesar de terceros a mediados de año con el cual se genera un ingreso más para la corporación.
Entre los terceros tenemos a la:
•
MINERA BOREAL
•
MINERA CAUDALOSA.
•
MINERA ANCASH
La Empresa tiene como razón social, “Corporación Minera Toma la Mano S.A”. Esta empresa se dedica a la extracción y procesamiento de minerales polimetálicos por el método de flotación bulk y diferencial.
Actualmente la empresa cuenta con el S.S.O.M.A. Apuntando ser unas de las empresas que tenga a futuro la certificación IS0.
31
2.1.1. Ubicación y Acceso.
La plata concentradora se encuentra ubicada en el caserío de buenos aires distrito de Ticapampa-Provincia de Recuay departamento de Ancash a 3800 m.s.n.m.
2.1.2. Minera BOREAL.
La Minera boreal está ubicada en la comunidad baja de Vicos distrito de Marcara provincia de Carhuaz departamento de Ancash a 5200 m.s.n.m
2.2. DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA CONCENTRADORA CORPORACIÓN MINERA TOMA LA MANO S.A.
2.2.1. Sistema de Tratamiento.
El tratamiento de los diferentes minerales polimetálicos provenientes de socavón o tajos abiertos, realizan la concentración del mineral mediante el método de flotación bulk y diferencial. Este método nos permite la obtención de concentrados plomo, cobre y zinc tal como se observa en el siguiente cuadro:
Tabla N° 2-1: Balance Metalúrgico Actual PRODUCTO
T.M.S.
ENSAYES %Cu
%Pb
CONTENIDOS METALICOS TM
%Zn
OnzAg/t
Cu
Pb
Zn
Onz Ag
RECUPERACIONES Cu
Zn
Ag
CABEZA
232.54
1.01
6.74
3.41
9.64
2.35
15.67
7.93
2241.66
100.00
100.00
Pb
100.00
100.00
CC. Cu
20.35
9.78
22.55
4.16
63.27
1.99
4.59
0.85
1287.27
84.72
29.27
10.67
43.15
CC. Pb
13.16
0.75
78.67
0.66
102.81
0.10
10.35
0.09
1352.60
4.20
66.04
1.10
45.34
CC. Zn
14.21
0.40
1.01
47.80
3.21
0.06
0.14
6.79
45.62
2.42
0.92
85.67
1.53
Relave
184.82
0.11
0.32
0.11
1.61
0.20
0.59
0.20
297.57
8.66
3.77
2.56
9.98
Cab. Calculada
232.54
1.01
6.74
3.41
12.83
2.35
15.67
7.93
2983.06
100.00
100.00
100.00
100.00
TNS/HORA
17.225
Fuente propia
32
2.2.2. Circuito de Chancado.
El mineral CORMITOMA Y TERCEROS es decepcionada en la cancha de mineral de 50.000TMH de capacidad este mineral es alimentado con el cargador frontal de 5TM de capacidad a la tolva de grueso de 150TMH.
Este mineral es recibido por el alimentador reciprocarte y luego al grizzly estacionario de D= 2”
Mayor a 2” va hacia la chancadora de quijada y menor de 2” hacia la faja N° 1 de 18” de ancho.
El producto de la chancadora de quijada que es menor de ¾” van también hacia la faja N° 1 estos dos productos pasan por la Zaranda Vibratoria de 2 pisos de 4´ X 10´ el segundo piso es de D= 2” y el primer piso es de D = ¾” el U/F de la zaranda vibratoria caen hacia la tolva de fino de 350TMH de capacidad y O/F retorna hacia la chancadora cónica de 3ft de diámetro a través de la faja Nº 2 de 18” de ancho.
Esta faja cuenta cerca de la polea de cabeza con un electroimán magnatico el cual permite que ningún metal extraño ingrese hacia la chancadora de cónica.
33
1
2
9 3 8 4
5
6
LEYENDA: 1.- Tolva de Grueso. 2.- Alimentador 3.- Zaranda vibratoria 4.- Chancadora de Quijada 15"x24" 5.- Faja Transportadora 15" ancho. 6.- Zaranda vibratoria 3.5"x10" 7.- Tolva de finos 350 TM 8.- Fja transportadora N° 2 18" de Ancho 9.- Chncadora Conica de 3´
7
Fuente Propia Fig. N° 2-1: Circuito de chancado.
2.2.3. Circuito de Molienda.
El circuito de molienda se caracteriza por tener un MOLINO 8´x 8´ con velocidad de operación entre 19-23 RPM. La velocidad crítica del molino está en 27 RPM.
Este molino trabaja con un variador de velocidades el cual permite hacer cambios de RPM al molino actualmente está trabajando en 56Hz.
La alimentación de carga al molino proviene de la tolva de fino de 350TMH el cual es transportado atraves de la faja N° 3 de 24” de ancho y 8 mm de espesor.
El producto de la descarga del molino con densidad de 2200gr/Lt va hacia el cajón de la bomba en el cual se agrega agua para poder bajar la densidad hasta 1800gr/Lt.
34
Esta pulpa es enviada a un ciclón D-10 con presión de 8 PSI, para su clasificación atravez de una bomba Horizontal de 3´ x 3´ el U/F del ciclón (gruesos) retorna hacia la entrada del molino y el O/F (finos) va hacia la Flotación.
CORPORACIÓN MINERA TOMA LA MANO S.A D AT OS %H=
2.1
G.E= TM H/Hr=
ρ p(0/F)= ρ p(U/F)= ρ p(DM )= ρ p(DF)=
3.20
G.E(DM )
3.28
18.5
G.E (OF)
3.16
2.49 Tm/Hr Agua
23.74 Tm/Hr Agua
1.42
G.E (UF)
3.48
81.9 %solido
2.4
43.3 %solido 18.11 TM S/ Hr
11.25 TM S/Hr
1.75
15.38 Tm/Hr Agua
129.75 GM P Pulpa
25.21 GM P Pulpa
4.27 lt/seg
1.58 H20
26.24 Tm/Hr Agua 52.8 %solido 29.36 TM S/ Hr 154.96 GM P Pulpa
8´x8 ´ A LIM EN T A C I ÓN 0.39 Tm/ Hr Agua 97.9 %solido 18.11 TM S/Hr
18.26 Tm/ Hr Agua
Hall and o f act o r C ar g a C ir cul ant e
61.65 %solido
Po r met o d o d e D i lució n
29.36 TM S/Hr
f=
0 .6 2
%=
6 2 .12
119.8 GM P Pulpa
H20 D (0/F)=
1.31
D (U/F)=
0.22
D (DM )=
0.62
D (F)=
0.89
7.98 Tm/ Hr Agua 2.216 lt/seg
3x3
Fuente Propia Fig. N° 2-2: Circuito de Molienda.
2.2.4. Circuito de Flotación.
La O/F (pulpa) proveniente del ciclón D-10 ingresa cuenta con 2 celdas WS
al circuito de plomo la cual
6´x 6´ de 180ft3 2 celdas Ro DR-30 de 100ft3 3 celdas Sc DR-
30 de 100 Ft3 y 3 celdas Sub- A N° 24 de 50 ft3 para la limpieza de concentrado.
También cuenta con un circuito de separación Pb- CU este circuito mayormente lo utilizan los terceros.
35
Este circuito de separación cuenta con un acondicionador
4´x 4´ con 4 celdas Ro
Sub-A N° 18, 4 celdas Sc Sub –A N° 18 y 4 celdas cleaner Sub-A N° 18.
El circuito de Zn cuenta con un acondicionador 8’ x 8´ tiene 4 celdas Ro DR-30 de 100ft3, 4 celdas Sc DR-30 de 100ft3 y 4 celdas cleaner sub A-N° 24 de 50ft3.
Este circuito de flotación cuenta con un soplador de aire para los 3 circuitos aparte cuenta con un potenciómetro digital en cada circuito.
Fuente Propia Fig. N° 2-3: Circuito de Flotación.
36
2.2.5. Circuito de Filtrado y Relave.
2.2.5.1. Circuito de Filtración.
Los concentrados
de Plomo -Zinc y Cobre son derivados
a unos
Tanques
espesadores y cono decantador respectivamente el cual tienen la función de espesar el concentrado.
Fuente Propia Fig. N° 2-4: Circuito de Filtración.
2.2.5.2. Circuito de Relave.
Estos concentrados son enviados a los Filtros Discos 6’ x 6’ mediantes una Bomba Peristáltica, bombas Horizontales 2” x 21/2” y 1” x 1 ½”. Los rebose de los espesadores y cono decantador son enviados a unas cochas de recuperación.
37
El Área de filtrado cuenta con dos Bombas de Vacío la primera es para el filtro Pb-Cu la segunda para el filtro de Zn la cual genera la presión de vacío en los filtros 12-15 PSI.
Estos filtro de disco 6´x 6’ el cual tiene la función de adsorber el agua de los concentrados y expulsar el concentrado seco mediante un soplador directo a la cancha de concentrado cuenta con lonas de poliproleno el cual tiene mejor eficiencia de adsorción.
El agua adsorbida se descarga a través del pie barométrico la cual tiene válvulas shet de descarga.
El material estéril en la flotación conocido como relave se deposita en la Relavera pero antes de ingresar esta carga llega hacia el cajón rompe presión que tiene la finalidad de bajar la presión ya que la carga cae por gravedad.
El agua de las cochas también va hacia la relavera formándose el espejo de agua que debe estar en 25 -30 %, este espejo es importante para que los reactivos se degraden mediante los rayos ultravioletas del sol.
De ahí este material se va a la etapa de clasificación mediante un ciclón D-10 los gruesos se quedan para la formación de la cresta del dique. Y el rebose (fino) hacia el espejo de agua esta agua es adsorbida por una quena matriz el cual llega hacia una posa de captación y esta es bombeada de nuevo hacia el tanque de agua industrial mediante una bomba Hidrostal. Formándose un circuito cerrado.
38
Tanque Industrial Planta Concentradora
Estación de Bombeo
Fuente Propia Fig. N° 2-5: Circuito de Relavera.
39
CAPITULO III
MARCO TEORICO
3.1. ANTECEDENTES DE LA INVESTIGACIÓN.
La sociedad peruana en busca de su desarrollo industrial requiere aprovechas sus recursos naturales por lo que necesita extraer un mayor abastecimiento de minerales metálicos para sustentar diversas actividades económicas. Por lo tanto, es importante aumentar las actividades de exploración y explotación de los yacimientos minerales (Kesler, 1994).
Sin embargo, además de la importancia de su explotación, es fundamental tener un proceso adecuado para su aprovechamiento de acorde que sean amigables al medio ambiente, con lo que se requiere tener un proceso que permita aprovechar a lo máximo tanto en su recuperación como en minimizar el gasto de energía, por lo que es necesario darle un fundamento científico a los procesos en estudio.
Méndez (2009) en su estudio sobre flotación selectiva de enargita desde un concentrado final de sulfuros de cobre de Collahuasi, concluye que es posible generar un procedimiento que permite limpiar de As de un concentrado de Cu, entregando un concentrado de Cu de bajo contenido de As vendible y un concentrado con alto Cu y As. “Cuando se analiza la influencia de la variación del potencial, se observa que el punto máximo de recuperación, independiente del pH de la pulpa, se alcanza cuando no se modifica el Eh de la pulpa, ya sea trabajando en un rango de Eh reductor u oxidante, las
40
recuperaciones de Cu y As disminuyen. Si el potencial aumenta, la exposición a un exceso de oxígeno causaría que el dixantógeno se oxide, disminuyendo por tanto las recuperaciones [29].
Neeraj K. Mendiratta (2000), en su investigación sobre Estudió cinéticos de oxidación de minerales sulfurados y adsorción de xantato, Los estudios electroquímicos de la acción depresora de DETA y SO2 en la que nos complementa las muestras de pirrotita. DETA solo actúa como un buen depresor debido principalmente al catión de los iones de metal (Ni2+, Fe2+). El catión con iones Ni2+ predominan a la desactivación de pirrotita. El Catión con los iones de Fe2+ ayuda en la solución manteniendo más bajo los potenciales de la pulpa e inhibiendo la formación de especies de hidróxidos férricos polisulfurados. Por otro lado, SO2 es usado para bajar los potenciales de la pulpa y descompone los polisulfuros. Así, la combinación de DETA y SO2 lleva a (i) una disminución en la pulpa potencial de bajo del potencial reversible para la adsorción del xantato y (el ii) el vaciamiento de polisulfuros. Por consiguiente, el efecto global de DETA y combinación de SO2 es la inhibición de adsorción del xantato en pirrotita que lleva a su depresión [30].
López Príncipe (2008), en su trabajo de investigación; Caracterización y optimización de flotación a nivel laboratorio del mineral de cobre de la minera Candelaria. Se logró incrementar la recuperación del cobre de 87 %, obtenida en la planta, a 92.57 % a nivel laboratorio; optimizando las variables principales de mayor influencia como: grado de molienda, incrementando a 94 % - malla 100 Tyler, y grado de agitación, reduciendo a 915 rpm. Las leyes de fierro en el concentrado de cobre son afectados básicamente por el pH y el grado de agitación, reduciéndose, con el incremento del pH y aumentando con el incremento del grado de agitación [24].
41
Chacón (2005), en su estudio realizado sobre, Concentración por flotación de menas de oro-cobre con bajas recuperaciones de arsénico, De los colectores probados, el más conveniente para obtener concentrados con elevadas recuperaciones de cobre y bajas recuperaciones de arsénico, es aquel que contenga como componente principal el Ditiofosfato, con una dosis menor a 10 g/t. Los ensayos realizados en la planta con el ditiofosfato comercial usado dieron muy buenos resultados, con recuperaciones de arsénico inferiores al 5 % en el concentrado de flotación y leyes de cobre mayores del 18 % [9].
Sarquís, P. Ciribeni, V. Gonzalez, M. (2007), en su estudio sobre, Depresión selectiva de sulfuros usando extractos naturales, Los extractos de quebracho modificados, especialmente el denominado Flotan T1, son depresores selectivos de la pirita, Ensayos con pirita pura, muestran que 300 g/t es un consumo adecuado para la depresión del sulfuro, mayores consumos no cambian la flotabilidad. Cuando se trata de minerales de cobre con pirita, el gasto requerido es menor de 100 g/t. El agregado de los depresores Flotan permite mejorar la relación Cu/Fe en concentrados de cobre. Este es un indicador muy importante de la calidad de los concentrados. El efecto depresor de los Flotan se hace más marcado en flotaciones a pH ácido y también en el rango alcalino [36].
Ekmekçi Zafir (2004), con su estudio, Los efectos de EDTA en la flotación selectiva de minerales Sulfuros, concluye que la activación de minerales no deseadas de esfalerita y pirita por iones cobre disueltos en el minerales de cobre (principalmente la chalcopirita) tienen una selectividad de flotación, la interacción galvánica entre los minerales del sulfuro es considerado como la causa principal para tal activación, por consiguiente, EDTA fue usado para prevenir la activación de esfalerita y pirita por los iones de cobre en la
42
presencia y ausencia de colectores. Los experimentos de voltammetry cíclicos mostraron que esfalerita y pirita pueden ser activadas por los iones de cobre a pH 9.2, formando CuS como compuesto en la superficie. La adición de EDTA no afecta la capa de CuS, pero disminuye la intensidad actual de la pirita. Los resultados de los colectores de la flotación revelaron que la chalcopirita, pirita y esfalerita estaban significativamente afectadas por la presencia de hidróxido metálico en su superficie. El uso de EDTA quitó estas especies de hidróxidos metálicos hidrófilas que exponen la superficie hidrófoba rica en azufre. Este efecto aumentó la recuperación global y no mejoró la selectividad [16].
3.2. BASES TEÓRICAS.
3.2.1. Flotación de Minerales.
El proceso de flotación se puede definir como un proceso fisco químico, cuyo objeto es la separación de especies minerales valiosas de las no valiosas, a través del uso de la adhesión selectiva de burbujas de aire a las partículas minerales valiosas.
[28,42, 43]
En el proceso de flotación en el cual se efectúa la separación, esta compuesto por tres fases: fase líquida, fase sólida y fase gaseosa. El proceso de flotación está basado sobre las propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas de los sólidos a separar. Se trata fundamentalmente de un fenómeno de comportamiento de los sólidos frente al agua, o sea, de mojabilidad de los sólidos [4].
Para que ocurra una flotación se introduce energía al sistema con el fin de mantener en suspensión los sólidos y que las partículas minerales produzcan colisión en las burbujas. Las partículas que son capaces de colectarse se denominan flotables y pasan a la fase de 43
espuma, para llegar posteriormente al concentrado. Las partículas que no son flotables, abandonan el sistema por la corriente de cola o relave [3,38].
La colección de partículas sólidas mediante burbujas de aire en la flotación, ocurre por el resultado de tres microprocesos, el encuentro y colisión entre la partícula y la burbuja, la adhesión y finalmente su asenso estable [3].
Fig. Nº 3-1: Interacción entre la partícula y la burbuja en la flotación
Según Stechemesser el encuentro de la partícula y la burbuja implica el acercamiento de una partícula a una burbuja en su campo de flujo. Esto se encuentra determinado por la física del movimiento de la burbuja y la partícula y por la hidrodinámica del fluido en que se desarrolla el proceso, lo cual se muestra [3].
Fig. Nº 3-2: Representación esquemática de la trayectoria de la partícula.
44
La colisión puede ser definida como cuando una partícula se acerca a una burbuja a una distancia en la cual las fuerzas superficiales comiencen a funcionar. Las partículas se mueven a esta distancia principalmente bajo acción de fuerzas hidrodinámicas, fuerzas gravitacionales, fuerzas de inercia de la partícula, fuerzas de fricción y la flotabilidad estática del líquido (Pyke) [2,3].
Wills explica que el proceso de adhesión y transporte se basa en la diferencia de propiedades físico-químicas en la superficie de las partículas de distintos minerales.
Para que ocurra la flotación una burbuja debe ser capaz de adherirse a la partícula y transportarla hacia la superficie. Por este motivo el proceso puede aplicarse sólo a partículas relativamente finas, ya que, si la partícula es muy grande la fuerza de adhesión entre la partícula y la burbuja será menor que la fuerza ejercida por su peso, impidiendo que permanezcan adheridas.
Las fuerzas que tienden a separar a la partícula de la burbuja. Las fuerzas de tensión llevan a la formación de un ángulo entre la superficie del mineral y de la burbuja, que se denomina ángulo de contacto. Mientras más grande es el ángulo de contacto mayor es la adhesión entre la partícula y la burbuja. [2,3]
Fig. Nº 3-3: Ángulo de contacto.
45
Por otro lado Stechemesser y Nguyen señalan que un aspecto importante del proceso de asenso estable, es el estudio de la separación (detachment) del agregado burbuja-partícula debido a fuerzas externas al interior de la celda de flotación. Este concepto cobra mayor fuerza y relevancia al momento de estudiar la flotación de partículas de mayor tamaño y/o de mayor masa [3, 5].
3.2.2. Flotación de Sulfuros.
Los sulfuros son fuertemente hidrófobos, lo cual permite que tengan una buena flotabilidad. Sin embargo, este comportamiento se ve afectado negativamente cuando existe una oxidación superficial o hay presencia de lamas [38].
Para que la flotación de sulfuros sea efectiva, es necesaria la presencia de oxígeno con colectores sulfhídricos, y así ocurra la adsorción de este reactivo en el mineral. Este fenómeno puede ser explicado por teorías que se describe King (1982).
El desarrollo de la teoría de la flotación de minerales sulfurados con xantatos ha estado sujeto a constante controversia. Especialmente interesante es la polémica que se planteó a partir de 1930 entre la escuela americana de A.F. Taggart y la escuela australiana de I. W. Wark [21, 38, 40].
Según Wark, 1955, no sólo los metales nativos, flotan bien con los ácidos grasos y amines, sino también el Al y Pb, proporcionan amines a los ángulos del contacto pequeños. Pueden flotarse los sulfuros de metal con los colectores diferentes, jugando un papel importante por los compuestos de los sulfhídricos y sus sales alcalinas (-SNa o -SK) [14].
46
Bosques (1988) explica que la hidrofobicación de sulfuros con el sulfhídrico compone, sobre todo con los xantatos, resultando reacciones electroquímicas en que se transmiten los electrones de un colector a un mineral del sulfuro, y entonces los electrones se devuelven a la solución acuosa debido a la reducción del cátodo de oxígeno [14,42].
Los investigadores tales como Taggart, Gaudin, Southerland y Ward dan cuenta de la importancia fundamental que el oxígeno tiene en la flotabilidad de los sulfuros y en el mecanismo de fijación de los colectores sobre su superficie. [2, 38].
3.2.3. Cobre.
Los sulfuros de cobre se dividen en tres tipos: a) sulfuros puros (calcosita y covelina); b) sulfuros de cobre y fierro (calcopirita y bornita); y c) sulfuros complejos (enargita, estanita y tetrahedrita). Es común la presencia de trazas de cobre nativo, siendo poco común su ocurrencia en cantidades significativas. Los sulfuros de cobre asociados a pirita y pirrotita son los de más difícil flotación, ya que el uso excesivo de depresor para los sulfuros de fierro puede llevar a la depresión de los sulfuros de cobre [4, 17].
3.2.3.1. Cobre-Molibdeno.
La asociación de molibdenita, MoS2, con sulfuros de cobre, especialmente la calcopirita, es bastante común. A pesar de que la molibdenita es uno de los pocos minerales que presenta hidrofobicidad natural, los sistemas industriales de flotación pueden presentar dificultades, tales como: liberación en granulometría muy fina,
47
asociación con sulfuros de fierro (pirita y pirrotita), oxidación superficial de la molibdenita, asociación con otros minerales de hidrofobicidad natural, por ejemplo, grafito y talco. El esquema normal de flotación consiste en la producción de un concentrado “bulk” de Cu-Mo y posteriormente la separación a través de la depresión de los minerales de cobre [38].
3.2.3.2. Flotación de cobre.
El cobre ocupa el primer lugar entre los metales que se recuperan por flotación. Entre los sulfuros tenemos: la calcopirita, calcosina, bornita, covelina, tenantina, tetraedrita, enargita y varios otros [38].
Los minerales de sulfuro de cobre son rápidamente flotables y responden bien a los colectores como el xantato amílico de potasio (Z-6), isopropilico de sodio (Z-11) y butílico. Generalmente se usan circuitos alcalinos de pH 8.5-12, con la cal controlando el pH y deprimiendo la pirita [388,42].
El uso de espumante (frothers) ha cambiado la flotación significativamente en los recientes años, ya que los reactivos naturales tradicionales como el aceite del pino, ácidos cresílico, como los alcoholes más altos (por ejemplo MIBC) y esters del polyglycol tiene alto consumo. Para flother con mineral molido a -75 micras; tiene un consumo del reactivo generalmente en rango de 1-5 kg de cal por la tonelada de mena, 0.002 a 0.3kg/T de xantato, y 0.02 - 0.15kg/T de frother [42].
48
Algunos autores como Taggart (1958) indican que la calcosina flota peor que la calcopirita y la bornita; Pryor (1960) menciona que la covelina o enargita son más flotables que los demás minerales. Sin embrago esto depende del yacimiento proveniente y de sus condiciones geológicas de formación. En este sentido es preciso decir que, por ejemplo, la calcopirita o bornita primarias, igual que la tenantita o tetraedrita del mismo origen, son más flotables que la calcosina, covelina o bornita de origen secundario. La pirita es también muy flotable en un circuito ácido [38].
3.2.4. Plomo.
El plomo se encuentra generalmente en forma de galena, aunque cuando existe oxidación de la mena pueden estar presentes la cerusita (PbCO3) y la anglesita (PbSO4).
El PbS donde el 86.06% es Pb y el 33,4% en S; es el principal mineral industrial del plomo. Tiene una alta gravedad específica (7.5) y baja dureza (2.5) [19, 40].
3.2.4.1. Flotación de Plomo.
De acuerdo a los estudios electroquímicos y publicados sobre flotación de galena, la naturaleza de las especies hidrófobas es responsable de la flotación. El potencial limitando de flotación tiene los valores diferentes por los diferentes procedimientos.
Entre los autores Allison y Finkelstein 1975, explican que sin el xantato, no podría formarse a dixantogeno en la oxidación de xantato; en los sistemas de galena, el xantato
49
predomina en el hidrófobo. Otros investigadores como Tolun y Kitchener, 1963-1964; Toperi y Tolun, 1969; 1971; Gardner y Bosques, 1977; Ahmed, 1978, encuentran que el dixantogeno estaba como producto de oxidación del xantato en la galena y que la presencia de dixantogeno era esencial para la flotación eficaz de galena con colectores de xantato, lo que llevo a estos investigadores a la conclusión de que el mecanismo de la interacción de galena con el xantato era la coexistencia de xantato como predominante para la formación de dixantogeno [19].
Trahar 1984, presentó evidencia convincente que la galena flota rápidamente bajo las condiciones en que el xantato está presente en la superficie mineral, pero no bajo las condiciones en que el dixantogeno está presente en la superficie mineral cuando la galena es molida en presencia del sulfuro de sodio. La flotación galena inducido por el xantato a un pH = 8 y 11 con una concentración del xantato inicial de 2.3 x 10-5 mol/L al ser molida con presencia de sulfuro de sodio, con un potencial que se extiende de 0 V a +0.3 V con pH = 8 y con un potencia de -0.1 V a +0.1 V y pH = 11. Con este se da evidencia, que el potencial de formación de xantato es predominante su independencia de pH, que no es consistente con los resultados de flotación [19].
La flotación de los minerales de plomo se puede realizar efectivamente en un circuito de mediana alcalinidad, entre pH 8 y 10, con un colector como los xantatos y con aceite de pino, ácido cresílico o alcoholes como espumantes [38].
50
3.2.5. Separación Plomo – Cobre [38].
Para separar el plomo y el cobre, hay tres métodos: 1) proceso de cianuro; 2) proceso de bicromato, y 3) proceso de anhídrido sulfuroso.
El primer proceso consiste en la separación de los minerales de cobre con cianuros. Es conveniente cuando los minerales de cobre y plomo no están oxidados superficialmente y cuando la concentración de los minerales de cobre no sobrepasa al 50% de los de plomo. Se puede usar cianuro de sodio, o una mezcla de cianuros con sulfato u óxido de zinc. El producto de la reacción entre el óxido de zinc, el ácido ciahídrico y amoníaco.
Otra alternativa, en la separación del plomo y el cobre, es el uso de bicromato de sodio o potasio para deprimir los minerales de plomo. Este método, si da resultados, consume aproximadamente cerca de 2 Kg de bicromato por tonelada de concentrado.
Finalmente, en el proceso con anhídrido sulfuroso una pulpa del concentrado de cobre y plomo de 35% de sólidos, absorbe SO2 en una torre durante un tiempo suficiente como para que por tonelada de concentrado quede absorbido aproximadamente 1 Kg de SO2. Este producto es bastante ácido, se acondiciona cal para llegar a un pH 5 y el plomo se con 1,5 a 2,5 kg/T de bicromato de sodio. Algunas veces en vez de bicromato de sodio para la depresión de plomo. Se usa almidón en cantidades de hasta 500 gr/T. el cobre se flota luego en la forma acostumbrada. Como alternativa directo del concentrado con ácido sulfuroso, para reemplazar la absorción de gas en la torre.
51
3.2.5.1. Depresión de Cobre.
Cuando existe mineral que predominan de menos de dos partes a una parte de cobre, puede ser preferible deprimir los minerales cobre para hacer su separación de los minerales que predominio. Para la depresión de minerales de cobre, es usualmente usado el cianuro de sodio (normalmente 250-500 g/t de volumen se concentran) o se usa el complejo de cianuro-cinc
[38]
.
El mineral de predominio que se concentra normalmente se limpia por lo menos una vez con cantidades pequeñas de cianuro. El pH deseable es de 7.5 a 9.0 que se encontraron experimentalmente.
Al usar cianuro, se perderán
metal precioso y los
minerales de cobre secundarios pueden ocurrir a través de la disolución. Estas pérdidas son principalmente eliminadas al usar el complejo de cinc-cianuro. El sulfato de cinc se disuelve, o el óxido de cinc, en el agua. Si se usa el sulfato de cinc, el pH de la solución debe levantarse por lo menos a pH 8, usando cal, antes de que se tome cualquier paso. El cianuro se agrega al tanque (bajo la agitación) y el mixto hasta disolverse; si el óxido de cinc se ha usado, el tanque exigirá una agitación lenta para guardar el óxido de cinc fino en suspensión. Durante la preparación de este reactivo, debe proporcionarse la ventilación adecuada [5].
La depresión debida al cianuro solo ha sido interpretada de dos formas según que se trate de cianuro o de ferrocianuro. O.S. Bodganov, V. Y. Hainman, A. K. Podnek y N.A. Janis (1958) lo han interpretado, utilizando trazadores radiactivos, como la formación de un complejo de cobre-cianuro para sulfuros de cobre. Los iones de cobre adsorbidos sobre la superficie pasarían a la solución.
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Por el contrario, se han interpretado la acción del ferricianuro en la depresión de la calcosina y de la bornita, como una competencia sobre la superficie de los iones (X-) del colector y (CN-) del depresor. Este fenómeno había sido objeto de los trabajos de M.A. Cook y M.E. Wadsworth (1957) [4].
3.2.5.2. Depresión de Zinc.
En el tratamiento de menas de zinc en primer lugar se debe flotar el mineral de mayor concentración, mientras se va deprimiendo los minerales de cinc. Después de la primera flotación, los minerales de cinc se reactivan con el sulfato de cobre y flotan selectivamente. Normalmente se logra la depresión de los minerales de cinc y pirita en el primer circuito de flotación con el cianuro, casi invariablemente en la combinación con el sulfato de cinc. La cantidad de sulfato de cinc normalmente es tres a cinco veces respecto al cianuro. Estos depresores se agregan al circuito de molienda antes de la flotación rougher y, si requiere más, a la cabeza del circuito de limpieza; entre los depresores usados tenemos el sulfito de sodio o el bisulfito en combinación con el cianuro y sulfato de cinc [5].
El sulfuro de sodio, se emplea mucho por sus propiedades sulfurantes. Es un depresor enérgico de la mayor parte de los metales (si bien más de la blenda que de la galena), por lo que a veces se utiliza para separar los sulfuros de plomo y los de zinc. Es un promotor de la bauxita. Dado que ataca los aparatos de flotación, exige revestimientos especiales. El sulfito de sodio posee propiedades deprimentes del zinc y pirita que interviene en las flotaciones de casi todos los minerales [2].
53
El cianuro de sodio actúa como depresor del zinc solo temporalmente, bastando la presencia de sulfato de cobre para que ésta vuelva a flotar. Por estas propiedades, el cianuro de sodio se emplea en la flotación de la galena, para deprimir la pirita y la blenda, sin afectar a la flotabilidad de aquella. La adición de sulfato de zinc al cianuro de sodio intensifica en general la acción depresora de éste sobre la blenda y la pirita [5].
En el caso de la cal su acción es progresiva, al principio deprime solo a la pirita, pero si se incrementa la dosis, comienza a deprimir a la blenda y así sucesivamente a los demás sulfuros [5].
3.2.5.3. Depresión de Arsénico.
El arsénico es uno de los contaminantes inorgánicos más peligrosos y un elemento prohibido en cualquier concentrado de metales. La remoción del arsénico durante la flotación de los sulfuros ha sido estudiada ampliamente con varias aproximaciones, incluyendo el pre oxidación de la pulpa de flotación, el control de Eh durante la flotación y el uso de depresores/colectores selectivos [4].
Singer y Jordaan (1990) patentaron un método para flotar arsenopirita de la pirita con dialkil-ditiofosfato y monoalkil-ditiocarbamato los cuales son utilizados en combinación como colectores a un pH entre 7-12; utilizando ditiofosfato y ditiocarbamato como colectores, Connor (1990) floto un concentrado de arsenopirita y oro que contienen arsenopirita y pirita [14, 23].
54
Herkenhoff (1944) patentó un método para flotar la pirita de la arsenopirita utilizando 0.125 kg/t de permanganato alcalino como depresor de la arsenopirita, demostrando la posibilidad de realizar flotación selectiva de minerales de Arsénico utilizando reactivos selectivos. Draskic (1982), Azimzade y Chernykh (1997) y Tapley y Yan (2003) utilizaron exitosamente también permanganato como depresor selectivo en la separación de pirita-arsenopirita utilizando minerales naturales.
Abeidu y Almahdy (1980) encontraron que mezclas de magnesia forman una capa hidrofílica de AsO4NH4Mg6H2O en las superficies de arsenopirita lo cual inhibe la adsorción de xantatos sobre arsenopirita, utilizaron esta propiedad de la magnesia para deprimir selectivamente arsenopirita mientras la pirita flota en un fango de pH 8-9 utilizando mezclas artificiales de minerales [35].
Yen y Tajadod (2000) utilizaron mezclas de magnesia como depresor en flotación selectiva de calcopirita (CuFeS2) de enargita (Cu3AsS4). Se reportó que la densidad de adsorción de xantato amil de potasio tanto en enargita natural como artificial disminuyó con el incremento de la concentración de mezclas de magnesia mientras que la densidad de adsorción del colector en calcopirita no se vio afectada, permitiendo la separación selectiva de los dos minerales de mezclas artificiales. Castro (2003) estudió el efecto de depresión de la mezcla de magnesida en una muestra de enargita pura y reportó algunos resultados distintos a aquellos encontrados por Yen y Tajadod (2000). No se observó depresión en un rango de pH 7-9 utilizando 0-11 kg/t de mezcla de magnesia. A pH 10, una débil depresión de enargita se observó utilizando 2-4 kg/t de mezcla de magnesia. Sin embargo, cuando se incrementó la dosificación a 7 kg/t, la depresión desapareció por completo [35].
55
Chanturiya et al. (2000) reportaron que el dimetilditiocarbamato, un coagulante en la flotación de minerales de metales no ferrosos, deprime significativamente a la arsenopirita a un pH 10.3 (ajustado con CaO) mientras que la pirita solamente se ve afectada muy débilmente (un único estudio mineral) [42].
3.2.5.4. Depresión de Fierro.
Uno de los depresores más comunes es la cal, la que generalmente se añade al circuito en la forma de hidróxido de calcio, Ca(OH)2, y se usa principalmente para deprimir los minerales compuestos por sulfuro de fierro, es especial para eliminar la pirita y la pirrotita de los concentrados que contienen sulfuros de cobre o zinc por encima del pH crítico, que usualmente es de 10 pero que puede ser menor si está presente el cianuro de sodio. Así los sulfuros de hierro son por entero deprimidos y no pueden ser flotados usando un exceso de colector.
La acción de la cal como depresor no siempre es entendida en la forma debida. Se sabe que los iones de Ca pueden ser absorbidos en la superficie de los minerales constituidos por sulfuro de hierro, pero tanto el calcio como los iones hidroxilos parece que intervienen en cierto modo en el efecto depresivo [19, 22].
I.W. Wark y A.B. Cox (1934) deducen que el cianuro de sodio es otro depresor comúnmente usado, da una concentración suficiente del ión cianuro. Los sulfuros de hierro pueden ser deprimidos con un pH tan bajo como 7, la calcopirita con un pH que varía de 7 a 8 y los otros sulfuros de cobre con un pH de 9 o superior. Los sulfuros de zinc activados pueden ser deprimidos con un pH que varía de 7 a 8 mientras que la galena es
56
relativamente inafectada por el cianuro. Los valores de pH antes mencionados son las únicas aproximaciones que se aplican a la flotación con los colectores de concentración normal o usual, tales como el xantato etílico [19,38].
3.2.5.5. Depresión de Plomo.
La depresión se promueve cuando la cantidad de plomo en el concentrado colectivo es más del doble de la cantidad de cobre.
Para la depresión de la galena es común el uso de dicromato de sodio (normalmente alrededor de 1000 gr/TM concentrado colectivo), el que se agrega justo antes del circuito de separación, también se puede utiliza en la pulpa del concentrado colectivo el gas SO2 [19,25]
.
El principio subyacente de depresión por el ion del hidróxilo es que para cada concentración hay un colector y pH debajo de que cualquier mineral dado el cual flotará y anteriormente que no flotará. Éste es el pH crítico llamado que puede determinarse según la magnitud relativa de oxidación de la superficie mineral y colector o la formación de la sal del colector de metal. Para el caso que la entidad hidrófoba es el disulfato, el mineral será deprimido.
Janetski (1977) usó voltímetro para estudiar la oxidación de electrodo de pirita en la solución al pH diferente en la ausencia y presencia de xantato del etilo demostrando que la oxidación de pirita aumenta como el pH. La oxidación de pirita ocurre a un potencial catódico a eso para la oxidación del xantato a la condición del pH alto, y de, sólo el
57
mineral se oxidará al potencial mixto y la flotación será deprimida. Se presentan voltiogramos para un electrodo de galena en la solución alcalina demostrando eso que sólo la oxidación del ánodo de superficie de galena ocurre en la solución alcalina debido a la reacción: 2PbS + 7H2O = 2HPbO; + S2O3- + 12H+ + 8e-, donde a más baja concentración de xantato del butil o alta concentración de xantato del etilo la galena será deprimida. El empleo del peróxido de hidrogeno como depresor de la galena para la flotabilidad de chalcopirita demostrada por Wang (1992), con el método del voltogramo dice que a cierto pH y concentración de H2O2, la descomposición completa del xantato pre adsorbido en la galena, da la superficie de galena hidrófilica y la deprime, considerando que los dioxantogenos se prefijaron en los restos del chalcopirita estable, que concede que la chalcopirita sea hidrófobica y flotable [19].
3.2.6. Activación de los Minerales Sulfurados Oxidados [4, 19].
La acción del oxigeno sobre los minerales sulfurados y su papel activante. También, es necesario hacer una distinción entre minerales sulfurados superficialmente oxidados, y minerales sulfurados totalmente oxidados. En las líneas que siguen, solamente se examina el caso de los minerales sulfurados totalmente oxidados.
Los minerales oxidados de plomo, zinc, y cobre son difíciles de flotar. Esta dificultad es explicable porque los minerales de origen secundario, tales como los carbonatos y sulfatos, son finamente texturados, complejos y variables. Más solubles son los minerales oxidados que los sulfuros del metal correspondiente. En general, se transforma la superficie del mineral oxidado en sulfuro por acción del sulfuro de sodio. A veces, se limpian las superficies antes de la sulfurización para evitar fuertes consumos en sulfuro de
58
sodio. Después de la sulfurización, las tiosales como los xantatos tienen una acción colectora satisfactoria. Sin embargo, se ha notado que el procedimiento es de poco efecto sobre la malaquita y la azurita, no adhiriéndose el xantato cuproso a las superficies. Además, para flotar cerusita o anglesita es necesario controlar que no existe un exceso de sulfuro de sodio (I.W. Wark, A. B. Cox, 1939). Existe una relación entre el pH y el exceso de sulfuro. En efecto, según el pH, habría competencias entre los iones S--, HS- y OH-. M.G. Fleming (1953) ha encontrado por otro lado que la vanadinita y la descloizitia son extremadamente sensibles a un exceso de sulfuro.
Fig. Nº 3-4: Valores de pH crítico (a la derecha de cada curva la flotación es imposible) (según I.W. Marx y A. B. Cox 1934).
3.2.6.1.
Adsorción del Colector [21].
Tanto los colectores aniónicos como catiónicos son adsorbidos física o electrostáticamente en los óxidos y silicatos. Con algunos minerales, puede ocurrir también la quimiadsorción de los colectores aniónicos.
59
Para que haya flotación efectiva, es necesario que los colectores tengan 10 o más átomos de carbono en la cadena de hidrocarburos. Esto es importante para que ocurra suficiente adsorción.
3.2.7. Variables de Procesos de Flotación por Espuma.
Los estudios realizados han señalado que en el proceso de flotación hay más de 32 variables pero Southerland y Work
[2, 12]
las clasificaron en tres grupos importantes de
variables y son:
Variables que dependen de los componentes químicos. Variables que dependen de los comportamientos de operación. Variables que dependen de los componentes de equipamiento.
3.2.7.1.
Variables del Componente Químico [25, 38].
Los reactivos de flotación corresponden a sustancias orgánicas que promueven, intensifican y modifican las condiciones óptimas del mecanismo físico-químico del proceso.
Pueden clasificarse en:
a. Colectores: Son sustancias orgánicas que se adsorben en la superficie del mineral, confiriéndole características de repelencia al agua (hidrofobicidad).
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b. Espumantes: Son agentes tenso activos que se adicionan a objeto de:
Estabilizar la espuma. Disminuir la tensión superficial del agua. Mejorar la cinética de interacción burbuja – partícula. Disminuir el fenómeno de unión de dos o más burbujas (coalescencia).
c. Modificadores: Por otro lado, tales como activadores, depresores o modificadores de pH, se usan para intensificar o reducir la acción de los colectores sobre la superficie del material.
3.2.7.2.
Variables del Proceso de Operación [38,41].
Algunas de las variables de mayor importancia para el proceso de flotación son:
a. Granulometría: Adquiere gran importancia dado que la flotación requiere que las especies minerales útiles tengan un grado de liberación adecuado para su concentración.
b. Tipo de Reactivos: Los reactivos pueden clasificarse en colectores, espumantes y modificadores. La eficiencia del proceso dependerá de la selección de la mejor fórmula de reactivos.
61
c. Dosis de Reactivo: La cantidad de reactivos requerida en el proceso dependerá de las pruebas metalúrgicas preliminares y del balance económico desprendido de la evaluación de los consumos.
d. Densidad de Pulpa: Existe un porcentaje de sólidos óptimo para el proceso que tiene influencia en el tiempo de residencia del mineral en los circuitos.
e. Aireación: La aireación permitirá aumentar o retardar la flotación en beneficio de la recuperación o de la ley, respectivamente. El aire es uno de los tres elementos imprescindibles en el proceso de flotación, junto con el mineral y el agua.
f. Regulación del pH: La flotación es sumamente sensible al pH, especialmente cuando se trata de flotación selectiva. Cada fórmula de reactivos tiene un pH óptimo ambiente en el cual se obtendría el mejor resultado operacional.
g. Tiempo de Residencia: El tiempo de residencia dependerá de la cinética de flotación de los minerales de la cinética de acción de reactivos, del volumen de las celdas, del porcentaje de sólidos de las pulpas en las celdas y de las cargas circulantes.
h. Calidad
del
Agua: En las Plantas la
disponibilidad de agua es un
problema. Normalmente se utiliza el agua de recirculación de espesadores que contiene cantidades residuales de reactivos y sólidos en suspensión, con las consecuencias respectivas derivadas por este flujo de recirculación.
62
3.2.8. Reactivos. [4, 5]
Son sustancias químicas que sirven para la recuperación de los sulfuros valiosos, deprimiendo a la ganga e insolubles. Mediante el uso de reactivos podemos seleccionar los elementos de valor en sus respectivos concentrados.
3.2.8.1.
Colectores [25].
a. Xantato Amílico de Potasio (Z-6): xantato muy fuerte por lo que se emplea generalmente en aquellas operaciones de flotación que requieren el más alto grado de poder colector. Es un colector muy apropiado para la flotación de sulfuros manchados u oxidados de cobre, minerales de plomo (con NaS). Así mismo, se le emplea en el tratamiento de la arsenopirita, pirrotita, sulfuros de cobalto y níquel, y sulfuros de hierro conteniendo oro.
b. Xantato Isopropílico de Sodio (Z-11): xantato ampliamente usado debido a su bajo costo y elevado poder colector. Se emplea en gran escala en la flotación de cobre, plomo y zinc; minerales complejos de plomo-zinc y cobre-hierro, en los que los principales minerales sulfurosos son calcopirita, calcocita, enargita, galena, esfalerita, marmitita, pirita y pirrotita.
3.2.8.2.
Espumantes.
a. MIBC (Metil Isobutil Carbonil): Tiene una gran importancia en la flotación selectiva de minerales complejos. Es un excelente espumante para flotación
63
selectiva de sulfuros, piritas auríferas y de los minerales cupríferos simples. Produce una espuma frágil; es muy útil de la flotación de minerales con muchas lamas. El MIBC permite un excelente control del proceso de flotación por que no tiene características colectoras [2].
b. Frother F-70: Es un alcohol alifático de peso molecular bajo, de origen natural, de 6 a más carbonos de cadenas normales o ramificadas. Se usa cuando la selectividad de minerales es importante para alimentación según el contenido más alto que el porcentaje normal de del otro mineral. Ha encontrado un grado alto de aceptación en carbón, que lleva sulfuro, y flotación de grafito neutral con circuitos ligeramente alcalinos [38].
3.2.8.3.
Activadores [5, 25].
a. Sulfato de Cobre (CuSO4): Es universalmente empleado en la 2da etapa de las flotaciones diferenciales de sulfuros de plomo y zinc. En la primera se flota la galena, deprimiendo la blenda con el cianuro, con el sulfato de zinc o con ambos.Es un activador de la esfalerita, también pirita, chalcopirita, pirrotita, arsenopirita y cuarzo.
3.2.8.4.
Promotores [2, 5,25].
a. A-31: Es el A-25 con el 6% en peso de tiocarbanilida. Insoluble en agua como el A-15 y el A-25. El A-31 combinado con el A-25, se emplea principalmente en la flotación de sulfuros de plomo y plata.
64
a. A-3418: A pesar de su alto costo es un reactivo muy selectivo a la flotación de zinc en un bulk Pb-Cu. Para alcanzar efectividad se debe usar en solución de agua. Es un gran colector de valores de plata en cobres grises o tetraedrita. A pesar de importantes esfuerzos de otras marcas aún no se ha logrado encontrar un equivalente que cumpla con su descripción “tiene la fuerza de un xantato y la selectividad de un aerofloat o ditiofosfato”.
b. A-404: Este promotor se desarrollo originalmente para la flotación de carbonato de plomo sin el empleo de un agente sulfurizante. Desde entonces, ha sido usado extensamente en la flotación de minerales oxidados de cobre después de sulfurización. Este promotor se usa también como colector secundario conjuntamente con Xantatos y Aerofloats ó Ditiofosfatos, en la flotación de minerales sulfurosos de Cu, Pb y Zn.
c. A-208: Mezcla 1:1 de Dietilo y Ditiofosfato di Butílico de Sodio. La mayor aplicación de este promotor se encuentra en la flotación de menas de oro, plata y cobre. Es uno de los mejores promotores desarrollados para metálicos, tales como el oro, cobre y plata.
3.2.8.5.
Depresores [5, 23,25 ,38].
a. Cianuro de sodio (NaCN): Son cristales en forma de paletas de color blanquecino, se usan para el recubrimiento y depresión de minerales sulfurados de fierro, cobre y zinc. Los iones de estos metales, forman unos complejos bien estables con el
65
cianuro; así mismo se ha determinado que los minerales con iones metálicos, los cuales no forman tales compuestos con cianuro, por decir: el Pb, Bi, Sn, Sb y As, no son deprimidos por el cianuro.
b. Sulfato de zinc (ZnSO4): Son cristales incoloros; es uno de los reactivos reguladores principales de acción depresora, utilizada para la flotación selectiva de minerales de cobre y plomo de la esfalerita. Generalmente, se emplea en medio ligeramente alcalino en combinación con otros reactivos: NaCN, NaS, NaHSO3 y otros. No obstante en la práctica se conocen casos en que el ZnSO4 sirve como depresor independiente de la blenda de zinc, asegurando una supresión eficaz del mineral; y también es un depresor de pirita.
c. Bisulfito de Sodio (NaHSO3): Es un depresor para sulfuros de zinc y fierro. Se usan en lugar del cianuro particularmente en minerales con contenidos de plata. En la flotación de la galena se usa para controlar el exceso de oxidación. Es muy efectivo en menas que contienen cobre si no existiera un agente reductor; puesto que el mineral de cobre tiende a oxidarse durante la molienda, llegando a ser más soluble.
d. Carboxi MetilCelulosa CMC: Es una clase de polímero soluble en agua que sea
celulosa modificada y pertenezca al tipo iónico del electrólito de compuesto de molecularidad elevada. Tiene el más ancho sonó de uso y de la salida más grande entre los éteres de la celulosa.
Comparado con los geles naturales y sintéticos comunes, posee más ventajas como: Disuelve fácilmente en agua fría o caliente. Retiene el agua. Actúa como agente 66
filmógeno resistente a aceites, grasas y solventes orgánicos. Actúa como ligante y coloide protector. Regula las propiedades de flujo y actúa como agente de control reológico. Es usado en la depresión de silicatos de magnesio, como el talco y peróxido.
e.
Fosfato Monosodico (NaH2PO4): Polvo o gránulos blancos, de flujo libre. Agente empleado en la separación Pb/Cu en circuitos diferenciales de flotación.
3.2.8.6.
Modificadores.
b. Oxido de calcio - Cal (CaO): Se emplea en lugar del cianuro para impedir la flotación de la pirita en concentrados de otros minerales, como la calcopirita o la blenda. Es preferible al cianuro cuando se trata de deprimir solo la pirita y no la blenda. La acción de la cal es progresiva, al principio deprime solo a la pirita, pero si se incremente la dosis, comienza a deprimir a la blenda y así sucesivamente a los demás sulfuros.
Otra aplicación de la cal en los procesos de flotación es para ajustar el pH, cambiando las propiedades electroquímicas de la pulpa, y así lograr una mejor acción de los reactivos espumantes y colectores, mejorando la interacción del colector con la superficie de mineral útil [5,38].
c. Sulfuro de sodio (Na2S): Activador de minerales oxidados. A bajas concentraciones puede ser activador de menas oxidadas. Morenci estblecio que en sal amoniacal son muy efectivos para activar menas de sulfuros de cobre con oxidación superficial. El control debe ser estricto debido a que los sulfuros 67
minerales son fácilmente oxidable, por ello es que previamente a su aplicación se prefiere flotar todos los sulfuros y dejar que solo los óxidos sean sulfidizados [5,42].
d. Hidrosulfuro de sodio (NaSH): Para precipitar cobre en solución y permitir su recuperación de minerales oxidados superficialmente [5].
3.2.9. Simulación Matemática Circuito de Flotación Mediante Técnica de los Split Factors [18, 42].
Modelos matemáticos para simular flotación industrial a partir de pruebas de laboratorio, el método de simulación matemática basado en los factores de distribución, consiste en asignar un valor numérico (“Split Factor”) a cada componente del sistema y en cada etapa de separación considerada. Como componentes del sistema y en cada etapa de separación considerada. Como componentes del sistema, podríamos citar en el caso típico de un mineral que tiene los elementos: x1, x2, x3 e insolubles. En este contexto, el peso total de sólidos se acostumbra a considerarlo como un componente adicional del sistema. Como etapas de separación, las más usuales a ser citadas son: Flotación Rougher, Scavenger, Cleaner, Recleaner, Cleaner – Scavenger, etc.
El concepto de “Split Factor”, represnta la fracción en peso de cada componente alimentado a una etapa, que aparece junto con el concentrado en la etapa en cuestión; es decir, corresponde a la recuperación parcial de dicho componente en el concentrado obtenido durante cada etapa de separación (expresada dicha recuperación como fracción en peso).
68
La magnitud de los factores de distribución depende principalmente de tiempo de flotación, de las condiciones físico – químicas existentes en la pulpa y las propiedades de flotación del as partículas (i.e. tamaño de las partículas, grado de liberación, etc.)
El proceso de separación en cada etapa puede ser caracterizado a través de un vector del tipo:
S1 = (S1, S2, …, S11, … , Sn1, Sn+1.1)T
(1)
Donde: S11 Factor de distribución de i-ésimo componente en el j- ésimo separador (i=1,2,…n) Sn+1.1 Factor de distribución del peso total de sólidos en el j-ésimo separador. n Número de componentes (siendo e componente (n+1) el peso total de sólidos.
Existen varias técnicas alternativas para determinar los valores de los S11, pero al parecer, la más simple y apropiada se basa en los resultados de un solo ciclo abierto (o prueba de flotación batch), según se discute más adelante. En contadas excepciones y cuando la carga circulante en el sistema es relativamente alta, la estimación de los factores de distribución en el equilibrio podría ser inferida desde los primeros dos o tres ciclos de una prueba de ciclos incompleta, según se discute también más adelante.
Paralelamente se define el vector:
Wk = (W1k, W2k, …, W11k, … , Wn +1.1)T
(2)
69
W1k Peso (contenido fino1) del componente i en el flujo k (i=1,2,3,…,n) Wn+1.k Peso total de sólidos en el flujo k.
Estas simples definiciones permiten simular los siguientes dos tipos de operaciones comúnmente encontradas en circuitos de flotación:
a) Uniones: Dados los flujos k1 y k2 :
Wk3 = Wk1, Wk2
b) Separadores:
(3)
Dado el flujo k1 y el vector S1 de factores de distribución
correspondiente:
Wk3 = S1, * Wk1
(4)
= (S1, * W1k1, S21 * W2k1, , …, S n+1.1, W1)T
Y también:
Wk2 = Wk1, * Wk3
(5)
Wk1 Wk2 K
Sk
Wk3
Fig. N° 3-5: Representación de unión y separación
70
La aplicación de estas tres últimas ecuaciones a un circuito de flotación particular, resulta en un sistema de ecuaciones lineales que pueden ser resueltos mediante técnicas convencionales.
La determinación de los vectores Wk para cada uno de los flujos, permite calcular a su vez los siguientes parámetros metalúrgicos de interés:
a) Leyes
Gk = (Wk / Wn+1.k) x 100
(6)
Dónde:
Gk
= (g1k, g2k, …….. g1k, ……….gnk)T
g1k
= Ley del componente i en e flujo k, (%).(i=1,2,3,…n)
b) Distribuciones
R1k = (W1k / W11) x 100
(7)
Dónde:
R1k
= % de distribución del componente i en e flujo k; siendo i = 1,2,3,…n
71
K
= 1, corresponde al flujo de cabeza; es decir, a la alimentación fresca del
circuito de flotación.
Nota: S, W: notación de vector; T; notación de vector transpuesta. En la solución de los problemas que siguen a continuación no utilizaremos la notación de vector ni la de transpuesta aunque ésta debe ser sobreentendido.
72
CAPITULO IV
RESULTADO EXPERIMENTAL Y ANALISIS
4.1 EQUIPOS UTILIZADOS EN EL LABORATORIO.
En el proceso de investigación se han utilizado los siguientes equipos, materiales y accesorios:
a) Muestreador de copas. b) Estufa para secar muestra. c) Máquina de flotación Denver de laboratorio de 1, 1.5, 2 Kg de capacidad. d) Balanza digital hasta 05 Kg de capacidad. e) Cuarteador jones. f) Rote up. g) Baldes. h) Geringas. i) Potenciómetro digital (pH). j) Pampeha. k) Bandejas. l) Sobre manila, marcador, cinta de empaque.
73
4.2 SELECCIÓN Y PREPARACIÓN DE MUESTRA.
4.2.1 Muestra de Mineral.
El muestreo del mineral se realiza cada hora en planta en la faja transportadora de alimentación de la tolva de fino al molino, cuyas leyes de cabeza en promedio es:
Tabla Nº 4-1: Análisis químico del Mineral
Leyes %Cu 1.12
%Pb 6.74
%Zn 3.95
Onz/Tc Ag 15.00 Fuente: Laboratorio Químico de Planta.
% As 4.5
Se prepararon muestras de 1 kilogramo de mineral para correr pruebas de laboratorio.
4.2.2 Muestra de Concentrado Bulk.
Muestra de concentrado de Pb-Cu, proveniente de la flotación bulk, se realiza con un intervalo de tiempo de una hora en el cajón de concentrado bulk de Cobre-Plomo.
CC. Cu
%Cu 17.92
%Pb 8.09
Ensayes %Zn Onz/Tc Ag 6.59 57.40
% As 4.2
Ensayo Leyes
Con. Cu
%Cu
Ag(onz/TM)
Ag(gr/TM)
17.62
65.00
10.01
Fuente: Laboratorio Químico de Planta.
74
Posteriormente se realizó a la preparación de los reactivos que intervienen en el proceso de flotación en función a la dosificación que se utiliza en planta.
4.3 PREPARACIÓN DE REACTIVOS.
En el laboratorio la preparación de reactivos se realiza de acuerdo la concentración de cada uno de ellos tomados como patrón las concentraciones de la planta.
4.3.1 Reactivos Estándar.
a) Xantato Z-11 1%: En una fiola de 100 mL, se vierte 1 gramos de xantato, con una porción de agua se diluye el sólido y luego se enrasa con agua hasta la tangente entre el menisco y la marca circular de la fiola, de esta manera se tendrá preparada al 1% de concentración. b) Sulfato de zinc (ZnSO4) 10: En una fiola de 100 mL, se vierte 1 gramos de xantato, con una porción de agua se diluye el sólido y luego se enrasa con agua hasta la tangente entre el menisco y la marca circular de la fiola, de esta manera se tendrá preparada al 1% de concentración. c) Cianuro de Sodio (NaCN) 0.75%: En una fiola de 100 mL, se vierte 0.75 gramos de cianuro de sodio, con una porción de agua se diluye el sólido y luego se enrasa con agua hasta la tangente entre el menisco y la marca circular de la fiola, de esta manera se tendrá preparada al 0.75% de concentración. d) Bisulfato de Sodio (NaHSO3) 1%: En una fiola de 100 mL, se vierte 1 gramos de bisulfito de sodio, con una porción de agua se diluye el sólido y luego se enrasa con
75
agua hasta la tangente entre el menisco y la marca circular de la fiola, de esta manera se tendrá preparada al 1% de concentración. e) Sulfuro de Sodio (Na2S) 1%: En una fiola de 100 mL, se vierte 1 cm3 de sulfuro de sodio, con una porción de agua se diluye el sólido y luego se enrasa con agua hasta la tangente entre el menisco y la marca circular de la fiola, de esta manera se tendrá preparada al 1% de concentración. f) Silicato de Sodio (Na2SiO3) 1%: En una fiola de 100 mL, se vierte 1 gramos de silicato de sodio, con una porción de agua se diluye el sólido y luego se enrasa con agua hasta la tangente entre el menisco y la marca circular de la fiola, de esta manera se tendrá preparada al 1% de concentración. g) Oxido de Calcio (CaO) 1%: En una fiola de 100 mL, se vierte 1 gramos de óxido de cal, con una porción de agua se diluye el sólido y luego se enrasa con agua hasta la tangente entre el menisco y la marca circular de la fiola, de esta manera se tendrá preparada al 1% de concentración.
4.3.2 Reactivos Propuestos.
a) Composición del Reactivo.
Tabla N°4-2: Composición de reactivos usados
BCS
Bisulfito de sodio (NaHSO3)
BCSC.
Bisulfito de sodio (NaHSO3)
Carboxi metil celulosa (CMC)
Carboxi metil celulosa (CMC)
Fosfato mono sódico (NaH2PO4)
Fosfato mono sódico (NaH2PO4) Carbón activado (C)
76
b) Preparación de Reactivos BCS.
Tabla N° 4-3: Preparación de reactivo
Reactivo BCS
% Preparación
Peso(gr)
NaHSO3
75
3
Fosfato Mono Sódico
20
0.8
CMC
5
0.2
Tabla N° 4-4: Concentración de reactivo
Reactivos
% Concentración
Volumen(cm3)
BCS
1
400
MIBC
100
5
Tabla N° 4-5: Preparación de reactivo BCS en 200CC
Reactivo BCS HSO3Na Fosfato Mono sódico CMC Total
Peso(Gr) 6 2 2 10
% Conc. 60 20 20 100
% Conc. Total
5
Tabla N° 4-6: Preparación de reactivo xantato-espumante en 100cc
Reactivo MIBC Z-11
Peso(Gr) 1 5
% Conc. 100 5
c) Preparación de Reactivo BCSC.
77
Reactivo
Peso(gr)
% Conc.
% Conc. Total
HSO3Na Tabla N°
Fosfato Mono
7
75
2.4
20
4-7:
5
Sódico CMC
0.3
2.5
Carbón Activado
0.3
2.5
12
100
Total
Preparación de reactivo BCS en 200 cc
Tabla N° 4-8: Preparación de Reactivo Xantato-Espumante en 100cc
REACTIVO
PESO(Gr)
% CONC.
MIBC
1
100
Z-11
5
5
4.4 PROCEDIMIENTO.
En el proceso para la prueba de separación de cobre plomo por flotación se usó dos mezclas de reactivos denominado BCS y BCSC, para evaluar cuál de los reactivos permite recuperar la mayor cantidad de cobre y la calidad de concentrado en función del tiempo de flotación para ello se describe a continuación.
4.4.1 Diseño de la Prueba Experimental.
En el presente estudio se realiza dos pruebas fundamentales usando reactivos denominado BCS y BCSC para lo cual se detalla a un circuito de flotación al nivel de laboratorio.
78
Fig. N° 4-1: Diagrama de Flujo flotación a nivel laboratorio.
4.4.2 Circuito de Separación Usando Reactivo BCS.
A. Procedimiento en la Flotación.
a. Tomar muestra de la pulpa del circuito de separación Pb-Cu. b. Verificación de la densidad y % de solido a flotación. c. Peso de la muestra: 174.06 gr d. Volumen de la celda Total: 1.5Lt e. Volumen Ocupado de la celda: 1.05Lt f. Gravedad específica: 4.3 g. Densidad de pulpa: 1180 kg /Lt h. % solido; 20 %
79
i. Dilución; 4
B.
Acondicionamiento.
a. Tiempo de Acondicionamiento=5min b. Dosificación BCS = 15cc al 5%
C. Flotación Rougher.
a.
pH=8.5
b.
Tiempo de flotación=6min
c.
Dosificación MIBC=1gota 100% puro
d.
Velocidad de flotación=1300rpm
D. Flotación Cleaner.
a.
pH=9
b.
Tiempo de flotación=5min
c.
Dosificación BCS = 5cc
d.
Velocidad de flotación=900rpm.
E. Flotación Scavenger.
a.
Tiempo de flotación=10min.
b.
Dosificación Z-11 = 5cc al 5%.
c.
Dosificación MIBC=1gota 100% puro.
80
d.
Velocidad de flotación=1200rpm
4.4.3 Circuito de Separación Usando Reactivo BCSC.
A. Procedimiento en la Flotación.
a. Tomar muestra de la pulpa del circuito de separación Pb-Cu. b. Verificación de la densidad y % de solido a flotación. c. Peso de la muestra: 174.06 gr d. Volumen de la celda Total: 1.5Lt e. Volumen Ocupado de la celda: 1.05Lt f. Gravedad específica: 4.3 g. Densidad de pulpa: 1180 kg /Lt h. % solido; 20 % i.
Dilución; 4
B. Acondicionamiento
a. Tiempo de Acondicionamiento=5min b.
Dosificación BCSC = 15cc al 5%
C. Flotación Rougher.
a. pH=8.5 b. Tiempo de flotación=6min c. Dosificación MIBC=1gota 100% puro
81
d. Velocidad de flotación=1300rpm
D. Flotación Cleaner.
a.
pH=9
b. Tiempo de flotación=5min c. Dosificación BCSC = 5cc d. Velocidad de flotación=900rpm
E. Flotación Scavenger
e. Tiempo de flotación=10min f.
Dosificación Z-11 = 5cc al 5%
g. Dosificación MIBC=1gota 100% puro h. Velocidad de flotación=1200rpm
82
4.4.4 Diseño de la Cinética de Flotación.
A. Diseño de Cinética de Flotación Rougher.
Fig. N° 4-2: Diagrama de cinética de flotación rougher.
83
B. Diseño de Cinética de Flotación Scavenger.
Fig. N° 4-3: Diagrama de cinética de flotación scavenger.
84
4.5 RESULTADO.
4.5.1 Resultado de la flotación Usando Reactivo BCS.
A. Balance Metalúrgico de la flotación con BCS.
Tabla N° 4-9: Prueba Metalúrgico N° 1 (Reactivo BCS)
PRODUCTO
ENSAYES
TMS % PESO
CONTENIDO METALICO
DISTRIBUCION
%Cu Ag (Onz/Tc) Au (gr/Tc) Cu(TMS) Ag (Onz/Tc) Au (Onz/Tc) %Cu Ag (Onz/Tc) Au gr/Tc) CABEZA
174.06
100.00
17.62
65.00
10.01
30.67
11313.90
1742.34
100.00
100.00
CONCENTRADO DE Cu
17.89
10.28
27.38
164.17
26.00
4.90
2937.00
465.14
16.55
25.94
24.34
MEDIO DE Cu CLEANER
62.71
36.03
22.92
62.07
14.00
14.37
3892.41
877.94
48.56
34.38
45.94
MEDIOS Cu SCAVENGER 56.237
32.31
15.11
64.64
6.2
8.50
3635.16
348.67
28.71
32.11
18.25
RELAVE
37.225
21.39
219.26
100.0
5.89 10.98
855.80
174.06
22.99 65.0
1.83
CAB CAL.
4.92 17.01
29.60
11320.37
1911.00
6.19 100.00
7.56 100.00
11.47 100.00
100.00
Tabla N° 4-10: Prueba Metalúrgico N° 2 (Reactivo BCSC) PRODUCTO
ENSAYES
TMS % PESO
CONTENIDO METALICO
DISTRIBUCION
%Cu Ag (Onz/Tc) Au (gr/Tc) Cu(TMS) Ag (Onz/Tc) Au (Onz/Tc) %Cu Ag (Onz/Tc) Au gr/Tc) CABEZA
174.06
100.00
13.20
42.48
8.55
22.98
7394.07
1488.21
100.00
100.00
CONCENTRADO DE Cu
19.56
11.24
24.38
145.62
21.32
4.77
2848.33
417.02
20.62
38.48
28.02
MEDIO DE Cu CLEANER
58.71
33.73
21.35
58.23
13.58
12.53
3418.68
797.28
54.19
46.19
53.57
MEDIOS Cu SCAVENGER
44.67
25.66
10.85
19.32
4.26
4.85
863.02
190.29
20.95
11.66
12.78
RELAVE
51.12
29.37
1.92
5.32
1.64
0.98
271.96
83.84
CAB CAL.
174.06
100.0
13.29
42.5
8.55
23.13
7401.99
1488.43
4.24 100.00
3.67 100.00
100.00
100.00
5.63
B. Consumo de Reactivo en la Flotación con BCS N°1.
Tabla N° 4-11: Consumo de reactivo N°1
Circuito Acondicionamiento Rougher Cleaner Scavenger Scavenger
Reactivo BCS MIBC BCS Z-11 MIBC
CC/min 15 1 5 5 1
% Conc. 5 100 5 5 100
gr/TM 258.5 11.49 86.18 86.18 11.49
85
Tabla N° 4-12: Consumo de reactivo BCSC N°2
Circuito Acondicionamiento Rougher Cleaner Scavenger Scavenger
Reactivo BCSC MIBC BCSC Z-11 MIBC
CC/min 16 1 5 6 1
% Conc. 5 100 5 5 100
gr/TM 275.8 11.49 86.18 103.41 11.49
4.5.2 Resultado de la flotación Usando Reactivo BCSC.
A. Balance Metalúrgico de la flotación con BCS.
Tabla N° 4-13: Prueba Metalúrgico N° 2 (Reactivo BCSC PRODUCTO
TMS
ENSAYES
% PESO
CONTENIDO METALICO
%Cu
Ag (Onz/Tc)
Au (gr/Tc)
%Cu
Ag (Onz/Tc) Au (Onz/Tc)
DISTRIBUCION %Cu
Ag (Onz/Tc) Au gr/Tc)
CABEZA
174.06
100.00
17.62
65.00
10.01
30.67
11313.90
1742.34
100.00
100.00
100.00
CONCENTRADO DE Cu
19.96
11.47
24.47
149.69
21.45
4.88
2987.81
428.14
15.92
26.42
23.97
MEDIO DE Cu CLEANER
60.89
34.98
20.98
59.02
12.56
12.77
3593.73
764.78
41.65
31.78
42.81
MEDIOS Cu SCAVENGER
58.02
33.33
19.41
67.23
6.45
11.26
3900.68
374.23
36.72
34.50
20.95
RELAVE
35.19
20.22
219.23
30.67
11307.43
1786.38
5.71 100.00
7.30 100.00
12.27
100.0
6.23 10.26
825.21
174.06
23.45 65.0
1.75
CAB CAL.
4.98 17.62
100.00
B. Consumo de Reactivo en la Flotación con BCS.
Tabla N° 4-14: Consumo de reactivo BCS
Circuito Acondicionamiento Rougher Cleaner Scavenger Scavenger
Reactivo BCS MIBC BCS Z-11 MIBC
CC/min 15 1 5 5 1
% Conc. 5 100 5 5 100
gr/TM 258.5 11.49 86.18 86.18 11.49
86
4.5.3 Cinética de Flotación.
4.5.3.1 Cinética de Flotación Rougher.
Tabla N° 4-15: Resultado experimental (Cinética de flotación rougher) TIEMPO(min) PRODUCTO
T´ simple
PESOS DE LOS CONC.
T´ Acumulado
PESO
Conc. Cu %
%P. SIMPLE %P. ACUMULADO
Simple
Contenido Cu
Relave
Acumulado
% DISTRIBUCION
%Cu
Simple
Acumulado
Simple
Acumulado
CONC. I
0.5
0.5
3.04
1.75
1.75
24.52
24.52
2.468
42.82
42.82
5.43
5.43
CONC. II
0.5
1
5.25
3.02
4.76
22.23
23.1
2.199
67.05
109.87
8.51
13.94
CONC. III
1.5
2.5
17.11
9.83
14.59
21.52
22.0
1.566
211.49
321.36
26.84
40.78
CONC. IV
3.5
6
19.16
11.01
25.60
19.23
20.8
0.895
211.65
533.01
26.86
67.63
CONC. V
4
10
20.01
11.50
37.09
7.85
16.8
0.42
90.26
623.27
11.45
79.09
109.50
62.91
100.00
2.62
2.62
0.42
164.81
788.09
20.9
100.00
174.06
100.00
RELAVE
788.09
100.00
Celdas a Usar Modelo
: Sub_ A Denver N° 18 3
Vo. Celda (Ft )
:
Dimensión
:
Caudal
:
18 ft3 28" x 28" 2.51 ft3/min
Tabla N° 4-16: Resumen de cálculo de número de celda rougher
t´(min.)= 1.5 texp. (min.) LABORATORIO
f= 0.5
PLANTA
N° CELDA
T (min.)
%R
t´ (min.)
Vo celda (ft3)
0.5
5.43
0.75
9
0
1
13.94
1.50
9
0
2.5
40.78
3.75
9
1
6
67.63
9.00
9
3
10
79.09
15.00
9
4
87
Tabla N° 4-17: Calidad de concentrado y recuperación de Cu Rougher
t Ac (min)
Grado. Cu Ac.
%R Ac.
0.5
24.52
5.43
1
23.1
13.94
2.5
22.0
40.78
6
20.8
67.63
10
16.8
79.09
%RECUPERACION Cu y = -1.0001x2 + 18.057x - 2.1491 R² = 0.9938 79.09
90 80
%R. Acumulado
70
67.63
60 50
% RECUPERACION 40.78
40
Polinómica (% RECUPERACION)
30 20 13.94
10
5.43 0 0
2
4
6
8
10
Tiempo (min) Fig. N° 4-4: Recuperación de cobre rougher
88
GRADO DEL CONCENTRADO 30 25
24.52 23.1
y = -0.0208x2 - 0.503x + 24.056 R² = 0.9577 22.0
20.8
Ley % Cu
20
16.8
15 10
GRADO DEL CONCENTRADO
5
Polinómica (GRADO DEL CONCENTRADO)
0 0
2
4
6
8
10
Tiempo (min) Fig. N° 4-5: Grado de concentrado cobre rougher
30
90 80
25 70
% R. Acumulado
60
20
50 15 40 30
10
20 5 %RECUPERACION
10 0
0 0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
Tiempo (min)
10 11 12
GRADO DELCONCENTRADO Polinómica (%RECUPERACION) Polinómica (GRADO DELCONCENTRADO)
Fig. N° 4-6: Recuperación y grado de concentrado cobre vs tiempo flotación rougher
89
Fig. N° 4-7: Malla de la recuperación y grado de concentrado cobre vs tiempo rougher
4.5.3.2 Cinética de Flotación Scavenger.
Procedimiento experimental para la recuperación de Cu proveniente del circuito de separación Pb-Cu (celdas scavenger).
Tabla N°4-18: Resultado experimental (Cinética de flotación scavenger) TIEMPO(min) PRODUCTO
T´ simple
PESOS DE LOS CONC.
T´ Acumulado
PESO
Conc. Cu % Acumulado
Contenido Cu
%Cu ©
Simple
Acumulado
% DISTRIBUCION Simple
Acumulado
0.5
0.5
5.81
5.31
5.31
15.11
15.11
2.468
80.17
80.17
12.01
12.01
CONC. II
2
2.5
7.46
6.81
12.12
14.85
15.0
2.199
101.17
181.34
15.16
27.17
CONC. III
3
5.5
10.97
10.02
22.14
12.21
13.7
1.566
122.32
303.67
18.33
45.50
CONC. IV
5
10.5
18.88
17.24
39.38
11.46
12.7
0.895
197.59
501.26
29.61
75.11
CONC. V
6
16.5
22.66
20.69
60.07
5.48
10.2
0.42
113.40
614.66
16.99
92.10
43.72
39.93
100.00
1.32
1.32
0.42
52.70
667.37
7.9
100.00
109.50
100.00
Modelo : 3 Vo. Celda (ft ) : Dimensión : Caudal :
Simple
Relave
CONC. I
RELAVE
%P. SIMPLE%P. ACUMULADO
667.37
100.00
Celdas a Usar Sub_ A Denver N° 18 18 ft3 28" x 28" 2.51 FT3/min.
90
Tabla N° 4-19: Resumen de cálculo de número de celda scavenger
t´(min.)= 1.5 texp. (min.) Laboratorio T (min.) %R 0.5 12.01 2.5 27.17 5.5 45.50 10.5 75.11 16.5 92.10
f= 0.5
Planta t´(min.) 0.75 3.75 8.25 15.75 24.75
Vo celda (ft3) 9 9 9 9 9
N° Celda 0 1 2 4 7
Tabla N°4-20: Calidad de concentrado y recuperación de Cu scavenger
t´ Ac (min) Grado. Cu Ac. %R Ac. 0.5 15.11 12.01 2.5 15.00 27.17 5.5 13.70 45.50 10.5 12.70 75.11 16.5 10.20 92.10
% RECUPERACION
y = -0.19x2 + 8.2919x + 7.4352 R² = 0.9986
100 90 80
% Recuperación
70 60 50
% RECUPERACION
40
Polinómica (% RECUPERACION)
30 20 10 0 0
5
10
15
20
Tiempo (min.) Fig. N° 4-8: Recuperación de cobre scavengher
91
Grado del Concentrado 16
GRADO DEL CONCENTRADO
14
Polinómica (GRADO DEL CONCENTRADO)
12 y = -0.0073x2 - 0.1809x + 15.246 R² = 0.9885
% Ley Cu
10 8 6 4 2 0 0
5
10
15
20
Tiempo (min.) Fig. N° 4-9: Grado de concentrado cobre scavenger
100
16 15.11 15.0
90
92.10 14
13.7 80
12.7 75.11
12
% R. Acumulado
70 10.2
60
10
50
8 45.50
40
% RECUPERACION
6
30
27.17
4
20 2
12.01
10 0
0 0
5
10
15
20
GRADO DELCONCENTRA DO Polinómica (% RECUPERACION)
Polinómica (GRADO DELCONCENTRA DO)
Tiempo(min) Fig. N° 4-10: Recuperación y grado de concentrado cobre vs tiempo scavenger
92
Fig. N° 4-11: Malla de la recuperación y grado de concentrado cobre vs tiempo scavenger
4.5.4 Diseño del Nuevo Circuito de Flotación de Cobre.
4.5.4.1 Datos de Equipo de Planta.
Tabla N° 4-21: Datos de Equipo
Modelo
:
Sub_ A Denver N° 18
Vo. Celda (ft3)
:
18 ft3
Vo. Acondicionador (ft3)
:
50 ft3 (4´ X 4´)
Dimensión celda
:
Caudal
:
28" x 28" 2.51 FT3/min
Tabla N° 4-22: Datos de planta
Tonelaje
:
24.00 TMS/D
G.E
:
D.PULPA
:
Factor de celda
:
0.5
Factor de tiempo
:
1.5
4.3 1180 gr/Lt
93
4.5.4.2 Diseño de Equipos. Tabla N° 4-23: Volumen y cantidad de celdas de flotación
Laboratorio
Equipos
Planta
N° CELDA
t min
t´min
Vo celda (ft3)
Acondicionador
5
7.50
25
1
Celdas Rougher
6
9.00
9
3
Celdas Scavenger
10
15.00
9
4
Celdas Cleaner
5
7.50
9
2
Tabla N° 4-24: Dimensión de bombas
Diseño de bombas
Cantidad
Modelo
Marca
Dimensión
Bomba vertical
1
Sello húmedo
ESPIASA
2"x 36"
Bomba horizontal
2
Sello húmedo
ESPIASA
11/2" X 11/4"
Tabla N° 4-25: Potencia de motor
Selección de Motores
Marca
Potencia (HP) rpm
Voltaje
Amperaje
Acondicionador
DELCROSA
10
1750
440
13
Celdas rougher
SIEMENS
12.5
1750
440
18
Celdas scavenger
SIEMENS
12.5
1750
440
18
Celdas cleaner
SIEMENS
12.5
1750
440
18
Bomba vertical
PROCEL
7.5
1740
440
10
Bomba horizontal
PROCEL
10
1760
440
13.3
Tabla N° 4-26: Medidas del sedimentador
EQUIPO Cono sedimentador
R(mts) r(mts) 0.96
0.08
Volumen cono mt3 Volumen cono ft3
H(mts) 2.1
4.18
147.62
DISEÑO DEL CONO SEDIMENTADOR: R
H
r
94
CABEZA
WS N° 2-180ft3
CIRCUITO DE FLOTACION BULK (PB-CU)
RELAVE PARCIAL WS N° 2-180ft3
Scv I DR-100
Ro I DR-100
CLEANER I Sub- A º 24
RELAVE GENERAL
CLEANER II Sub- A º 24
CLEANER II Sub- A º 24
CIRCUITO DE SEPARACION PB-CU
CIRCUITO DE FLOTACION CU ACONDICIONADO R 4´ x 4´ ACONDICIO NADOR 4´ x 4´
ScvI Sub A N° 18
Ro IiSub A N° 18
Ro I Sub A N° 18CLEANER II Sub A N° - 18
CLEANER II Sub A N° - 18
ScvI Sub A N° 18
Ro I Sub A N° 18
CLEANER I Sub A N° - 18
CONCENTRADO DE Pb
CONCENTRADO DE Cu
Fig. N° 4-12: Diagrama de flujo del nuevo circuito de flotación de cobre
95
FLOTACION BULK
2.51 FT3/min TONELAJE
24
TM/D
% Cu Dp .Cu
17.62 1040
% Kg/Lt
TONELAJE % Cu Dp .Cu
24 17.62 1180
TM/D % Kg/Lt
1
ACONDICIONADOR 4´ x 4´ TONELAJE % Cu
TMS/D %
TM/D % CLEANER I Sub A N° - 18
Ro I Sub A N° 18
ScvI Sub A N° 18 11.97 1.92
24 13.62
24.41 6.48
TMS/D %
26.39 21.35
TMS/D %
12.46 10.85
TMS/D %
38.44 20.8
TMS/D %
CIRCUITO DE SEPARACION Pb-Cu 12.03 25.38
TMS/D %
CONCENTRADO Cu
CONCENTRADO DE Pb
Fig. N° 4-13: Diagrama de Flujo de simulación balance de materia circuito de flotación de cobre
96
4.5.5 Planta Piloto.
Tabla N° 4-27: Balance metalúrgico nivel piloto PRODUCTO
ENSAYES
TMS % PESO
CONTENIDO METALICO
%Cu Ag (Onz/Tc) Au (gr/Tc) Cu (TMS) Ag (Onz/Tc) Au (gr/Tc) CABEZA
24.00 100.00 13.62
DISTRIBUCION %Cu Ag (Onz/Tc) Au gr/Tc)
48.20
8.96
3.27
1156.80
215.04
100.00
100.00
100.00
CONCENTRADO DE Cu 12.03
50.13
25.38
92.62
16.23
3.05
1114.28
195.26
93.00
96.56
90.87
RELAVE
11.97
49.87
1.92
3.32
1.64
0.23
39.74
19.63
7.00
3.44
9.13
CAB CAL.
24.00
100.0
13.68
48.1
8.95
3.28
1154.02
214.89
100.00
100.00
100.00
4.5.6 Simulación Matemático Split Factors.
a- Datos recopilados de las pruebas experimentales realizadas en el laboratorio.
174.06 29.60
93.46 10.33
1911.00 11320.37
56.24 8.50
567.92 4490.96
Rougher
348.67 3635.16
Scavenger 37.225 1.83
62.71 14.37
80.60 19.27
877.94 3892.41
219.26 855.80
1343.08 6829.41
Cleaner Leyenda: TMS TM Cu 17.89 4.90
Au gr Ag gr
465.14 2937.00
Fig. N° 4-14: Prueba Experimental.
97
b- Resultado de la simulación utilizando el modelo matemático Split Factors.
10.98 65.04
549.72 23.68
5.5 61.1
295.2 15.4
5.4 45.4
56.5 38.1
23.0 155.2
9.71 61.46 Scavenger
174.06 17.0
177.6 21.04
Rougher
254.5 33.3
117.6 6.9
5.2 21.7
12.4 58.7
Cleaner 198.0 31.9
Leyenda: TMS %Cu
12.4 58.7
Au gr/TM Ag Onz/TM
Fig. N°4-15: Resultado de la simulación.
c- Balance del resultado de la simulación.
Tabla N° 4-28: Balance metalúrgico simulado circuito cerrado PRODUCTO CABEZA CONCENTRADO DE Cu MEDIO DE Cu CLEANER MEDIOS Cu SCAVENGER RELAVE
TMS
% PESO
549.72 56.50 198.05 177.6 117.6
100.00 10.28 36.03 32.31 21.39
%CU 23.68 38.13 31.92 21.04 6.85
ENSAYES Ag (Onz/TM) AU (gr/TM) 61.46 9.71 155.15 22.99 58.66 12.38 61.09 5.48 21.73 5.21
CONTENIDO METALICO CU(TMS) Ag (Onz) AU (gr) 130.19 33787.89 5336.01 21.54 8766.06 1298.79 63.22 11617.67 2451.43 37.38 10849.85 973.57 8.06 2554.31 612.22
%CU 100.00 16.55 48.56 28.71 6.19
DISTRIBUCION %Ag % Au 100.00 100.00 25.94 24.34 34.38 45.94 32.11 18.25 7.56 11.47
%CU 100.00 72.79 27.21
DISTRIBUCION %Ag % Au 100.00 100.00 77.44 67.96 22.56 32.04
Tabla N° 4-29: Balance metalúrgico simulado PRODUCTO CABEZA CONCENTRADO DE CU RELAVE
TMS
% PESO
174.06 56.50 117.6
100.00 32.46 67.54
%CU 17.01 38.13 6.85
ENSAYES Ag (Onz/TM) AU (gr/TM) 65.04 10.98 155.15 22.99 21.73 5.21
CONTENIDO METALICO CU(TMS) Ag (Onz) AU (gr) 29.60 11320.37 1911.00 21.54 8766.06 1298.79 8.06 2554.31 612.22
98
4.5.7 Ventaja Económica.
4.5.7.1 Separación Pb-Cu Tradicional.
1-Antecedentes de reactivos BCS. En el circuito de separación Pb-Cu tradicional Mineral procesado :
12000 TMH Mensual
Tabla N4-30: Comparación de precios tradicional
Reactivo
Consumo (Gr/Tm)
Consumo (Kg)
Precio Und ($/Kg)
Costo ($)
Costo ($)
Na2CrO7
81.6
979
1.55
1518
1518
NaHSO3
17
204
1.8
367
CMC
3
36
1.2
43
NaH2PO4
4
48
0.4
19
BCS
430
Ventaja económica: 1088 Dólares
2-Nuevo Circuito de Flotación de Cobre. Mineral procesado=
12000 TMH Mensual
Tabla N° 4-31: Comparación de precios nuevo circuito
REACTIVO
CONSUMO (GR/TM
CONSUMO (KG)
BCS
362.0
4344.0
3.4
14770
BCSC
344.7
4136.4
4.3
17787
PRECIO UND ($/KG) COSTO ( $)
Ventaja económica= 3017 Dólares
99
4.5.8 VENTAJA AMBIENTAL Y SALUD.
El presente trabajo de investigación entrega la alternativa viable para la eliminación de reactivos contaminantes y venenosos como el Bicromato de Sodio y cianuro de Sodio respectivamente en el circuito de flotación Cu.
Utilizando reactivos orgánicos como el BCS y BCSC en el circuito de flotación-Cu. Consecuentemente, esta alternativa tendría efectos positivos con el cuidado del medio ambiente y ecología, así como se estaría elevando el nivel de protección de la salud del personal que manipula los reactivos o tenga contactos con ellos.
4.5.8.1 Uso de Reactivos en Flotación Tradicional.
Un concentrado Bulk de flotación Pb-Cu, que debe ser separado en dos concentrados tiene dos alternativas:
ℵ Usar Na2CrO7 para deprimir Pb y flotar el Cu. ℵ Usar NaCN para deprimir Cu y Flotar Pb.
El 90% de concentradoras del Perú que separan Pb-Cu usan el sistema de separación con Na2CrO7.
100
4.5.8.2 Flotación Orgánica en el Circuito de Separación Pb-Cu.
Se basa en el
reemplazo total del
Na2CrO7 por el nuevo reactivo BCS y su
composición del reactivo es:
ℵ NaHSO3 ℵ CMC ℵ NaH2PO3.
4.5.8.3
Nuevo Uso de Reactivos en Flotación de Cobre.
Se trata de elevar el grado del concentrado de cobre proveniente del circuito de Separación Pb-Cu.
En lo cual se utilizó en primera instancia el Bicromato y Cianuro de sodio no obteniendo resultados favorables después.
Se optó en el empleo de reactivos orgánicos como el BCS y BCSC obteniendo resultados favorables.
101
4.6 Análisis y Discusión.
4.6.1 Recuperación de Cobre por Flotación.
Usando reactivo BCS se tiene una calidad de concentrado de cobre para la primera corrida de 27.38% de cobre con 164.17 onz/Tc de plata y 26 gr/Tc de oro con una recuperación de 93.83% de cobre, 92.43% de plata y 88.53% de oro mientras que en el relave se tiene 4.92% de cobre, 22.99 onz/Tc de plata y 5.89 gr/Tc de oro.
Usando reactivo BCS se tiene una calidad de concentrado de cobre para la segunda corrida de 24.38% de cobre con 145.62 onz/Tc de plata y 21.32 gr/Tc de oro con una recuperación de 95.76% de cobre, 96.33% de plata y 94.37% de oro mientras que en el relave se tiene 1.92% de cobre, 5.32 onz/Tc de plata y 1.64 gr/Tc de oro.
Para la segunda corrida con BCSC de 24.47% de cobre con 149.69 gonz/Tc de plata y 21.45 gr/Tc de oro con una recuperación de 94.29% de cobre, 92.7% de plata y 87.73% de cobre mientras que en el relave se tiene 4.98% de cobre, 23.45 onz/Tc de plata y 6.23 gr/Tc de oro.
4.6.2 Cinética en la Recuperación de Cobre.
En la cinética de flotación para la flotación rougher si tiene un tiempo de 6 minutos con una recuperación de 67.63% con esta se tiene 3 celda de Sub_ A Denver N° 18 para el circuito rougher y un tiempo de flotación de 9 minutos.
102
En la cinética de flotación para la flotación scavenger si tiene un tiempo de 10.5 minutos con una recuperación de 75.11% con esta se tiene 4 celda de Sub_ A Denver N° 18 para el circuito scavenger y un tiempo de flotación de 15.75 minutos.
El nuevo circuito de flotación para elevar la calidad de concentrado de cobre está constituida de un acondicionador de 25 ft3 tiempo de acondicionamiento de 7.5 minutos. El circuito rougher tiene 3 celdas de flotación de 9 ft3 y tiempo de flotación de 9 minutos.
El circuito scavenger tendrá 4 celda de flotación de 9 ft3 con un tiempo de flotación de 15 minutos y mientras que la limpieza tendrá 2 celdas de flotación de 9 ft3 y un tiempo de flotación de 5.7 minutos, las celdas es Sub_ A Denver N° 18 de 28”x28”.
4.6.3 Recuperación al Nivel Piloto y Simulación.
La calidad del concentrado de cobre al nivel de piloto tiene una calidad de concentrado de 25.38% de cobre, 92.62 onz/Tc de plata y 16.23 gr/Tc de oro; con una recuperación de 93.00% para el cobre, 96.56% para la plata y 90.87% para el oro. Mientras que en el relave para el cobre es de 1.92%, 3.32 onz/Tc de plata y 1.64 gr/Tc de oro.
En la simulación con Split factors se tiene una calidad de concentrado de 38.13% de cobre, 155.15 onz/Tc de plata y 22.99 gr/Tc de oro; mientras que la recuperación tiene 72.79% para el cobre, 77.44% para la plata y 67.96% para el oro. El relave que retorna a flotación general tiene 6.85% de cobre, 21.73onz/Tc de plata y 5.21 gr/Tc de oro.
103
4.6.4 Sobre Ventajas económicas.
En el costo de los reactivos tradicionales y con BCS se tiene una relación de $ 1518 para Na2CrO7 y para el BCS es de $ 430 con una diferencia de $1088, mientras que la comparación de BSC y BCSC está en una relación de $ 14770 y $17787 con una diferencia de $3017 dólares americanas.
4.6.5 Sobre Ventaja Ambiental y Salud.
Está comprobado que el Bicromato de sodio en solución cromo VI, sustancia que es dañino para la salud humana por ser un producto cancerígeno así como el NaCN que es un reactivo venenoso por el cual es un peligro su empleo.
Esa es la razón por la cual en países más avanzados está prohibida la utilización de estos reactivos contaminantes.
El presente trabajo entrega un nuevo circuito de flotación de cobre en el cual se eleva el grado del concentrado de Cobre como también Ag-Au.
Se cumplió con el objetivo de elevar el grado del concentrado de Cobre y la eliminación de
reactivos que afecta al medio ambiente, ecología y la salud de los
trabajadores.
Se optimizó los resultados metalúrgicos con un bajo costo.
104
CAPITULO V CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES.
5.1 CONCLUSIONES.
En el proceso de mejoramiento de la calidad de separación de cobre plomo el mejor resultado que se obtuvo está en la segunda prueba con BCS que se tiene una calidad de concentrado de cobre de 27.38% de cobre con 164.17onz/TM de plata y 26 gr/TM de oro con una recuperación de 93.83% de cobre, 92.43% de plata y 88.53% de oro con un relave de 1.92% de cobre, 5.32 onz/Tc plata y 1.64 gr/Tc de oro.
Respecto al pH para la flotación es de 8.5 para el circuito rougher y para la limpieza es de 9 pH con lo que se obtuvo los mejores resultados.
El tiempo de flotación para rougher es de 6 minutos y para limpieza es de 5 minutos y para scavenger es de 10 minutos.
En la cinética de flotación el tiempo para el acondicionamiento es de 7.5 minutos de 25ft3, para el rougher es de 6 minutos con una recuperación de 67.63% con lo que el nuevo circuito de flotación tendrá 3 celdas Sub_A Denver N° 18 de 9ft3 con un tiempo a nivel industrial de 9 minutos, mientras que para scavenger es de 10.5 minutos y con una recuperación de 75.11% con 4 celdas Sub_A Denver N° 18 de 9ft3 y un tiempo de flotación de 15.75 minutos, para la limpieza se tendrá 2 celdas Sub_A Denver N° 18 de 9ft3 y un tiempo de limpieza de 5.7 minutos.
105
Al nivel piloto el concentrado tiene una calidad de 25.38% de cobre, 29.62onz/TM de plata y 16.32gr/TM de oro; con una recuperación de 93.00% de cobre, 96.56% de plata y 90.87% de oro, el relave tiene 1.92% de cobre, 3.32onz/TM de plata y 1.64 gr/TM de oro.
La simulación con Split factors lo que se debe obtener la calidad de concentrado es de 38.18% de cobre, 155.15 onz/TM de plata y 22.99 gr/TM de oro; con una recuperación de 72.79% de cobre, 77.445 de plata y 67.965 de oro. Por otra parte en el relave 6.85% de cobre, 21.73onz/TM de plata y 5.21gr/TM de oro.
En las operaciones tradicionales la recuperación del cobre tiene un promedio de recuperación de 88.16% con una calidad de 20.71%, frente a la recuperación de 93% de cobre con una calidad de 25.38% de cobre al nivel piloto y en la simulación con Split Factors se tiene una calidad 38.13% con una recuperación de 72.79%.
La comparación de costo de los reactivos tradicionales y con BCS se tiene una relación de $ 1518 para Na2CrO7 y para el BCS es de $ 430 con una diferencia de $1088, mientras que la comparación de BSC y BCSC está en una relación de $ 14770 y $17787 con una diferencia de $3017 dólares americanas.
Sustitución del bicromato de Sodio, reactivo que afecta al medio ambiente, ecología y la salud de los trabajadores, solución como cromo VI, sustancia que es dañino para la salud humana por ser un producto cancerígeno por ello la razón por la cual en países más avanzados está prohibida su utilización y el cianuro de sodio reactivo venenoso que es un peligro su empleo.
106
En el trabajo de investigación se entrega un nuevo circuito de flotación de cobre con el cual se mejora la calidad de concentrado y la recuperación.
5.2 RECOMENDACIONES.
Se debe realizar una prueba de diseño factorial para encontrar cuales de los factores permitan determinar las condiciones de favorables o desfavorables en las pruebas de flotación así tener una mejor visión.
La dosificación de los reactivos es un factor importante que influye en la calidad del concentrado de cobre y la recuperación.
Evaluar el efecto de la molienda para mejorar la recuperación y la calidad de concentrado ya que el 45% aproximadamente del gasto está en la molienda.
Evaluar el circuito de flotación de limpieza para poder tener una mejor recuperación y tener una calidad óptima del concentrado.
Capacitación continúo del personal que está involucrado en el proceso para mejorar la calidad del concentrado de cobre y recuperación.
107
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Convencionales de Flotación de Partículas Finas de Sulfuros de Cobre y Molibdeno. Bogotá: Scientia et Technica Año XIII, No 36, Universidad Tecnológica de Pereira. 28. Medina Beltrán, O. (1982). Tecnología de la Flotación. 29. Méndez Muñoz, E. G. (2009). Flotación Selectiva de Enargita desde un Concentrado
Final de Sulfuros de Cobre de Collahuasi. Tesis de Magíster en ciencias de la ingeniería metalurgia extractiva. Santiago: Universidad de Chile. 30. Mendiratta, N. K. (2000). Estudió cinéticos de oxidación de minerales sulfurados y
adsorción de xantato. Tesis de Doctorado en Ingeniería de Ciencias de los materiales. Blacksburg: Universidad Estatal de Virginia. 31. Mosquera Santos, E. V. (1983). Ampliación y optimización Metalúrgica de la planta
concentradora en la minera el Brocal S.A. Tesis pre grado Ingeniero Metalúrgico. Lima: UNMSM. 32. Pérez Falcón, J. (2009). Recuperación de Minerales Oxidados Polimetálicos complejos
con Tecnología limpia en la Planta Concentradora de Mesapata - Cátac. Huaraz: www.revistas.concytec.gob.pe.
110
33. Quiroz Núñez, I. (1986). Operaciones Unitarias en Procesamiento de Minerales Lima: UNI. 34. Río Württole, J. F. (1982). Método de producción y análisis químico y físico del plomo
y sus óxidos. Tesis pre grado ingeniero Química. Lima: UNMSM. 35. Rivera Huamán, W. (2005). Lixiviación de arsénico de un concentrado de enargita y
flotación selectiva enargita calcopirita. Tesis pre grado. Lima: Pontificia Universidad Católica. 36. Sarquís, P.; Ciribeni, V.; Gonzalez, M. (2007). Depresión selectiva de sulfuros usando
extractos naturales. San Juan: Universidad Nacional de San Juan. 37. Silva Díaz, E. (1988). Evaluación y optimización de las operaciones en la
concentradora de la minera Raura. Tesis pre grado en ingeniero Metalúrgico. Lima: UNMSM. 38. Sutulov, A. (1963). Flotación de minerales. Concepción: Universidad de concepción. 39. Torres Reyes, A. (1984). Metalurgia No Ferrosa (1era Ed.). México: LIMUSA. 40. Vidal Gálvez, J. (2004). Reactivos de Flotación de Minerales Oxidados y no Metálicos. Lima: Colegio de Ingenieros del Perú, Seminario. 41. Villegas, M.; Manzaneda Cavala, J (2004). Flotación Rápida de Galena desde
Molienda .Chicrin: Cía Minera Atacocha S.A., www.atacocha.com.pe. 42. Wills Barry, A.; Napier Munn, T. (2006). Mineral Processing Technology. Queensland: Elsevier Science & Technology Books. 43. Yianatos, J. (2005). Flotación de Minerales. Valparaíso: Universidad Técnica Federico Santa María. 44. Yoplac Castromonte, E. (2008). Flotación de sulfuros y óxidos. Lima: Colegio de Ingenieros del Perú.
111
ANEXO
112
A-1: GLOSARIO
ℵ Adsorber. Atraer y retener en la superficie de un cuerpo moléculas o iones de otro cuerpo.
ℵ Adsorción. (de adsorber). f. Fís. Acción y efecto de adsorber. ℵ Agitación. Acto o estado de agitar o sacudir mecánicamente (Metalurgia), a veces se consigue incorporando aire comprimido.
ℵ Alta calidad. Mineral rico. Se refiere a la minería selectiva del mejor mineral existente en un depósito.
ℵ Blenda. Mineral de sulfuro de zinc. ℵ Concentración. Proceso metalúrgico mediante el cual se elimina la ganga o material estéril obteniéndose el concentrado del mineral respectivo.
ℵ Concentrado. Mineral de alta ley, obtenido mediante diversos procesos físicos o químicos en plantas especialmente diseñadas para este fin. Las plantas de flotación procesan el mineral extraído de la mina, mediante cribado, chancado, molienda, adición de reactivos, flotación selectiva, filtrado y secado.
ℵ Concentradora. Instalación donde se concentra o recupera minerales sulfurados, óxidos, etc. con valor económico.
ℵ Contenido Metálico. Cantidad que expresa el peso total del uno ó varios metales en una cantidad determinada de producto. Se calcula multiplicado el tonelaje de un producto por su ley y se expresa en toneladas, onzas, gramos, etc., dependiendo del metal en cuestión.
ℵ Costo. Los beneficios sacrificados para adquirir bienes y servicios. El valor del sacrificio hecho para adquirir bienes o servicios.
ℵ Cu. cobre
113
ℵ EIS. Espectroscopio electroquímico de impedancia (Electrochemical Impedance Spectroscopy).
ℵ Flotación. Proceso de mineralización por el cual se inducen partículas minerales para que se adhieran a burbujas y floten, mientras que otras son inducidas a hundirse obteniendo así la concentración y separación de los minerales de valor.
ℵ Galena. Mineral de sulfuro de plomo, es un mineral común de plomo. ℵ Ganga. Material inútil que envuelve y acompaña a los minerales. Compuesto por sílice, alúmina, óxidos de calcio y otros materiales durante el proceso de fusión constituyen la escoria, material estéril que se desecha.
ℵ Lama. Cieno blando y suelto, pero pegajoso con contenidos metálicos mínimos. Igual que Lodo.
ℵ Ley. Es el parámetro que expresa la calidad de un mineral, un concentrado, o cualquier producto que contenga especies metálicas. Normalmente la ley se expresa en porcentajes cuando se trata de metales básicos Onzas por tonelada corta (oz./TC) o onzas por tonelada métrica (oz./TM) o gr./TM cuando se trata de oro, plata u otro metal precioso.
ℵ Mena. Se denomina así a toda acumulación de mineral con contenido valioso recuperable por algún proceso metalúrgico.
ℵ Mineral. Sustancia inorgánica que se halla en la superficie o en las diversas capas de la corteza del globo, y principalmente aquella cuya explotación ofrece interés. Parte útil de una explotación minera.
ℵ Optimización. Es el proceso de modificación de un sistema para mejorar su eficiencia o también el uso de los recursos disponibles.
ℵ Oxidación. Reacción química provocada por la exposición al oxígeno modificando la composición química de un mineral.
114
ℵ Óxido. Compuesto que resulta de combinar oxígeno generalmente con un metal, o a veces con un metaloide.Capa, de diversos colores, que se forma en la superficie de los metales por oxidación, como el orín.
ℵ Pb. Plomo. ℵ Penalización. Imponer una sanción o castigo. Pago adicional por exceso de mineral valioso en los relaves.
ℵ pH. Manera de expresar la concentración de ión hidrógeno con términos de potencias 10, el logaritmo negativo de la concentración de ión hidrógeno.
ℵ Planta. Instalación industrial. Figura que forman sobre el terreno los cimientos de un edificio o la sección horizontal de las paredes en cada uno de los diferentes pisos.
ℵ Proceso. Conjunto de las fases sucesivas de un fenómeno natural o de una operación artificial.
ℵ Rougher. Flotación primaria, es donde sale el concentrado primario, es donde se alimenta la pulpa, es la celda madre que recibe la carga de pulpa del acondicionador ó directamente del clasificador.
ℵ Scavenger. Agotador o medio. Son las celdas donde se realiza la recuperación de las partes valiosas que no se han recuperado en las rougher.
ℵ Sulfuros. Son compuestos que en su estructura tiene enlace de azufre y pertenecen todo los minerales sulfuros como pirita, calcopirita, blenda, galena, etc.
ℵ Xantatos. Son colectores muy poderosos fabricados a partir de 3 elementos: bisulfuro de carbono, un álcali (potasa o soda cáustica) y un alcohol (metanol, etanol, etc.).
ℵ Zn. Zinc.
115
Tabla N° A-1: Porcentaje de recuperación de Cobre y calidad de concnetrado usando NaCN
Fecha
%Cu
%Pb
%Zn
%Ag
%Cu Conc.
01-nov 64.20 77.65
87.54
87.00
15.68
02-nov 67.60 77.42
87.67
88.08
13.71
03-nov 67.77 81.46
87.87
88.48
16.24
04-nov 69.36 84.21
87.16
88.76
18.50
05-nov 69.75 85.58
86.32
88.31
19.93
06-nov 70.06 86.29
86.21
88.12
30.43
07-nov 70.69 86.42
85.37
88.22
22.23
08-nov 71.18 86.60
85.02
88.22
22.49
09-nov 71.15 86.52
82.60
88.12
22.82
10-nov 70.46 86.62
81.30
88.16
22.87
11-nov 70.48 86.58
81.31
88.16
22.90
Prom.
69.34 84.12
85.31
88.15
20.71
Max.
71.18 86.62
87.87
88.76
30.43
Min.
64.20 77.42
81.30
87.00
13.71
% RECUPERACION DE Cu
100
% RECUPERACION COBRE
PORCENTAJE
80 60
84.72
80.39
67.77
69.36
69.75
70.06
70.69
71.18
71.15
70.46 70.48
40 20 0 03-nov 04-nov 05-nov 06-nov 07-nov 08-nov 09-nov 10-nov 11-nov 12-nov 13-nov
Fig. N° A-1: Recuperación de Cu uso de NaCN
116
Gráfico X para Col_2 72 LSC = 71.39 CTR = 69.34 LIC = 67.28
X
70
68
66
64 0
2
4
6 Observación
8
10
12
Fig. N° A-2: Control de la recuperación de Cu uso de NaCN
Gráfico de Individuos - Col_2-1
Número de observaciones = 11 0 observaciones excluidas Distribución: Normal Transformación: ninguna
Tabla N° A-2: Gráfico X-1
Período
#1-11
LSC: +3.0 sigma 71.3896 Línea Central
69.3364
LIC: -3.0 sigma 67.2832 1 fuera de límites
117
Tabla N° A-3: Gráfico MR(2)-1
Período
#1-11
LSC: +3.0 sigma 2.52235 Línea Central
0.772
LIC: -3.0 sigma
0.0
1 fuera de límites
Tabla N° A-4: Estimados-1
Período
#1-11
Media de proceso
69.3364
Sigma de proceso 0.684397 MR(2) promedio
0.772
Sigma estimada a partir del rango móvil promedio
Este procedimiento crea un gráfico de valores individuales para Col_2.
Está
diseñada para permitirle determinar si los datos provienen de un proceso en un estado de control estadístico. Las gráficos de control se construyen bajo el supuesto de que los datos provienen de una distribución normal con una media igual a 69.3364 y una desviación estándar igual a 0.684397. Estos parámetros fueron estimados a partir de los datos. De los 11 puntos no excluidos mostrados en el gráfico, 1 se encuentra fuera de los límites de control en la primer gráfico, mientras que 1 está fuera de límites en la segunda. Puesto que la probabilidad de que aparezcan 1 ó más puntos fuera de límites, sólo por azar, es 0.000296952 si los datos provienen de la distribución supuesta, se puede declarar que el proceso está fuera de control con un nivel de confianza del 95%.
118
Gráfico MR(2) para Col_2 4 LSC = 2.52 CTR = 0.77 LIC = 0.00
MR(2)
3
2
1
0 0
2
4
6 Observación
8
10
12
Fig. N° A-3: Control de la recuperación de Cu uso de NaCN
Pruebas de Corridas-1 Reglas (A) secuencias arriba o abajo de la línea central con longitud 8 o mayor. (B) secuencias arriba o abajo de longitud 8 o mayor. (C) conjuntos de 5 observaciones con al menos 4 más allá de 1.0 sigma. (D) conjuntos de 3 observaciones con al menos 2 más allá de 2.0 sigma.
Tabla N° A-5: Violaciones-1
Observación Individuos Gráfico MR(2) 2
D
3
D
9
CD
10
C
11
AC
Esta tabla busca e identifica cualquier patrón inusual en los datos. Esto a menudo es útil para detectar procesos que se están alejando lentamente del valor meta, aún cuando
119
ningún punto caiga fuera de los límites de control.
7 secuencias inusuales se han
detectado. La tabla muestra el subgrupo u observación en la cual se detectó el patrón inusual, así como la regla particular que se ha violado. Por ejemplo, la regla D fue violada en el punto 2. En ese momento, había un grupo de 2 de 3 puntos más allá de 2.0 sigmas, todos del mismo lado de la línea central.
Gráfico X para Col_2 31 LSC = 28.04 CTR = 20.71 LIC = 13.38
28
X
25 22 19 16 13 0
2
4
6
8
10
12
Observación
Fig. N° A-4: Control de la calidad de concentrado de Cu uso de NaCN
Gráfico de Individuos - Col_2-2
Número de observaciones = 11 0 observaciones excluidas Distribución: Normal Transformación: ninguna
Tabla N° A-6: Gráfico X-2
Período
#1-11
LSC: +3.0 sigma 28.0389 Línea Central
20.7091
120
LIC: -3.0 sigma
13.3793
1 fuera de límites
Tabla N° A-7: Gráfico MR (2)-2
Período
#1-11
LSC: +3.0 sigma 9.00464 Línea Central
2.756
LIC: -3.0 sigma
0.0
1 fuera de límites
Tabla N° A-8: Estimados-2
Período
#1-11
Media de proceso 20.7091 Sigma de proceso 2.44326 MR(2) promedio
2.756
Sigma estimada a partir del rango móvil promedio
Este procedimiento crea un gráfico de valores individuales para Col_2.
Está
diseñada para permitirle determinar si los datos provienen de un proceso en un estado de control estadístico. Las gráficos de control se construyen bajo el supuesto de que los datos provienen de una distribución normal con una media igual a 20.7091 y una desviación estándar igual a 2.44326. Estos parámetros fueron estimados a partir de los datos. De los 11 puntos no excluidos mostrados en el gráfico, 1 se encuentra fuera de los límites de control en el primer gráfico, mientras que 1 está fuera de límites en la segunda. Puesto que la probabilidad de que aparezcan 1 ó más puntos fuera de límites, sólo por azar, es
121
0.000296952 si los datos provienen de la distribución supuesta, se puede declarar que el proceso está fuera de control con un nivel de confianza del 95%.
Gráfico MR(2) para Col_2 12 LSC = 9.00 CTR = 2.76 LIC = 0.00
10
MR(2)
8 6 4 2 0 0
2
4
6 Observación
8
10
12
Fig. N° A-5: Control de la calidad de concnetrado de Cu uso de NaCN
Pruebas de Corridas-2 Reglas (A) secuencias arriba o abajo de la línea central con longitud 8 o mayor. (B) secuencias arriba o abajo de longitud 8 o mayor. (C) conjuntos de 5 observaciones con al menos 4 más allá de 1.0 sigma. (D) conjuntos de 3 observaciones con al menos 2 más allá de 2.0 sigma.
Tabla N° A-9: Violaciones-2
Observación Individuos Gráfico MR(2) 2
D
7
D
11
C
Esta tabla busca e identifi1ca cualquier patrón inusual en los datos. Esto a menudo es útil para detectar procesos que se están alejando lentamente del valor meta, aún cuando
122
ningún punto caiga fuera de los límites de control.
3 secuencias inusuales se han
detectado. La tabla muestra el subgrupo u observación en la cual se detectó el patrón inusual, así como la regla particular que se ha violado. Por ejemplo, la regla D fue violada en el punto 2. En ese momento, había un grupo de 2 de 3 puntos más allá de 2.0 sigmas, todos del mismo lado de la línea central.
Fig. N° A-6: Diagrama de flujo de simulación Split Factors
Planteamiento de las ecuaciones de acuerdo el diagrama establecido.
a) W1 –W5 – W7 = W0 W1-Sf2W3 – Sf3W2= W0 (1) b) W1=W2+W3 W2+W1(Sf1-1)=0 (2) c) W3=Sf3W1 W3- Sf3W1=0 (3) d) W3=W4+W5.
Sf1W1=W4+ Sf2W3 123
W4 +Sf2W3-Sf1W1=0 (4) e) W5 –Sf2W3=0 (5) f) W2=W6+W7.
W2=W6+W2(SF3 W6+W2(SF3-1)=0 (6) g) W7=W2SF3 (7)
W1=W0 + W5 + W7 Separador 1: Ro I W1=W2 + W3
Sf 1 =
W3 W3=W2Sf1 W1
Separador 2: Scv I W2=W6 + W7
Sf 3 =
W7 W7=W2Sf3 W2
Separador 2 : Cl I W3=W4 + W5
Sf 2 =
W5 W5=W3Sf2 W3 Tabla N° A-10: Matriz de las ecuaciones
w1
w2
w3
w4
w5
w6
w7
1)
W1
- Sf3
-Sf2
0
0
0
0
W0
2)
(Sf1-1)
W2
0
0
0
0
0
0
3)
-Sf1
0
W3
0
0
0
0
0
4)
-Sf1
0
Sf2
W1
0
0
0
0
5)
0
0
-Sf2
0
W5
0
0
0
6)
0
(Sf3-1)
0
0
0
W6
0
0
7)
0
-Sf3
0
0
0
0
W7
0
Simulación de la carga de mineral mediante modelo matemático de matrices
124
SF1 = SF2 = SF3 =
MINERAL
0.46 0.78 0.60
Tabla N° A-11: Matriz de las ecuaciones para el mineral
W1 1.00 -0.54 -0.46 -0.46 0.00 0.00 0.00
W2 W3 W4 W5 W6 W7 -0.60 -0.78 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.78 1.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.78 0.00 1.00 0.00 0.00 -0.40 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00 -0.60 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00
174.06 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
1.9003 2.0204 0.8799 0.1953 0.6846 0.8047 1.2157
174.06 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
3.1582 1.6958 1.4624 0.3246 1.1378 0.6754 1.0204
2.457 1.319 2.138 -0.53 1.663 0.525 0.794
0 0 0 1 0 0 0
0 0 0 0 1 0 0
0 0 0 0 0 1 0
0 0 0 0 0 0 1
W1 W2 W3 W4 W5 W6 W7
549.7 295.2 254.5 56.5 198.0 117.6 177.6
Simulación de la carga de cobre mediante modelo matemático de matrices
SF1 = SF2 = SF3 =
Cobre
0.6511 0.7458 0.8227
Tabla N° A-12: Matriz de las ecuaciones para el cobre
1 2 3 4 5 6 7
W1 1.00 -0.35 -0.65 -0.65 0.00 0.00 0.00
W2 -0.82 1.00 0.00 0.00 0.00 -0.18 -0.82
W3 -0.75 0.00 1.00 0.75 -0.75 0.00 0.00
W4 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00 0.00 0.00
W5 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00 0.00
W6 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00
W7 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00
29.60 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
4.398 1.535 2.864 0.728 2.136 0.272
3.619 2.263 2.356 0.599 1.757 0.401
3.2805 1.1447 3.1358 -0.203 2.3387 0.203
0 0 0 1 0 0
0 0 0 0 1 0
0 0 0 0 0 1
0 0 0 0 0 0
29.60 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
W1 W2 W3 W4 W5 W6
130.2 45.4 84.8 21.5 63.2 8.1
125
1.263
1.861 0.9417
0
0
0
1
0.00 W7
37.4
Simulación de la carga de oro mediante modelo matemático de matrices
SF1 = SF2 = SF3 =
Oro
0.70281 0.65368 0.61394
Tabla N° A-13: Matriz de las ecuaciones para el oro
W1 1.00 -0.30 -0.70 -0.70 0.00 0.00 0.00
W2 -0.61 1.00 0.00 0.00 0.00 -0.39 -0.61
W3 -0.65 0.00 1.00 0.65 -0.65 0.00 0.00
W4 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00 0.00 0.00
W5 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00 0.00
W6 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00
W7 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00
1911.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
2.7923 0.8298 1.9624 0.6796 1.2828 0.3204 0.5095
1.7143 1.5095 1.2048 0.4173 0.7876 0.5827 0.9267
1.825 0.542 2.283 -0.21 1.492 0.209 0.333
0 0 0 1 0 0 0
0 0 0 0 1 0 0
0 0 0 0 0 1 0
0 0 0 0 0 0 1
1911.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
W1 W2 W3 W4 W5 W6 W7
5336.0 1585.8 3750.2 1298.8 2451.4 612.2 973.6
Simulación de la carga de plata mediante modelo matemático de matrices
Plata
SF1 = SF2 = SF3 =
0.603 0.570 0.809
Tabla N° A-14: Matriz de las ecuaciones para el plata
1 2 3 4 5 6 7
W1 W2 W3 W4 W5 W6 W7 1.00 -0.81 -0.57 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.40 1.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.60 0.00 1.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.60 0.00 0.57 1.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.57 0.00 1.00 0.00 0.00 0.00 -0.19 0.00 0.00 0.00 1.00 0.00 0.00 -0.81 0.00 0.00 0.00 0.00 1.00
11320.37 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
126
2.985 1.184 1.801 0.774 1.026 0.226 0.958
174.06 29.6
2.416 1.958 1.457 0.627 0.831 0.373 1.585
1.7011 0.6749 2.0263 -0.129 1.1549 0.1286 0.5463
1911.0 11320.4
0 0 0 1 0 0 0
549.72 130.19
0 0 0 0 1 0 0
0 0 0 0 0 1 0
0 0 0 0 0 0 1
11320.37 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
177.6 37.4
973.6 10849.9
295.2 45.4
1585.8 13404.2
56.5 21.5
1298.8 8766.1
W1 W2 W3 W4 W5 W6 W7
33787.9 13404.2 20383.7 8766.1 11617.7 2554.3 10849.9
5336.01 33787.89 Rougher
Scavenger
254.5 84.8
117.6 612.2 8.1 2554.3
3750.2 20383.7
Cleaner
Leyenda: TMS TM Cu
198.0 63.2
Au gr Ag gr
2451.4 11617.7
Fig. N° A-7: Diagrama de flujo de simulación Split Factors
Tabla N° A-15: Balance metalurgicos resultado simulación PRODUCTO CABEZA CONCENTRADO DE Cu MEDIO DE Cu CLEANER MEDIOS Cu SCAVENGER RELAVE
TMS
% PESO
549.72 56.50 198.05 177.6 117.6
100.00 10.28 36.03 32.31 21.39
%CU 23.68 38.13 31.92 21.04 6.85
ENSAYES Ag (Onz/TM) 61.46 155.15 58.66 61.09 21.73
AU (gr/TM) 9.71 22.99 12.38 5.48 5.21
CONTENIDO METALICO CU(TMS) Ag (Onz) AU (gr) 130.19 33787.89 5336.01 21.54 8766.06 1298.79 63.22 11617.67 2451.43 37.38 10849.85 973.57 8.06 2554.31 612.22
%CU 100.00 16.55 48.56 28.71 6.19
DISTRIBUCION %Ag % Au 100.00 100.00 25.94 24.34 34.38 45.94 32.11 18.25 7.56 11.47
Tabla N° A-16: Balance metalurgicos resultado simulación de la recuperación PRODUCTO CABEZA CONCENTRADO DE CU RELAVE
TMS
% PESO
174.06 56.50 117.6
100.00 32.46 67.54
%CU 17.01 38.13 6.85
ENSAYES Ag (Onz/TM) AU (gr/TM) 65.04 10.98 155.15 22.99 21.73 5.21
CONTENIDO METALICO CU(TMS) Ag (Onz) AU (gr) 29.60 11320.37 1911.00 21.54 8766.06 1298.79 8.06 2554.31 612.22
%CU 100.00 72.79 27.21
DISTRIBUCION %Ag % Au 100.00 100.00 77.44 67.96 22.56 32.04
Rc
3.08
127
10.98 65.04
549.72 23.68
5.5 61.1
295.2 15.4
5.4 45.4
56.5 38.1
23.0 155.2
9.71 61.46 Scavenger
174.06 17.0
177.6 21.04
Rougher
254.5 33.3
117.6 6.9
5.2 21.7
12.4 58.7
Cleaner 198.0 31.9
Leyenda: TMS %Cu
12.4 58.7
Au gr/TM Ag Onz/TM
Fig. N° A-8: Diagrama de flujo de simulación Split Factors
Tabla N° A-17: Balance metalúrgico con BCS BALANCE METALÚRGICO BCS PESO gr. % 100.00 CABEZA 1000.0 64.65 CONCENTRADO 646.5 35.35 RELAVE 353.5 CABEZA CAL. 1000.0 PRODUCTO
LEYES % Cu tot Onz Ag/TM Onz Au/TM 17.33 87.57 0.80 26.45 118.20 1.00 0.65 31.56 0.43 17.33 87.57 0.80
CONTENIDO FINO gr.Cu Onz Ag Onz. Au 173.30 0.0876 0.00080 0.0764 0.00065 171.00 2.30 0.0112 0.00015 173.30 0.08757 0.00080
% RECUPERACION Cu tot Ag Au 100 100 100 98.67 87.26 80.81 1.33 12.74 19.19 100.00 100.00 100.00
Rc 1.55
% RECUPERACION Cu tot Ag Au 100 100 100 97.87 88.88 94.23 2.13 11.12 5.82 100.00 100.00 100.04
Rc 1.33
Tabla N° A-18: Balance metalúrgico con NaCN BALANCE METALÚRGICO NaCN PESO gr. % 100.00 CABEZA 1000.0 75.38 CONCENTRADO 753.8 24.62 RELAVE 246.2 CABEZA CAL. 1000.0 PRODUCTO
LEYES % Cu tot Onz Ag/TM Onz Au/TM 17.33 87.57 0.80 22.50 103.25 1.00 1.50 39.56 0.19 17.33 87.57 0.80
CONTENIDO FINO gr.Cu Onz Ag Onz. Au 173.30 0.0876 0.00080 0.0778 0.00075 169.61 3.69 0.0097 0.00005 173.30 0.08757 0.00080
128
Fig. A-9: Circuito de Separación Pb-Cu.
Fig. A-10: Planta concentradora
Fig. A-11: Prueba en laboratorio
129
Cancha de grueso
Tolva de grueso
Chancadora de quijada
Chancadora de giratoria
Faja transportadora
Zaranda vibratoria Fig. N° A-12: Circuito de chancado
130
Tolva de fino
Molienda
Descarga de molienda
Cajón
Bombas
Hodrocicón Fig. N° A-13: Circuito de Molienda
131
Cono Sedimentador
Celda de flotación para laboratorio
Bombas horizontales Bombas verticales Fig. N° A-14: Equipos para el nuevo circuito y laboratorio
132
“AUMENTO DE LA LEY DE CONCENTRADO DE COBRE DEL CIRCUITO DE SEPARACIÓN PLOMO-COBRE DE LA MINERA BOREAL” - 2012.
……………..………..………. Mg. Sanchez Guzman, Alberto I. Asesor
……………..……………..… Dr. Ruiz Sanchez, Berardo B. Presidente
………….…………………. Ing. Ipanaque Roña, Juan M. Secretario
……………..………………..………. Ing. Natividad Huasupoma, Delicia Vocal
133
