Flotacion Tesis.pdf

1

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERU FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES

TESIS "EVALUACION DE LA SEPARACION DEL CONCENTRADO BULK PLOMO-COBRE EN LA PLANTA CONCENTRADORA MAHR TUNEL UEA YAULI· VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A." PRESENTADA POR LOS BACHILLERES: ARMAS DAVILA, GERSON JOHN ROSALES FUSTER, JOSÉ ANTONIO PARA OPTAR EL TITULO DE: INGENIERO METALURGISTA Y DE MATERIALES

HUANCAYO- ENERO

2014

ING. CIRO ZENTENO CUBA ASESOR

DEDICATORIA En especial a nuestros padres, por el apoyo espiritual y material en nuestra formacion

profesional como

tambien en la realizacion del presente trabajo.

1

AGRADECIMIENTO

Agradezco a mi alma Mater UNCP, a los docentes de la Facultad de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales, por las sabias enseñanzas que me inculcaron durante nuestra permanencia como estudiantes.

Agradecemos también a los directivos de la Compañía Minera Volean S.A.A

Los Autores

II

ÍNDICE Dedicatoria

.............................. 1

Agradecimiento

•...•....••••.•••.•••••..••••• 11

Índice

.............................. 111

Resumen

.............................. VI

Introducción

.............................. VIl

CAPITULO 1 GENERALIDADES 1.1

UBICACIÓN Y ACCESO

.............................. 1

1.2

FLORA Y FAUNA DE LA ZONA

1.3

PLANO DE OPERACIONES YAULI

······························ 2 .............................. 4

1.4

RECURSOS NATURALES

.............................. 5

1.5

PROCEDENCIA DEL MINERAL

1.6

1.7

1.8

1.9

1.5.1

Ticlio

······························ 5 .............................. 5

1.5.2

San Cristóbal

.............................. 7

1.5.3

Tipos de Mineral

.............................. 10

1.5.4

Parámetros de Operación

.............................. 10

CIRCUITO DE CHANCADO

.............................. 11

1.6.1

Descripción del proceso

.............................. 11

1.6.2

Descripción de los equipos por cada sección

.............................. 15

CIRCUITO DE MOLIENDA

.............................. 20

1. 7.1

Descripción del Proceso

.............. , ............... 20

1.7.2

Descripción de los Equipos en el Circuito de Molienda ........................... 22

CIRCUITO DE FLOTACIÓN

.............................. 50

1.8.1

Descripción del Proceso

.............................. 50

1.8.2

Descripción de los Equipos en el Circuito de Flotación ............................. 52

1.8.3

Reactivos de Flotación

.............................. 55

1.8.4

Puntos de dosificación de Reactivos

······························ 60

DISPOSICIÓN DE RELAVES

.............................. 61

1.9.1 Descripción del Proceso

.............................. 61

1.9.2

.....................~ ........ 64

Porcentaje de Humedad de los concentrados

III

1.10 DISPOSICIÓN DE RELAVES

.............................. 64

1.0.1 Descripción del Proceso

.............................. 64

1.11 SECCIÓN DE MUESTREO Y PREPARACIÓN

.............................. 67

DE MINERALES Y CONCENTRADOS

1.11.1 Muestreo y pesado de Concentrados 1.12 SEGURIDAD, MEDIO AMBIENTE Y CALIDAD 1.12.1 Política SSOMAC

.............................. 67

.............................. 75 ...... : ....................... 75

CAPITULO 11

FORMULACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN

2.1

PROBLEMA

.............................. 78

2.2

OBJETIVOS

.............................. 79

2.2. 1 Objetivo General

.............................. 79

2.2.2

.............................. 79

2.3

2.4

Objetivos Específicos

HIPÓTESIS

.............................. 79

2.3.1

Hipótesis General

.............................. 79

2.3.2

Hipótesis Específ1cas

.............................. 80

VARIABLES

.............................. 80

2.4.1

.............................. 80

Variables Independientes

2.4.2 Variable Dependiente

.............................. 80

CAPITULO 111 MARCO TEORICO 3.1

3.2

ANTECEDENTES

.............................. 81

3.1.1

ANTECEDENTES EN EL PERÚ

.............................. 81

3.1.2

MINA BRUNSWICK

.............................. 82

SUSTENTO O BASES TEORICAS

······························ 82

3.2.1

Flotación de minerales de plomo-zinc

······························· 82

3.2.2

Depresores

.............................. 86

3.2.3

Flotación de minerales de cobre-plomo-zinc

.............................. 88

3.2.4

Cobre del mineral de plomo

.............................. 89

3.2.5

Relación pb/cu menos que 1.0

.............................. 91

3.2.6

Separación secuencial

.............................. 92

3.2. 7 Flotación

.............................. 93

IV

3.2.8

Métodos de separación de concentrados de plomo y cobre .................... 105

3.2.9

Mineralogía aplicada en la separación Cu-Pb

.............................. 106

3.2.1 O Elección del sistema de separación plomo-cobre

.............................. 107

3.2.11 Separación usando bicromato de sodio

.............................. 108

3.2.12 Modificación del circuito de flotación

.............................. 109

3.2.13 Estudios de investigación sobre nuevos procesos de separación .............. 111 3.2.14 Mezcla incluyendo el carbón activado

.............................. 111

3.2.15 Aspectos ambientales

.............................. 112

3.2.16 Futuro del uso de reactivos de flotación

.............................. 113

3.2.17 Carboximetil celulosa (CMC) en separación de minerales ........................ 114 3.2.18 Estudio y optimización en el proceso de extracción plomo - cobre (flotación) determinando los

parámetros,

relaciones y las interacciones en los

compuestos de la solución utilizada (RCSC) *

.............................. 120

3.2.19 Separación Cu - Pb: adición de cemento portland para

eliminar el uso de

.............................. 121

bicromato de sodio

CAPITULO IV PARTE EXPERIMENTAL 4.1

4.2

4.3

METODOLOGÍA

4.1.1

·················.············· 124 Plan de investigación para evaluación de separación cobre plomo ............ 124

4.1.2

Esquema de separación cobre plomo a nivel de laboratorio .............. ···.···· 125

PRUEBAS METALURGICAS

······························ 126

4.2.1

Caracterización mineralógica del concentrado de cobre......................... 126

4.2.2

Prueba metalúrgica No1

.............................. 113

4.2.3

Prueba metalúrgica No2

.............................. 136

4.2.4

Evaluación de resultados.

. ............................. 141

APLICACIÓN INDUSTRIAL DEL PROCESO DE SEPARACIÓN ..................... 142 PLOMO COBRE

4.4

DISCUSIÓN DE RESULTADOS.

······························ 153

CONCLUSIONES RECOMENDACIONES REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

ANEXOS V

"EVALUACION DE LA SEPARACION DEL CONCENTRADO BULK PLOMOCOBRE EN LA PLANTA CONCENTRADORA MAHR TUNEL UEA YAULIVOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A."

RESUMEN

La Tesis constituye el trabajo de investigación a nivel de laboratorio que se desarrolló en la Planta Concentradora de

MAHR TUNEL UEA YAULI -

VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A con el propósito de perfeccionar sus

operaciones. Con este fin se ha dado mayor énfasis a la optimización en el circuito, bulk de plomo,

de dicha Planta concentradora para mejorar e incrementar la

recuperación de los metales en los concentrados respectivos. El presente trabajo se divide en cuatro Capítulos: en el primero se refiere a las Generalidades los antecedentes generales de la planta Concentradora como productora de concentrados de cobre, plomo y zinc. En el segundo Capítulo La Formulación de la Investigación. En el Tercer Capítulo se enfoca el marco teórico comprende la revisión bibliográfica (consulta de trabajos de investigación referentes a este tema) fundamento científico sobre el cual se basa dicha tesis como: flotación, cinética de flotación etc. En el cuarto capítulo abarca la parte experimental a nivel de laboratorio, así como la preparación de muestras para su respectivo análisis; que constituye el fundamento práctico de la investigación, partiendo del análisis de los principales puntos en circuito de flotación, la presentación, análisis y discusión de resultados. Los autores

VI

NTRODUCCION

En la actualidad el tratamiento de

menas que contienen

cantidades

económicas de cobre, plomo y zinc en los que la mineralogía muestra que es una reunión compleja finamente diseminada e íntimamente

asociada entre la

calcopirita, galena y esfalerita más aún en una ganga que contiene predominantemente cuarzo y carbonatos de origen vulcano-sedimentario es también una fuente

valorable de plata

extremadamente diseminado,

sin

embargo las recuperaciones son bajas por tanto se recurre a técnicas de flotación para la separación cobre plomo por el cual la

mayoría de las

Empresas mineras que explotan yacimientos poli metálicos se encuentran en serios problemas ambientales por el empleo de reactivos como el cianuro, bicromato de sodio, etc., inherentemente otra de· las dificultades son las partículas submicroscopicas que requieren de molienda muy fina para liberar el metal. En tal sentido se desarrollaron investigaciones en la Planta Concentradora de MAHR TUNEL UEA YAULI - VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A. con el objetivo de perfeccionar el circuito

bulk de plomo afín de incrementar la

recuperación de los metales en los concentrados respectivos lográndose en el mes de Mayo del presente recuperaciones de plomo 90.34% con calidad de 67.08 con desplazamiento de cobre de 2.66; en cuanto al cobre la mejor recuperación se obtuvo en el mes de febrero con 52.4% y ley de 18.63 y desplazamiento de 4.87 de plomo. Esto indica que la recuperación de la plata ha mejorado en los concentrados de cobre y plomo.

VII

CAPITULO 1

GENERALIDADES

1.1

UBICACIÓN Y ACCESO

La Planta concentradora de Mahr Tunel se encuentra ubicada en el Distrito de Yauli, provincia del mismo nombre, departamento de Junín. Geográficamente se encuentra en el flanco oriental de la Cordillera Occidental de los Andes a la altura del kilómetro 155 de la Carretera Central y a 22 Km de la ciudad de La Oroya. Sus coordenadas geográficas son 11 °38'2.26" de latitud y 76°3'28.84"de longitud y se encuentra a 3994 msnm. La accesibilidad a la planta concentradora Mahr Tunel es mediante la ruta Lima - La Oroya a través del CUT - OFF, luego se sigue por una carretera afirmada pasando por el pueblo de Pachachaca hasta llegar a Mahr Tunel.

1.2 FLORA Y FAUNA DE LA ZONA La planta Concentradora Mahr Tune! se encuentra en la región Suni o Jalea, esta se encuentra situada entre los 3500m y los 4000 m.s.n.m. Significa "región alta" con relación a la Quechua. Su relieve se caracteriza por ser rocoso y escarpado, constituido por estrechos valles y por zonas ligeramente ondulantes, llamadas pampas. Además se pueden distinguir zonas abruptas y empinadas donde sobresalen muros escarpados, desfiladeros rocosos y cumbres afiladas; como consecuencia, las tierras agrícolas son escasas. Por su elevada altura la Región Suni viene a ser el límite superior de la actividad agrícola, constituyéndose como la región de la papa, la cebada y la quinua, el olluco. Además es la región donde predomina la minería. El clima de esta región es frío- seco con mayor oscilación que la región Quechua entre el día y la noche, y entre el sol y la sombra. La temperatura media anual es de 11°C.; la temperatura mínima se registra entre los meses de mayo a junio fluctuando entre -1°C a -16°C. Esta zona se caracteriza por las abundantes precipitaciones estacionales que tienen lugar entre los meses de enero a abril, que llegan a alcanzar un promedio de 800 mm., anuales. La flora típica de la región Suni está constituida por el quinuar, sauco, ñuccho, etc., en cuanto a la fauna, encontramos ejemplares como el zorzal negro, allagay y el cuy.

2

FOTO 1: Vista Aérea de la Planta Concentradora Mahr Tune/

3

1.3 PLANO DE OPERACIONES YAULI

®

Mina de Volean ó Subsidiarla

~

MlnadeTerceros

O

Prospecto de Volean

•

Planta Concentradora

O

Pueblo

PLANO 1: OPERACIONES UEAYAULI.-VOLCAN

4

1.4 RECURSOS NATURALES

Las actividades en Mahr Tunel están abocadas básicamente a la transformación de los minerales metálicos y no metálicos, estas representan aproximadamente el 95% y solo el 5% de la población se dedica a la actividad de pastoreo, específicamente a la crianza de ganado ovino y auquénido. 1.5

PROCEDENCIA DEL MINERAL 1.5.1 Ticlio

La Mina Ticlio se ubica en la parte Nor-Oeste del Domo de Yauli, flanco Occidental de la Cordillera de los Andes en el Perú Central. La estructura regional Domo de Yauli se ha formado a causa de eventos compresivos regionales de dirección SW-NE y de relajamiento, distensivos. Estos antecedentes estructurales originan un vulcanismo y el emplazamiento de intrusiones de los cuales sigue la mineralización hidrotermal. Esta estructura se extiende longitudinalmente a lo largo de 35 kilómetros desde Suitucancha hasta el Norte de Ticlio y transversalmente en el orden de 1O a 15 kilómetros. El rumbo predominante es de N 40° W y existe asimetría en sus flancos; mientras que el flanco Oriental buza de 30 a 40° al NE, Oeste, San Cristóbal- Morococha en la parte central y el de Ultimátum en el flanco Este. La secuencia estratigráfica de la zona consiste en filitas del paleozoico del grupo Excelsior que se han identificado en los niveles inferiores de la

5

Mina Morococha, rocas volcánicas

Permo-tríásícas del Grupo Mítu,

Calizas Triásico-Jurásicas del grupo Pucará y rocas sedimentarías del Cretáceo

constituidas

como

las

areniscas

y

lutítas

del

grupo

Goyllarisquizga, las calizas del grupo Machay que afloran al Norte del abra Anticona, también es evidente la presencia de horizontes calcáreos de color gris claro que posiblemente sean calizas Jumasha. Al Oeste afloran las capas rojas denominadas Casapalca del terciario, se caracterizan por presentar intercalaciones de lutítas y areniscas calcáreas rojizas, suprayaciendo a esta secuencia se tiene al conglomerado Carmen con areniscas y lutitas. Son evidentes diferentes fases de vulcanismo donde se incluye al Grupo Mítu del Pérmico observado en Morococha y los Volcánicos Carlos Francisco del Terciario en Casapalca. La Diorita Anticona Constituye una gran intrusión ocurrida a fines del Terciario que se extiende entre Morococha

y Ticlio con una dirección general hacía el Nor-Este. La

Mineralización está vinculada a la actividad ígnea del Mioceno, en el se crea el mayor volumen de rocas magnéticas en el área considerándose a los íntrusívos de monzoníta cuarcífera de Morococha, de cuya actividad se permite la intrusión en toda la secuencia estratigráfica existente incluyendo a la Diorita Antícona en la parte Este. El Pórfido cuarcífero que se observa en la parte Este de Ticlio es una intrusión con posible relación a la mineralización.

6

En Ticlio predominan las estructuras de veta con rumbo transversal al Domo de Yauli, los Ore Shoots se han desarrollado mayormente en la diorita de textura porfirítica, color verde oscuro a gris predominante; con débil

a moderada

argilitización y débil

a moderada

silicificación

adyacente a las estructuras mineralizadas. En los niveles inferiores se ha identificado un cuerpo de reemplazamiento relacionado a la intersección de vetas con el contacto Diorita-Calizas (Machay o Jumasha); existe la posibilidad de la existencia de clavos en zonas delimitadas como no mineralizadas. Ticlio es un yacimiento hidrotermal con características del tipo filoneano, desarrollado en vetas, cuerpos mineralizados de reemplazamiento; en rocas calcáreas (contacto intrusivo Diorita - Caliza Jumasha, Cuerpo Ariana);

brechas calcáreas silicificadas ( Extremo SW, Nivel 5, túnel

Huacracocha), Mantos en Calizas Jumasha( M. Adrián) y pequeños cuerpos de pirita al sur del yacimiento, todos originados por relleno de fracturas pre-existentes en

rocas dioríticas, andesíticas y en calizas

Jumasha. Se ha identificado un pequeño afloramiento mineralizado a manera de cuerpo en la parte Norte de Ticlio, además de impactos de estructuras mineralizadas tabulares en las calizas Jumasha (Exploración superficial), de las cuales se pretende definir la continuidad.

1.5.2 San Cristóbal El Yacimiento polimetálico de Carahuacra - San Cristóbal, políticamente está ubicado en los distritos de Yauli, provincia de Yauli, del departamento

7

de Junín. Geográficamente se encuentra en el flanco este de la Cordillera Occidental de los Andes centrales del Perú; a 11 O Km. en línea recta, de la ciudad de Lima La mina San Cristóbal que viene a ser actualmente el centro de las operaciones mineras de Volean Compañía Minera S.A.A. es fácilmente accesible, utilizando la carretera central, de la cual, cerca a la localidad de Pachachaca, parte un ramal de 20 kilómetros que conduce a San Cristóbal; además, el ferrocarril central tiene una estación en Yauli a 12 kilómetros del área. El Yacimiento ya era conocido en la colonia, época en que tuvo auge la explotación de plata, El mineral se beneficiaba en las fundiciones de Yauli, cuyas ruinas se observan en la actualidad. Los primeros trabajos de exploración de este siglo fueron realizados por la Cerro de Paseo Corporation durante los años comprendidos entre 1928 y 1930, estos

trabajos de exploración fueron realizados en concesiones arrendadas; los resultados un tanto desalentadores acompañados por los bajos precios del

plomo y zinc en

el

mercado internacional,

determinaron la

postergación de la Exploración y Desarrollo hasta el año 1936; a partir de este año, hasta 1938, en base a las reservas anteriormente cubicadas, se construyó la Planta Concentradora de Mahr Túnel, se instaló el cable carril de 12 kilómetros que une Mahr Túnel y San Cristóbal, y por último se inició la producción sistemática a fines de 1938. Una posterior fluctuación de los precios de los metales que producía este distrito causó

8

una nueva paralización en 1949, que se prolongó hasta 1952, año desde el cual ininterrumpidamente se explota minerales de cobre, plomo, zinc y plata. En

agosto de 1967, la Planta Concentradora de Tungsteno de Mahr

Tune! inició el tratamiento de dicho mineral que se extraía de la veta San Cristóbal, hasta agosto de 1984, fecha en la que se paraliza este tratamiento. A partir de octubre de 1997 Volean Cía. Minera S.A. adquiere la propiedad de las Unidades de San Cristóbal, Andaychagua y Mahr Tune! y se empieza una operación conjunta de las cuatro unidades, junto a Carahuacra enviando mineral excedente de San Cristóbal a la planta Victoria.

FOTO 2: Vista Postedor de la Planta Concentradora Mahr Tune/

9

1.5.3 Tipos de Mineral Mahr Tunel es una planta que no posee abastecimiento directo de alguna mina, esta trata los minerales procedentes de las siguientes minas: Ticlio

(60%)

San Cristóbal

(40%)

Caudalosa

(Comprado solo para elevar la Ley de

Cabeza) Por lo general el mineral que se procesa en la Planta Concentradora es obtenido de Minas Subterráneas. Los minerales que se procesan en esta Planta son: Esfalerita

ZnS

Galena

PbS

Calcopirita

CuFeS2

Pirita

FeS2

Marcasita

FeS2

Covelita

CuS

Argentita

Ag2S

Cuarzo

Si02

1.5.4 Parámetros de Operación Los principales parámetros de operación en la planta concentradora son:

Tonelaje diario de la planta

:

2750 TMS

10

· Tiempo de Operación

100%

Humedad del Mineral

3.5%

Leyes de Cabeza

Cu

0.35

%

Pb

0.8

%

Zn

5.4

%

Ag

2.9

oz/T

Concentrado de Cobre

Concentrado de Plomo

19%

60%

Recuperación de Cu

61oz/T

Ag

51%

70%

Recuperación de Pb

86oz/T Ag

Concentrado de Zinc

1.6

52%

90%

Recuperación de Zn

6.4

oz!T Ag

CIRCUITO DE CHANCADO 1.6.1 Descripción del proceso

Las operaciones se realizan durante tres etapas de trituración mediante un circuito abierto, siendo la capacidad promedio de operación de 2700 TMSD. Los volquetes que trasladan el mineral hacia la planta lo almacenan en la cancha o "stock pile" (el cual puede albergar unas 7000 TM de mineral) donde posteriormente es llevado mediante la pala hacia la tolva W1 (cuya

11

capacidad es de 50 TM), aquí se almacenan los bancos de mayor tamaño, el cual mediante el alimentador reciprocante No1 (5.5" x 12.5") alimenta a la trituradora de quijada COMESA de 24" x 36" bancos inferiores a 1O" Los bancos superiores a las 1O" no podrán pasar a través del riel de la tolva, estos serán recogidos con la pala y serán enviados al rompe bancos Rammel, el cual mediante su martillo hidráulico reducida de tamaño a estos bancos, los cuales después serán regresados a la tolva No1 para servir de alimento a la trituradora COMESA.

FOTO 3: Chancadora COMESA (24' x 36)

El producto de chancado primario es transportado por la faja N°1 (36" x 545") hacia las tolvas de gruesos W2 o No3 de 150 TM cada una para ser

distribuidas posteriormente por la faja alimentadora 2 (36" x 50") o 3 (24" x 50") respectivamente, hacia la faja transportadora N°2 (30" x 320"). Seguidamente el mineral es transportado hacia la faja N°4 (36" x 90") en

12

el cual se encuentra el detector de metales No1 marca Sci-Tronics y alimenta a la faja N°5 (36" x 450"). En caso de cualquier inconveniente, se encuentra la tolva No4 (50 TM), el cual también alimenta a la faja N°4 mediante el alimentador reciprocante N°2. La faja Nos transporta el mineral hacia la faja N°5A (36" x 45") y esta alimenta a la faja No 58 (36" x 106"), en donde se encuentra el detector de metales No 2 marca Sci-Tronics, que alimenta a la zaranda de doble piso Denver Dillon (4' x 8') con aberturas de 2%" y%" (autolimpiable) con una inclinación de 18°. El Over del primer cedazo es el alimento de la Chancadora Nordberg HP200 el cual es recogido por la faja transportadora No 5C (24" x 30") y esta descarga en la faja transportadora N°6 (24" x 144"). En ciertas ocasiones el mineral es transportado por la faja transportadora N°8 (24" x 72'.') desde el exterior de la planta hacia la faja N°7 (24" x 157'').

El Under del primer cedazo es recogido por la faja W7. La faja N°6 alimenta al segundo cedazo vibratorio horizontal Allis Chalmers (5' x 10'), el under pasa directamente a la faja N°9, mientras que el over del

cedazo es alimento de la chancadora Nordberg HP-400, en donde la descarga del mismo se junta con la descarga de la faja W7 y son

13

recogidas por la faja N°9 (24" x 337"), que posteriormente es repartido por un Triper hacia las 3 tolvas de finos de 150 TM cada una.

FOTO 4: Chancadora Secundaria Nordberg HP-200 (izquierda): Chancadora terciaria Nordber HP-400 (derecha)

14

1.6.2 Descripción de los equipos por cada sección

Tabla 1. Equipos por Secciones

1 1 Área

-~--~

Descripción técnica del equipo

'1

POtencia (HP}

-~----------'--~

~otencia Nominal

L:::J:L_::__

--~

Alimentador Reciprocante N°1

20

26.5

440

880

Chancadora COMESA

60

74.5

460

1190 Marathon

Bomba Vertical N°1

6.6

9.5

440

1740

Faja Transportadora N°1

40

51

440

1760

Faja Alimentadora N°2

6.6

10

440

1165 Delcrosa

Faja Alimentadora N°3

5

6.7

440

1775 Westhinghouse

Faja Transportadora N°2

30

36.5

440

Marathon

Faja Transportadora N°4

20

25

460

1180 General Electric

Colector de Polvo N°1

25

31

440

1180 General Electric

Bomba Vertical N°2

7.5

10

440

General Electric

Bomba Vertical N°3

2

3.5

440

1160 General Electric

Faja Transportadora N°5

30

36.5

440

1175 Marathon

Faja Transportadora N°5A

7.5

10.8

440

1170 General Electric

Faja Transportadora N°5B

15

21.1

440

1165 Delcrosa

Faja Transportadora N°5C

10

12.5

460

1765 Marathon

Zaranda Vibratoria

10

Chancadora HP200

175

Faja Transportadora N°6

10

13.1

460

1176 Marathon

Secundario Faja Transportadora N°7

10

13.1

460

1765 Marathon

Faja Transportadora N°8

7.5

10.5

Zaranda Vibratoria

10

Chancadora HP400

400

471

440

1790

Faja Transportadora N°9

50

59

460

1185

Colector de Polvo N°2

30

38

440

1775 General Electric

Tripper

7.5

10

440

Delcrosa

Primario

Terciario

Denver Dillon 433/251/217 220/380/440 1785 Weg

1730 Marathon Allis Chalmers

15

Capacidad aproximada de las fajas transportadoras

El circuito de chancado consta de 11 fajas y hallaremos los factores de todas estas fajas. Factor

=(Velocidad)*(60 minlh)*(1 TM/1 OOOkg)

Tabla 2.Capacidad de fajas transportadoras

~

~

[(t:1G1)

~

IJiTi:U 11 t:U! !tlll

~

~

~

(f1)

(l:mtW1til)

~

~"

1

545

36

12.36

439.95

26.40

2

320

30

16.69

326.72

19.60

4

90

36

13.49

197.49

11.85

51

450

36

<8.53, 15.15>

353.71

21.22

5A

45

36

o

251.63

15.10

58

106

36

16.69

212.59

12.76

5C2

30

24

?

?

?

6

144

24

16.69

260.84

15.65

7

157

24

15.1

253.70

15.22

83

72

24

o

0.00

0.00

9

337

24

17.59

385.39

23.12

Para hallar la capacidad es necesario tomar una muestra de 1 pie de largo de la faja y pesarlo, el producto de este peso con el factor de faja nos dará la capacidad de la faja transportadora. Capacidad

= Factor(TM*pielh*kg)*Peso

de corte de mineral de faja

(kglpie)

16

1.

La faja 5 posee al menos 5 pendientes distintas, los cuales van creciendo de la siguiente manera: 8.53° a partir de la primera mitad durante 4.3 m, 9.64° durante 3.46m, 10.2° durante 3.27m, 14.03° durante3.33m y 15.15° durante los últimos 8.32m de ida del mineral.

2.

El acceso a la faja 5C es difícil por encontrarse debajo de la chancadora y rodeado de concreto que sirve como base a la chancadora HP-200

3.

La faja 8 usualmente se encuentra fuera de servicio, solo es usara en situaciones circunstanciales.

Evaluación de la Zaranda Vibratoria Doble piso Denver Dillon 4' x 8' Características

Abertura Superior

a

=

2%"

Dimensión del alambre superior

dp

=

%"

Abertura Inferior

a

=

%"

Dimensión del alambre inferior

dp

=

%"

Calculo del porcentaje de Abertura

p

=

az

--*100% 2 (a+d)

Zaranda Superior

p

=

p

=

66.94%

17

Zaranda Inferior

p

=

p

=

56.25%

Abertura de los Granos Dificultosos

Abertura

=

Zaranda Superior

<75%a - 150%a> <75%*2%" - 150%*2%"> <1.6875" - 3.375">

Zaranda Inferior

<75%*%"- 150%*%> <0.5625" - 1.125">

FOTO 5: Zaranda Vibratoria Denver Di/Ion

Evaluación de la Zaranda Vibratoria Allis Chalmers 5' x 10' Características Abertura

a

Dimensión del alambre

dp

= =

18

Calculo del porcentaje de Abertura

p

=

e!-

(a+d)2

Zaranda

* 100% p

=

p

=

56.25%

·Abertura de los Granos Dificultosos Abertura Zaranda

=

<75%a - 150%a> <75%*%"- 150%*%> <0.5625" - 1.125">

FOTO 6: Zaranda Vibratoria Allis Chalmers

19

1.7 CIRCUITO DE MOLIENDA 1.7.1 Descripción del Proceso Esta sección tiene un tiempo de operación del 100%, a menos que ocurra algún suceso por el cual se tenga que alimentar al circuito de flotación (sea mantenimiento, cambio de circuito, o algún imprevisto). Posee una capacidad de 2700 TM, el mineral que ingresa a los molinos tienen una granulometría de 100% - malla %, y posee un grado de reducción de la molienda primaria promedio de 19.01 y de la molienda secundaria de 1.48. El mineral de las 3 tolvas puede ser distribuido a cualquiera de los 3 molinos primarios, los cuales trabajan en circuito inverso con sus respectivas moliendas y su clasificación, haciendo así un circuito cerrado. Dicha sección tiene la función de realizar una adecuada conminución con el fin de liberar adecuadamente el mineral para lograr una buena flotación de minerales valiosos (cobre, plomo, zinc y plata).

FOTO 7: Molinos del Circuito de Molienda

20

Descripción de los Molinos por cada Sección Tabla 3. Capacidad de fajas transportadoras ~

IW

~

!ID>

00

~

~

tJiiDt

~,[olMI~~r:.\1

~[~~~

1

1A Primaria

1 2 41

Molino Marcy 10'x13'

Molino Marcy 6'x12'

Molino Marcy 5'x10'

Molino Marcy 8'x6'

Secundaria

7

8

3 Remolienda Bulk

5 In operativo

62

9 Remolienda Bulk

10

1.

Molino Marcy 6'x41/2'

Molino Marcy 6'x41/2'

Molino L&P 5'x10'

Molino Marcy 6'x41/2'

Molino Marcy 6'x41/2'

Molino Marcy 6'x41/2'

Molino Marcy 6'x41/2'

600

300

2.3KV

152

1:oo:

250

300

2.3KV

52.5

45~

125

1165

440V

160

11101

250

300

2.3KV

52.5

48"5~1

100

435

2.3KV

28

261

100

510

2.3KV

28

28~301

150

1165

440V

180

1:82:

150

1765

440V

185

1:061

100

1180

440V

125

o·,

125

1765

440V

155

1108:

440V

120

116:

100

El molino N°4 es usado a veces como molino de molienda primaria, estos sucede cuando uno de los tres molinos primarios se encuentra fuera de funcionamiento o en mantenimiento, ya que todos los

21

molinos primarios usan barras, y este es un molino secundario, se le deberán reemplazar las bolas por las barras. 2.

El molino N°6 es usado cuando se tiene mucha carga, y el molino N°5 no puede con todo el material que está ingresando en él, en esos casos se da inicio al funcionamiento de este molino.

1.7.2 Descripción de los Equipos en el Circuito de Molienda Tabla 4. Equipos de circuito de molienda !

Alimentador de faja N°4

5

6.6

440

-

Alimentador de faja N°5

5

8

440

1165

Alimentador de faja N°6

6.6

8.6

440

1165

Alimentador de faja N°8

6.6

10

440

1155

Delcrosa

Faja Transportadora N°10

20

27.7

460

1465

Marathon

Faja Transportadora N°10A

15

22

460

1465

Marathon

Faja Transportadora N°11

15

20.5

440

860

Westhinghouse

Faja Transportadora N°12

6.6

8.6

1150

Delcrosa

Faja Transportadora N°13

10

14.5

440

1165

Marathon

Bomba N°1

300

342

460

1788

Westhinghouse

Bomba N°2

300

342

460

1788

Westhinghouse

Bomba N°3

40

52

440

1165

Delcrosa

Bomba N°4

40

52

440

1165

Delcrosa

-

lll:±-"it!~· ~Wlt!tHtr.H•I~I

lj
~

(¡;m)

"'

rnm.omo

~

1150

~

Westhinghouse

22

FOTO 8: Molino de bolas NoB (derecha), Molino de bolas No7 (izquierda)

EVALUACIÓN DE LOS MOLINOS PRIMARIOS

A. Molino de Barras Marcy 1O' x 13'

Modelo

Molino de Barras Marcy (1 O' x 13')

Potencia

600 HP

Voltaje

2300V

Amperaje

152 Amp

Cos
0.87

Amp. Operac. :

100

Capacidad

80TMH

Sentido de giro:

Antihorario

P mineral

3.07

9fml

23

Determinación del Work lndex P

=

3Y>*V*I*Cos q> 1 1000

P

=

346.58 KW

=

3)/,*2300*1 00*0.87 /1000

Calculo del Consumo de Energía W W

= =

P/C

=

346.58/80

6.065 KW-h 1TM

El Work lndex W

=

Wi*(10/Pao 112 -10/Fao 112 )

Se tiene Pao

=

687.77788

Fao

=

11115.92

Reemplazando datos Wi

=

22.38 KW-h 1 T

Radio de Reducción R

=

Fao 1 Pao

R

=

16.16

=

12172.14/810.52073

Calculo de la velocidad Angular del Molino Nc Nc

= =

76.8*0-112

=

24.28 RPM

(Velocidad critica)

76.8*( 10)- 112

Calculo de la velocidad de Operación del Molino V

=

0.75*Nc

V

=

18.21 RPM

=

0.75*24.28

Calculo de la carga de Barras (Cw) Cw

=

0.754*D 2 :+:L:+:Vp*'CD

2000

24

Dónde: D

Diámetro

L

Largo

Vp

0.4

(Constante)

Cd

360

(Constante)

Cw

=

70.57 TM

Calculo del tamaño máximo de barras de la carga (8)

8

=

t¡ +) ( /2 .

4

* (Vvi>r.F90 )

D

1j •2

300*Cs

Donde Cs

=

70

8

=

3.41" ==

(Constante) 4"

Calculo del Tonelaje Máximo

T max

=

Tmax

=

0.746:t:Potencia(HP)

Hl 103.37 TM 1 h

Eficiencia del Molino

e

=

80 103.37

X

e

=

Tonelaje Practico* TonelaÍe ma:-cimo

1

OO%

=

100%:

77.39%

25

FOTO 9: Molino Marcy 1A (10' x 13')

B. Molino de Barras Marcy 6' x 12' Modelo

Molifu> de Barras EBERHARDT DENVER (6' x 12')

Potencia

250 HP

Voltaje

2300V

Amperaje

52.5 Amp

Cos cp

0.97

Amp. Operac. :

45

Capacidad

30TMH

Sentido de giro:

Horario

p mineral

3.07 9lml

Determinación del Work lndex

P

=

3Y>*V*I*Cos cp 1 1000

P

=

173.88 KW

=

3%*2300*45*0.97 1 1000

26

Calculo del Consumo de Energía

VV

=

P/C

=

VV

=

5.79 KVV-h 1 TM

173.88130

El VVork lndex

VV

=

VVí*( 10/Pao 112 - 10/F ao 112 )

Se tiene

Pao Fao

= =

810.52073 12172.14

Reemplazando datos

VVí

=

22.24 KVV-h 1 T

Radio de Reducción

R R

= =

Fao 1 Pao

=

12172.141810.52073

15.01

Calculo de la velocidad Angular del Molino

Nc Nc

= =

76.8*0- 112

=

31.35 RPM

(Velocidad crítica)

76.8*(6)- 112

Calculo de la velocidad de Operación del Molino

V

=

0.75*Nc

V

=

23.51 RPM

=

0.75*31.35

27

Calculo de la carga de Barras (Cw)

Cw

=

0.754*D 2 *L:r.v'p*CD

2000

Dónde:

D

Diámetro

L

Largo

Vp

0.4

(Constante)

Cd

360

(Constante)

Cw

=

23.45 TM

Calculo del tamaño máximo de barras de la carga (B)

B

=

Donde

Cs

=

70

B

=

3.79" ==

(Constante) 4"

Calculo del Tonelaje Máximo

T max

=

Tmax

=

0.7 46:+:Potencia(HP)

t!V

32.21 TM 1 h

28

Eficiencia del Molino

=

e

Tone'UI..je PrlfU:tico Tow.e'úl.je mmdmo

* lOO%

=

30

--*100% 32..211.

e

=

93.13%

FOTO 10: Molino Marcy No1 (6' x 12]

C. Molino de Barras Marcy 5' x 1O'

Modelo

Molino de Barras Marcy (5' x 1O')

Potencia

125 HP

Voltaje

440V

Amperaje

160 Amp

Cos
0.87

Amp. Operac.:

110

Capacidad

14 TMH

Sentido de giro:

Antihorario

Pmineral

3.07

9/mi

29

Determinación del Work lndex

p p

= =

3Y:z*V*I*Cos q> 1 1000

=

3Y:z*440*11 0*0.87 /1000

72.93 KW

Calculo del Consumo de Energía

w w

= =

P/C

=

72.93/14

5.21 KW-h 1TM

El Work lndex

w

=

Wi*(10/Pao 112 -10/Fso 112 )

Se tiene:

Pao

=

551.12865

Fso

=

14257.643

Reemplazando datos

Wi

=

21.45 KW-h 1 T

Radio de Reducción

R R

= =

Fso 1 Pso

=

14257.643 1 551.12865

25.87

Calculo de la velocidad Angular del Molino

Nc

=

76.8*0- 112

=

Nc

=

34.34 RPM

(Velocidad critica)

76.8*(5)- 112

30

Calculo de la velocidad de Operación del Molino

V

=

0.75*Nc

V

=

25.75 RPM

=

0.75*34.34

Calculo de la carga de Barras (Cw) 2

0.754*D *'L*Vp*'CD

=

Cw

2000

Dónde:

o

Diámetro

L

Largo

Vp

0.4

(Constante)

Cd

360

(Constante)

=

Cw

13.572 TM

Calculo del tamaño máximo de barras de la carga (B)

B

=

Donde

Cs

=

70

B

=

3.70" ==

(Constante)

4"

31

Calculo del Tonelaje Máximo Tmax

=

Tmax

=

®~746~Po~(BP)

17.90 TM 1 h

Eficiencia del Molino

e

=

T!»~je Pr~ "l'o~je ~Wl'lO

e

=

* 100%

=

78.21g%

FOTO 11: Molino Marcy No2 (5' x 10)

32

D. Alimento del Molino 1 Tabla 5. Eficiencia de circuito de molienda

~

o

0.00

0.00

100.00

3/4

18850

68.65

3.35

3.35

96.65

1/2

13130

265.69

12.96

16.31

83.69

3/8

9420

293.28

14.30

30.61

69.39

1/4

6680

289.57

14.12

44.73

55.27

4

4750

154.44

7.53

52.27

47.73

6

3350

134.44

6.56

58.82

41.18

8

2360

116.9

5.70

64.53

35.47

12

1700

88.73

4.33

68.85

31.15

14

1168

77.71

3.79

72.64

27.36

20

850

60.55

2.95

75.60

24.40

30

600

54.36

2.65

78.25

21.75

40

435

49.98

2.44

80.69

19.31

50

300

41.17

2.01

82.69

17.31

70

212

38.03

1.85

84.55

15.45

100

150

32.55

1.59

86.14

13.86

140

106

33.89

1.65

87.79

12.21

200

75

27.21

1.33

89.12

10.88

223.15

10.88

100.00

0.00

-200

1827.15 2050.3

1f80

12172.141

33

Alimento del Molino 6x12 ].00

801

-;e

a:r

6i«)l

40

20 ())

o

SCOO

].()WO

15000 211l000 2500@ 30COO

Abertura (um)

E. Descarga del Molino 1 Tabla 6. Eficiencia de circuito de molienda 1

l1iliíiiD

~

~(l!IIU)

99.96

4

4750

6

3350

1.1

0.10

0.14

99.86

8

2360

9.29

0.84

0.98

99.02

12

1700

28.12

2.53

3.51

96.49

14

1168

66.93

6.03

9.54

90.46

20

850

97.54

8.79

18.33

81.67

30

600

117.72

10.60

28.93

71.07

40

435

116.01

10.45

39.38

60.62

50

300

93.93

8.46

47.84

52.16

70

212

82.04

7.39

55.23

44.77

100

150

65.45

5.90

61.13

38.87

140

106

61.59

5.55

66.68

33.32

200

75

48.46

4.37

71.04

28.96

321.47

28.96

100.00

0.00

-200

788.63 1110.1

lp80

810.520731

34

Descarga del Molino 6x12 1.00

~

80 60

-;e ¡¡:-

/ ' /

~~h¡?-------------------~---------

20

Abertura (um)

F. Alimento del Molino 1a Tabla 7. Eficiencia de circuito de molienda 1a

26670

o o

0.00

0.00

100.00

0.00

0.00

100.00

3/4

18850

1/2

13130

265.6

12.95

12.95

87.05

3/8

9420

266.1

12.98

25.93

74.07

1/4

6680

311.4

15.19

41.12

58.88

4

4750

157.15

7.66

48.79

51.21

6

3350

140.83

6.87

55.65

44.35

8

2360

124.51

6.07

61.73

38.27

12

1700

97.47

4.75

66.48

33.52

14

1168

86.99

4.24

70.72

29.28

20

850

65.77

3.21

73.93

26.07

30

600

59.47

2.90

76.83

23.17

40

435

54.45

2.66

79.49

20.51

50

300

44.05

2.15

81.64

18.36

70

212

40.23

1.96

83.60

16.40

100

150

34.01

1.66

85.26

14.74

140

106

34.86

1.70

86.96

13.04

200

75

28.79

1.40

88.36

11.64

213.02

10.39

98.75

1.25

-200

1811.68 2024.7

1f80

11115.921

35

Alimento del Molino 10x13 100 $0

x

u..,

60

40 20

o o

5000

10000 15000 20000 25000 30000

Abertura (um)

G. Descarga del Molino 13 Tabla 8. Eficiencia de circuito de descarga molienda 1a

4

4750

o

0.00

0.00

100.00

6

3350

0.5

0.04

0.04

99.96

8

2360

4.12

0.37

0.41

99.59

12

1700

15.09

1.34

1.75

98.25

14

1168

49.61

4.41

6.16

93.84

20

850

83.31

7.40

13.57

86.43

30

600

111.56

9.92

23.48

76.52

40

435

118.58

10.54

34.02

65.98

50

300

99.48

8.84

42.86

57.14

70

212

89.98

8.00

50.86

49.14

100

150

72.89

6.48

57.34

42.66

140

106

68.47

6.09

63.42

36.58

200

75

53.96

4.80

68.22

31.78

357.55

31.78

100.00

0.00

-200

767.55 1125.1

1p80

687.777881

36

Descarga del Molino 10x13 ll.OO

&11

:g

.....

00 410

zo (JI

((JI

Abertura (um)

H. Alimento del Molino 2 Tabla 9. Eficiencia de circuito de alimento molienda 2

3/4

18850

36.84

1.81

1.81

98.19

1/2

13130

461.6

22.66

24.47

75.53

3/8

9420

347.4

17.05

41.52

58.48

1/4

6680

298.7

14.66

56.18

43.82

4

4750

119.06

5.84

62.03

37.97

6

3350

89.03

4.37

66.40

33.60

8

2360

65.23

3.20

69.60

30.40

12

1700

47.95

2.35

71.95

28.05

14

1168

47.35

2.32

74.28

25.72

20

850

42.1

2.07

76.34

23.66

30

600

41.92

2.06

78.40

21.60

40

435

41.85

2.05

80.46

19.54

50

300

36.43

1.79

82.24

17.76

70

212

34.57

1.70

83.94

16.06

100

150

30

1.47

85.41

14.59

140

106

31.05

1.52

86.94

13.06

200

75

26.01

1.28

88.21

11.79

240.11;

11.79

100.00

0.00

. -200

1797.09 2037.2

lf80

14257.6431

37

Alimento del Molino

z

-

:oc:

¡¡:-

1.00 80 60

40 20

o

50010

10000 15000 200010 254100

3CCOi)

Abertura (um)

l.

Descarga del Molino 2 Tabla 1O. Eficiencia de circuito de descarga molienda 2

j

Malla

1 Abertura

1

1

~L~~-~~~~ 4

4750

0.18

0.02

6

3350

0.25

8

2360

12

1

f

1

~<x)_ -~L-~~~ 0.02

99.98

0.02

0.04

99.96

0.98

0.09

0.13

99.87

1700

5.37

0.51

0.64

99.36

14

1168

21.07

2.00

2.65

97.35

20

850

51.47

4.89

7.54

92.46

30

600

93.92

8.93

16.47

83.53

40

435

125.46

11.93

28.39

71.61

50

300

117.81

11.20

39.59

60.41

70

212

109.31

10.39

49.98

50.02

100

150

86.58

8.23

58.21

41.79

140

106

78.88

7.50

65.71

34.29

200

75

60.49

5.75

71.46

28.54

300.23

28.54

100.00

0.00

-200

751.77 1052

,, 1p80

551.128651

38

Descarga del Molino

2 ].00

/ 601/

~

~

H~~-----------------------------

2.0

-----·-·---·-·--··-···-······--··-·-··--·--·-----···-······--·······-

1000

Abertura (umJ

J.

Alimento del Molino 4 Tabla 11. Eficiencia de circuito de alimento molienda 4

U!iE1Thl

~(l!Im)

4

4750

0.86

6

3350

2.04

0.19

0.27

99.73

8

2360

8.19

0.76

1.02

98.98

12

1700

27.08

2.50

3.52

96.48

14

1168

68.66

6.33

9.85

90.15

20

850

100.65

9.28

19.14

80.86

30

600

130.61

12.05

31.19

68.81

40

435

151.88

14.01

45.20

54.80

50

300

142.73

13.17

58.36

41.64

70

212

124.22

11.46

69.82

30.18

100

150

79.27

7.31

77.13

22.87

140

106

54.74

5.05

82.18

17.82

200

75

32.38

2.99

85.17

14.83

160.79

14.83

100.00

0.00

-200

0.08

923.31 1084.1

1

f80

832.122351

39

Alimento del Molino 4 100 80

-;e ir"

60 40 20

o o

1000

2000

Abertura (umJ

K. Descarga del Molino 4 Tabla 12. Eficiencia de circuito de descarga molino 4

0.64 8

1.66

0.15

0.20

99.80

12

1700

5.67

0.50

0.70

99.30

14

1168

19.51

1.71

2.41

97.59

20

850

43.55

3.82

6.24

93.76

30

600

81.24

7.13

13.37

86.63

40

435

133.33

11.71

25.08

74.92

50

300

154.03

13.53

38.60

61.40

70

212

155.6

13.66

52.27

47.73

100

150

112.76

9.90

62.17

37.83

140

106

88.23

7.75

69.92

30.08

200

75

58.61

5.15

75.06

24.94

283.97

24.94

100.00

0.00

-200

854.83 1138.8

lp80

506.578791

40

Descarga del Molino 4 :ILOO

~~

80

¡_1

00

-;e

~

40 lhl------------------------------------20

~~-------------------------------------

o

2000

3000

4COO

Abertura (um)

L. Alimento del Molino 7 y 8 Tabla 13. Eficiencia de circuito de alimento molino 7-8

Uill1Ikl

li

t'!!!I=ro!l€1 ~

(J!ml)

4

4750

6

3350

8

~~

o

~)

~

0.00

0.00

100.00

0.47

0.05

0.05

99.95

2360

2.88

0.28

0.32

99.68

12

1700

14.02

1.35

1.67

98.33

14

1168

47.52

4.58

6.25

93.75

20

850

80.93

7.80

14.05

85.95

30

600

114.65

11.04

25.09

74.91

40

435

137.48

13.24

38.33

61.67

50

300

133.26

12.84

51.17

48.83

70

212

123.46

11.89

63.06

36.94

100

150

. 85.85

8.27

71.33

28.67

140

106

64.2

6.18

77.51

22.49

200

75

40.56

3.91

81.42

18.58

192.92

18.58

100.00

0.00

-200

845.28 1038.2

715.198431

41

Alimento del Molino 7y8 100 80

-;e

60

¡¡:

20

o

o

1000

2000

Abertura (umJ

M. Descarga del Molino 7 Tabla 14. Eficiencia de circuito de descarga molino 7

6

3350

0.19

8

2360

1.86

0.16

0.20

99.80

12

1700

5.86

0.52

0.72

99.28

14

1168

18.24

1.61

2.33

97.67

20

850

38.92

3.43

5.75

94.25

30

600

72.04

6.35

12.10

87.90

40

435

120.73

10.63

22.73

77.27

50

300

145

12.77

35.51

64.49

70

212

152.45

13.43

48.93

51.07

100

150

115.33

10.16

59.09

40.91

140

106

92.06

8.11

67.20

32.80

200

75

62.34

5.49

72.69

27.31

310.02

27.31

100.00

0.00

-200

0.04

;, 825.28 1135.3

lp80

477.421931

42

Descarga del Molino 7 100

~

80

60 -;e ii:"

40

20

/

f

-~------------------

!/

o 1000

2000

3000

4000

Abertura (um) N. Descarga del Molino 8 Tabla 15. Eficiencia de circuito de descarga molino 8

4

4750

0.54

0.05

0.05

99.95

6

3350

0.37

0.03

0.08

99.92

8

2360

2.18

0.20

0.28

99.72

12

1700

7.6

0.68

0.96

99.04

14

1168

26.68

2.40

3.36

96.64

20

850

52.69

4.74

8.11

91.89

30

600

94.27

8.49

16.59

83.41

40

435

138.6

12.48

29.07

70.93

50

300

151.27

13.62

42.69

57.31

70

212

146.1

13.15

55.84

44.16

100

150

103.56

9.32

65.16

34.84

140

106

79.76

7.18

72.34

27.66

200

75

52.06

4.69

77.03

22.97

255.22

22.97

100.00

0.00

-200

855.68· 1110.9

'" 1

p80

544.940481

43

Descarga del Molino 8

....

100

~

80

x ir

1

60

40

20

1

I/

o o

1000

2000

3000

4000

5000

Abertura· (um)

O. Nido de Ciclones Tabla 16. Eficiencia de circuito de clasificación

1

Malla

[ Abertura

L

Pesos -----------~

~-_---

____ -------~~~~~~- L__LJ_n~~!fl~w ~ 4 4750 1.98 0.99 0.1816 0.0000 0.0958 o 6

3350

2.37

0.07

1.75

0.2174

0.0064

0.1693

8

2360

6.67

0.06

7.89

0.6117

0.0055

0.7632

12

1700

18.98

0.93

23.65

1.7406

0.0853

2.2877

14

1168

48.64

9.25

60.01

4.4607

0.8481

5.8048

20

850

74.25

33.56

87.94

6.8094

3.0769

8.5065

30

600

104.84

63.86

115.21

9.6148

5.8550

11.1443

40

435

128.64

86.26

137.26

11.7975

7.9087

13.2772

50

300

127.97

88.23

137.01

11.7361

8.0893

13.2530

70

212

123.77

96.67

127.8

11.3509

8.8631

12.3622

100

150

88.51

93.26

81.87

8.1172

8.5505

7.9193

140

106

67.87

92.53

54.58

6.2243

8.4835

5.2796

200

75

45.82

72.99

31.66

4.2021

6.6920

3.0625

250.09

453.03

166.18

. 22.9356

41.5357

16.0747

1090.4

1090.7

1033.8

100.0000

100.0000

100.0000

-200

,,

44

Se tiene

E(x)u + E(x)0

= too

Donde

=

F

226.5

TMD

o

=

119.4583

TMD

u

=

107.0833

TMD

Tabla 17. Eficiencia de circuito de clasificación curva trompo

l1iE1IID

~ 1

~

~

! 4

4750

0.0000

100.0000

6

. 3350

1.5573

98.4427

8

2360

0.4743

99.5257

12

1700

2.5835

97.4165

14

1168

10.0271

89.9729

20

850

23.8317

76.1683

30

600

32.1167

67.8833

40

435

35.3559

64.6441

50

300

36.3527

63.6473

70

212

41.1818

58.8182

100

150

55.5561

44.4439

140

106

71.8842

28.1158

200

75

83.9918 ,,

16.0082

95.5123

4.4877

-200

45

Curva de Tromp 12«Jl

100 8«Jl ~

00

/

LOO

'\

201 (11

O

/ -Overrll1low

·1"'"1010'.0J

2COO

dSO:: 173.9649 um

3000·

4CI!J:O

-lUlllildlerrll1low

SCOO

Abertura (um)

Corrigiendo la Curva de Tromp

y

= ~ + 1"li1E

Donde

46

Entonces

m=

-1.3802

e

=

3.0319

Por lo tanto

Tabla 18. Eficiencia de circuito de clasificación

~

tmNil!liil

~

4

4750

0.90190831

99.0980917

6

3350

1.45634144

98.5436586

8

2360

2.3511137

97.6488863

12

1700

3.67255252

96.3274475

14

1168

6.08824178

93.9117582

20

850

9.28094274

90.7190573

30

600

14.5748364

85.4251636

40

435

21.7722969

78.2277031

50

300

33.6400797

66.3599203

70

212

48.4285375

51.5714625

100

150

65.6133696

34.3866304

140

106

82.1617924

17.8382076

200

75

93.7892986

6.21070141

~

-200

47

Curva de Tromp Corregida 120 100

1 -Overflow

40

20

o

-Undertiow

dSOc::= 205.1099 um

\ 11'

'-..__

o

1000

2000

3000

4000

50001

Abertura

P.

Eficiencia del nido de Ciclones Tabla 19. Eficiencia de circuito de clasificación

®

_003:m

99.8184

0.0000

0.0000

100.0000

t!!tf) 0.0958

99.6011

0.0064

0.0064

99.9936

0.1693

0.2650

99.7350

--

0.2174

@lt$)

L

0.6117

1.0106

98.9894

0.0055

0.0119

99.9881

0.7632

1.0282

98.9718

1.7406

2.7513

97.2487

0.0853

0.0972

99.9028

2.2877

3.3159

96.6841

4.4607

7.2120

92.7880

0.8481

0.9453

99.0547

5.8048

9.1207

90.8793

6.8094

14.0215

85.9785

3.0769

4.0222

95.9778

8.5065

17.6272

82.3728

9.6148

23.6363

76.3637

5.8550

9.8771

90.1229

11.1443

28.7715

71.2285

11.7975

35.4338

64.5662

7.9087

17.7858

82.2142

13.2772

42.0488

57.9512

11.7361

47.1698

52.8302

8.0893

25.8751

74.1249

13.2530

55.3018

44.6982

11.3509

58.5207

41.4793

8.8631

34.7382

65.2618

12.3622

67.6640

32.3360

8.1172

66.6379

33.3621

8.5505

43.2887

56.7113

7.9193

75.5833

24.4167

6.2243

72.8623

27.1377

8.4835

51.7723

48.2277

5.2796

.' _ 80.8628

19.1372

4.2021

77.0644

22.9356

6.6920

58.4643

41.5357

3.0625

83.9253

16.0747

22.9356

100.0000

0.0000

41.5357

100.0000

0.0000

16.0747

100.0000

0.0000

48

f-0-U 120 100 80 'X ¡¡;-

6«)

-F

40

-o -u

20

o

o

100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000

Abertura (um) Del Grafico anterior

F.F(d50)

40.577215

F.O(d50)

64.311552

F.U(d50)

31.455974

Y también

G.F(d50)

59.422785

G.O(d50)

35.688448

G.U(d50)

68.544026

Calculo de la eficiencia para partículas menores al d50

Peso de .Zas partú::ub:Rs 111'M!JrWTes a dSfiJ en el rebose n¡ =Peso de latspa11iculas11MmOTesad..-rJJ en.ela'ibnento F.O(d50 )

n.t = F •F~'\.aso ~ )

49

Calculo de la eficiencia para partículas mayores al d50

~=

Peso de las partículas mayores a dso en la desc.arga . Peso de las partículas mayores a d50 en el alimento G. U(ds 0 ) G.F(ds 0 )

n 1 = 0.5453 Eficiencia del nido de Ciclones

n = 0.8359"' 0.5453 * 100

n = 45.58%

1.8 CIRCUITO DE FLOTACIÓN 1.8.1 Descripción del Proceso El proceso se inicia en la sección Bulk (Cu- Pb- Zn) con un pH de <78>. Mediante la adición de Sulfato de Zinc (ZnS04) se deprime la esfalerita en forma de hidróxido, la cal es empleada como depresor de la pirita (FeS2), el Z-11 y el MIBC con usados como colector y espumante respectivamente, que producen la flotación de Cu - Pb y Ag. Las espumas de este circuito pasan a ser la cabeza del circuito Cu - Pb, mientras que el relave es la cabeza es para el circuito de Zn.

50

Desde el momento de iniciar la molienda primaria, se agrega el MT-738, el cual es un colector secundario de Cu, Pb y Ag, para legara un mejor acondicionamiento del producto. La separación Cu - Pb se lleva a cabo con la adición del complejo NaCN + ZnO, donde se produce la depresión del mineral de Cu y con la adición

del MIBC se flota el Pb con Ag, el circuito se realiza con un pH de alrededor de 8. El circuito de flotación de Zn se realiza en un pH de alrededor de 12, consta de cuatro bancos de celdas limpiadoras, cuatro de Rougher y dos de Scavenger, la cabeza del circuito proviene del Scavenger del Bulk, estas pasan al banco de celdas OK-16 de Zn en donde se les agrega Z11, MIBC y CuS04 para comenzar a flotar el Zn, las espumas de la OK-16 sirven de alimento al Cleaner IV de Zn, mientras que el relave del banco OK-16 será flotado en el banco de celdas OK-8, las espumas de este servirán de alimento al Cleaner 111 de Zn, mientras que el relave del banco OK-8 será alimento para el banco Rougher de Zn, en donde las espumas servirán de alimento para el Cleaner

1

de Zn y el relave del banco

Rougher pasara al Scavenger, en este banco las espumas regresaran al Rougher mientras que el relave del banco Rougher pasara a la cancha de relave mediante el uso de las bombas No46 y No47.

51

1.8.2 Descripción de los Equipos en el Circuito de Flotación Tabla 20. Equipos de flotación

~

.(fMI~ Molino N°9 Molino N°10 Bomba N°9 Bomba N°10 Bomba N°11 Bomba N°12 Bomba N°13 Bomba N°14 Bomba N°15 Bomba N°16 Bomba N°18 Bomba N°19 Bomba N°20 Bomba N°21 Bomba N°22 Bomba N°23 Bomba N°24 Bomba N°25 Bomba N°24A Bomba N°25A Bomba N°26 Bomba N°27 Bomba N°28 Bomba N°29 Bomba N°30 Bomba N°31 Bomba N°32 Bomba N°33 Bomba N°34 Bomba N°35 Bomba N°36 BANCO A Motor N°1 Motor N°2 Motor N°3 Motor N°4 Motor N°5 Motor N°6 Motor N°7 Motor N°8 Motor N°9

~

~

((ID1)

fR,, Ht:n

~

~

125 100 20 20 75 75 15 15 30 15 20 20 10 30 10 20 300 300 60 100 50 40 50 15 40 30 50 50 40 30 30

150 120 26 26

460 440

1765 1165

20 20 15 15 15 15 15 15 15

flLlm!El. Delcrosa Delcrosa Delcrosa Delcrosa Marathon Marathon

Marathon Delcrosa

20.5

Marathon Marathon Marathon 342 342

460 460

1788 1788 Marathon Marathon Marathon Delcrosa

62 38.6/19.3

230/460

1170 General Electric

37

Marathon Marathon Marathon Marathon

37.5 40 26 26 20.1 20.1 20.1 20.1 20.1 20.1 20.1

1175 1175 1175 1175 1175 1175 1175 1175 1175

General Electric General Electric General Electric General Electric ~eneral Electric General Electric General Electric General Electric General Electric

52

Tabla 21. Equipos de flotación potencia

~ ~

~~ BANCOS Motor N°1 Motor N°2 Motor N°3 Motor N°4 Motor N°5 BANCOC Motor N°1 Motor N°2 Motor N°3 BANCO O Motor N°1 BANCO E Motor N°1 Motor N°2 Motor N°3 Motor N°4 Motor N°5 Motor N°6 Motor N°7 BANCO F Motor N°1 Motor N°2 Motor N°3 Motor N°4 Motor N°5 Motor N°6 Motor N°7 Motor N°8 Motor N°9 Motor N°10 BANCOG Motor N°1 Motor N°2 Motor N°3 Motor N°4 Motor N°5 Motor N°6 Motor N°7 Motor N°8

~

~

(JID1)

!NoJuft11jÜ

15 20 20 15 15

20.6

15 15 15

20.5 20.5 20.5

15

20.5

~

~

(i'ilimm

General Electric General Electric General Electric General Electric General Electric

20.6 20.6 1165 1165 1165

Marathon Marathon Marathon General Electric

7.5 7.5 10 7.5 7.5 7.5 7.5 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15

Debido a algunas dificultades no se pudo contar con la totalidad de datos de todos los motores.

53

Tabla 22. Equipos de flotación Banco H

t;;;:l;:_l:~:~:~_~,_::_~L::__ BANCOH

Motor N°1

15

Motor N°2

15

Motor N°3

15

Motor N°4

15

Motor N°5

15

Motor N°6

15

Motor N°7

15

Motor N°8

15

OK8

Motor N°1

30

Motor N°2

30

Motor N°3

30

Motor N°4

30

OK 16 Pb

Motor N°1

40

50.6

460

1185

Baldor

Motor N°2

40

49.4

460

1190

Baldor

Motor N°3

40

49.4

460

1190

Baldor

Motor N°1

40

49.4

460

1190

Baldor

Motor N°2

40

49.4

460

1190

Baldor

Motor N°3

40

49.4

460

1190

Baldor

OK 16Zn

54

FOTO 12: Banco de Celdas OK-16, Rougher de Zinc

1.8.3 Reactivos de Flotación MT-738

Es una solución acuosa compuesta de dos colectores basados en alquil ditiofosfato con mayor contenido de mercaptanos, para uso en la flotación de sulfites de cobre. Se usa principalmente para la flotación de cobre, plata, plomo y sulfito de zinc activado, así como cobre metálico en circuitos alcalinos; sulfitos de cobre y hierro metálicos en circuitos ácidos, adecuado con xantato amílico para la flotación de sulfitos de níquel, como pentlandita y pirrotita níquel ferrosa, en circuitos ácidos y de carbonato de sodio. Recomendado para flotación lenta y sulfitos semi empañados. Estos productos pueden ser usados solo o junto con xantatos.

55

Z-11

Xantato lsopropilico de Sodio, es de bajo costo y alto poder colector, empleado en la flotación de Cu, Pb y Zn en pulpas alcalinas. Es empleado en cualquier cantidad necesaria, sin el riesgo de espumación excesiva, son solubles en agua y se adicionan en forma constante.

MIBC

Es utilizado principalmente como agente espumante en el proceso de flotación de minerales. Es un espumante muy utilizado debido a su adaptabilidad y baja persistencia. A menudo es mezclado con otros espumantes como polipropilenglicoles, otros alcoholes o aceite de pino. Tiene una baja persistencia, por lo tanto, las burbujas producidas colapsan rápidamente, lo cual es ventajoso, ya que no provoca problemas en canaletas o cajones de traspaso. Debido a ser un producto de síntesis, posee una alta pureza, lo que confiere una excelente performance.

Aerophine 3418

Es un efectivo colector primario para la flotación selectiva de: - Minerales de Plomo/Oro/Plata con bajo contenido de Cobre - Minerales complejos de Plomo con alto contenido de Plata

56

- Minerales de Plomo donde la mineralización del cobre es secundaria y la ley de cabeza del plomo no excede el 1.5 por ciento. Normalmente, cuando el plomo en cabezas sobrepasa el 1.5% y/o cobre excede el 0.2% se requiere de colectores auxiliares para ambos metales. Estos colectores deben ser selectivos de manera tal que eviten el uso excesivo de cianuro de sodio, el que reduciría la recuperación de estos minerales .. NaCN

Cianuro de Sodio, es un depresor que se utiliza para el recubrimiento y depresión de minerales sulfurados de Fe, Cu y Zn. Los iones de estos metales forman complejos bien estables con el cianuro.

CuS04

Sulfato de Cobre, es un activador cationico, usado saturado o en soluciones en los circuitos de flotación de zinc para la reactivación de los sulfuros de zinc que han sido deprimidos en la etapa anterior (Bulk). La acción activadora consiste en que el ion cobre del sulfato de cobre reemplace al ion zinc en la celda unitaria cristalina del mineral, formando una película de CuS sobre la esfalerita, la esfalerita seguidamente se comporta como mineral de cobre, sobre

57

la cual el xantato puede ser absorbido y por consiguiente, el mineral puede ser flotado. ZnS04

Sulfato de Zinc, es un depresor utilizado para la flotación selectiva de minerales de Pb y Cu. Su acción depresora de la esfalerita aumenta con el aumento del pH, debido a que la esfalerita es acarreada por el hidróxido de Zinc que se forma durante la interacción del ZnS04 suministrada en la pulpa con los álcalis y que se adhiere sobre la superficie de la esfalerita y como resultado, se impide la interacción de la superficie del mineral con el colector

Ca O Cal, la cal es el depresor más común de la pirita y en exceso de otros minerales sulfurosos (convirtiéndolos completamente mojables) en presencia de xantato.

FOTO 13: Circuito de Flotación

58

Dimensionamiento de los tanques de reactivos

NaCN h

o

= =

1.1 m 1.5 m

NaCN + ZnO h

o

= =

1.5 m

= =

1.1 m

1.5 m

Z-11 h

o

1.5 m

CuS04 h

o

= =

1.85 m

= =

1.85 m

= = =

1.5 m

1.8 m

ZnS04 h

o

1.8 m

Floculante a b

e

1.5 m 1.5 m

Concentración de los reactivos

CuS04

~

8

%

ZnS04

~

4.5

%

Z-11

~

4.3

%

NaCN

~

2

%

MT-738

~

100

%

Aerophine 3418

~

100

%

MIBC

~

100

%

59

Clasificación de los reactivos Tabla 23. Reactivos químicos

Depresor Activador Colector Espumante

CaO, ZnS04

NaCN + ZnO

Ca O CuS04

Z-11, MT-738, Aerophine

Z-11

MIBC

MIBC

1.8.4 Puntos de dosificación de Reactivos Tabla 24. Puntos de dosificación de reactivos

Z-11

MIBC

NaCN + ZnO

ZnS04

NaCN

Aerophine 3418

CuS04

Descarga de Molino 4 Rougher Bulk - Banco A Rougher Bulk - Banco B Alimento de OK-16- Bulk Scavenger- Pb Descarga OK-8 - Zn Scavenger Zn - Banco H Scavenger Zn - Banco G Cabeza OK-8 - Zn Cabeza OK-16 - Zn Cabeza OK-8- Zn de Molino 4 Cleaner 111- Pb Scavenger Separación Cleaner 1- Pb Cleaner 11 - Pb Alimento de Molino 1A Alimento de Molino 3 Cleaner 1- Pb Cleaner 11 - Pb Cleaner 111- Pb Bulk - Banco A Alimento de Molino 1A Alimento de Molino 1 Cleaner 11- Pb Alimento de Molino 2 Rougher Bulk - Banco A Rougher Bulk - Banco B Alimento de OK-16- Bulk Alimento de OK-16- Zn 11- Zn

60

1.9

ELIMINACIÓN DE AGUA 1.9.1 Descripción del Proceso Las espumas obtenidas en las secciones de flotación son transportadas a los Espesadores de Pb, Cuy Zn, donde la pulpa densa es descargada por la parte inferior, mientras que el agua clarificada que escapa por el rebose se dirige a las cochas de sedimentación, donde las partículas finas sedimentan y el rebose del agua escapa por unos tubos hacia la relavera. La pulpa proveniente de la descarga de los Espesadores es bombeada cada cierto tiempo hacia las tazas de los filtros de tambor.

El concentrado de Cobre es bombeado desde la descarga del espesador hasta el filtro mediante las bombas N°40 y No41, el concentrado de Plomo se bombea mediante la bomba W38, y el concentrado de Zinc va desde el espesador hasta los filtros mediante las bombas N°43 y N°44.

El producto obtenido de los filtros es concentrado en forma de torta, el concentrado de Zinc es transportado mediante las fajas transportadoras N°14 y N°15 hacia el depósito de Concentrado, mientras que para el concentrado de Cobre y Plomo, estas caen directamente hacia sus respectivos depósitos de Concentrado. Las

aguas

obtenidas

en

los filtros

regresan

a

sus

respectivos

espesadores para no perder alguna partícula fina que haya podido pasar a través del filtro y esta vaya a parar a la cocha de sedimentación.

61

FOTO 14: Espesadorde Cobre (30'x 10')

Descripción de los Equipos en la sección de Eliminación de Aguas Tabla 25. Equipos Sección tratamiento de aguas

~~ 11


Bomba Vertical N°13 Bomba Vertical N°14 Bomba Vertical N°15 Bomba Vertical N°17 Bomba Vertical N°18 Bomba N°37 Bomba N°38 Bomba N°40 Bomba N°41 Bomba N°42 Bomba N°43 Bomba N°44 Motor Espesador Zinc Motor Espesador Zinc Motor Espesador Plomo Motor Es pesador Cobre Filtro Tambor de Zinc Filtro Tambor de Zinc Filtro Tambor de Plomo Filtro Tambor de Cobre Faja Transportadora N°14 Faja Transportadora N°15

1~r~1~1 m molnfltt:fl • . liUriD 1

.._

10 7.5 7.5 10 10 30 30 60 50 10 30 30 10 10 10 7.5

3.6 10

-

20.5/10.3 11.5

220/440 440

13.1 37.5 37.5

460 460 460

1730 1160 1160 1176 1182 1182

36.6 37.5 11.9 11.9 11.9 9.4

440 460 460 460 460 460

1760 1182 1755 1755 1755 1765

5.4 13.5

1_

~

"'-

'---

440 440

1173

Marathon General Electric Delcrosa Marathon Marathon Marathon

Delcrosa Marathon

Dorr Oliver Dorr Oliver Dorr Oliver DorrOiiver Delcrosa Delcrosa

62

Tabla 26 Presiones con las que trabajan las bombas de vacío de los Filtros

OOill!>

1.

1

~

l~

Plomo

16

Cobre1

-

Zinc 1

17.5

Zinc 2

9.5

El manómetro del filtro de Cobre está roto, por lo cual no se pudo hallar la Presión dentro del filtro de Cobre. Tabla 27 densidad de pulpa

~4i:til'w

11 :m..·wr. i l
1

' {j,lHutél•it1

Ji [!):~~~~ •

Cobre

1070

2400

Plomo

1080

2080

Zinc

1210

2400

!

Tabla 28 Porcentaje de Sólidos en Alimento y Descarga de los Es pesadores 11 ·m.."''ltt:l ij(!}a

OOin!l -

~

M

%~

/!'fltrjr:nUi)

®41~1@1

Zinc

3901.5

2.41254524

48.2509047

Cobre

3622

2.20872446

41.1899314

Plomo

3230

6.50154799

62.7802691

63

1.9.2 Porcentaje de Humedad de los Concentrados Tabla 29 Porcentaje de humedad de concentrados

Plomo Cobre Zinc

9.03 11.4 9.14

FOTO 15: Filtros (2) de Tambor de Concentrado de Zinc

1.10 DISPOSICIÓN DE RELAVES 1.1 0.1 Descripción del Proceso

El relave general proviene de los circuitos de Flotación, estos son transportados mediante dos bombas: la bomba N°46, el cual envía el relave hasta un cajón ubicado a 1000 metros de la Planta Concentradora desde donde mediante la bomba N°48 y N°50 se bombea el relave hasta el cajón de la bomba N°49 y esta a su ven lo bombea hasta el cajón de la bomba N°53 el cual envía el relave hasta el hidrqciclón No10 para . su ,·,.. clasificación, la relavera N°3 es el destino final del relave; y la bomba N°47, el cual envía el relave hasta un cajón ubicado a 1200 metros de la

64

Planta Concentradora, aquí la bomba N°51

bombea el relave hasta el

cajón de la bomba N°54 en donde el relave tiene como destino final la Relavera N°6. La relavera N°3 en estos momentos no se encuentra operativa, es la relavera No6 la que está en funcionamiento, en esta el agua es drenada mediante el uso de una Bomba Flotante, que succiona el agua y la envía hacia la posa de sedimentación que se encuentra al lado de la relavera N°6, además de esto existe la poza de Sedimentación No1, que capta

todos los líquidos que escurren de las relaveras y mediante el uso de una bomba vertical, estos efluentes también son llevados hacia el cajón de la bomba No54. Aparte de esto, el agua de rebose de las cachas es llevado mediante unas cunetas al exterior de la Planta Concentradora hasta unos 1200 metros fuera de esta, en donde se le agrega floculante y se las deja reposar en la Poza No1 y Poza No2 para que los sedimentos existentes se queden en el fondo y el agua clarificada por fin pueda enviarse de manera segura fuera de la Unidad.

FOTO 16: Poza No1 (Izquierda}, Poza No2 (Derecha)

65

r·

FOTO 17: Vista Aérea de las Re/averas de la Unidad Mahr Tune/

Tabla 30: Descripción de los Equipos en el Circuito de Relave

III~"l"llllliHI 11

~

~~ Bomba N°46

11~ l(Jllil)

~ fn•1nft!{~0

~

l_

~

úThlm

125

Denver

Bomba N°47

125

Denver

Bomba N°48

150

Wilfley

Bomba N°49

150

Wilfley

Bomba N°50

125

Wilfley

Bomba N°51

125

Wilfley

Bomba N°52

125

Wilfley

Bomba N°53

90

Wilfley

Bomba N°54

150

176

460

1185

Reliance Electric

L

66

FOTO 18: Poza de Sedimentación No1

Debido a algunas dificultades no se pudo contar con la totalidad de datos de todos los motores. 1.11 SECCIÓN DE MUESTREO Y PREPARACIÓN DE MINERALES Y CONCENTRADOS 1.11.1 Muestreo y pesado de Concentrados

La realización del muestreo de los minerales requiere experiencia adquirida en la práctica, debido a que los procedimientos que se emplean varían según que el material se entregue en grandes cantidades (barcos) o en vehículos más pequeños (camiones) Es aquí donde se presentan las mayores dificultades, por tal motivo es indispensable que el vendedor del concentrado tenga un representante

67

debidamente autorizado durante las operaciones de pesaje y muestreo, evitando así tener que aceptar las cifras que indique el comprador. Es evidente, que el vendedor debe ser informado previamente del porcentaje de descuentos que por concepto de humedad, mermas y envases hará el comprador. El muestreo es una operación que consiste en remover una gran cantidad de material, de la cual se toma una muestra representativa de todo el conjunto que tenga la misma gravedad específica, el mismo contenido metálico, la misma distribución granulométrica y la misma humedad. El pesado y muestreo se deben realizar antes de que el material este sujeto a perdidas en la planta. El pesado de la muestra debe realizarse satisfactoriamente pero el muestreo no se puede efectuar con exactitud, debido a diversos factores como la variedad de las partículas y la heterogeneidad del mineral, por factores climáticos, etc. El método más usado y exacto en el muestreo de concentrados es al "azar" (zig-zag), a su vez es el más barato y rápido. Este método consiste en seleccionar al azar pequeñas cantidades de material de los diferentes lugares de masa inicial, previa nivelación del concentrado proveniente de los camiones, mediante un aparato llamado "tirabuzón", cuya longitud es de aproximadamente 1 .3 metros.

68

Características de los Equipos y Herramientas Equipos

•!•

Filtro La planta cuenta con 6 filtros que trabajan a presión de aire, cuyas dimensiones son: 0=15.2 cm y L=39.2 cm, destinados a filtrar Cabeza, Relave, Zinc, Plomo, Cobre y uno reservado para cualquier muestra Especial.

FOTO 19: Filtros que se usan en Preparación de Muestras

•!•

Chancadora Primaria Marca

MAEPSA

Dimensiones

4" x6.5"

Potencia

1 HP

Voltaje

440V

69

•!•

Chancadora Secundaria Marca

STUSTEVANT

Potencia

0.5 HP

Voltaje

440V

--......_

FOTO 20: Chancadora Primaria (Izquierda), Chancadora Secundaria (Derecha)

•!•

Pulverizador 2 pulverizadores de Anillos Marca

TMandina

FOTO 21: Pulverizadores de Anillos (Izquierda), Mesa de Trabajo (Derecha)

70

·:·

·:·

•!•

Balanza Electrónica Marca

SARTORIUS

Cap. Máxima

34 Kg ± 0.1 g

Ro-Tap Marca

Advantech Duratap TM

Potencia

0.25 HP

Estufa Eléctrica Marca

WESTINGHOUSE

T de trabajo

100

Voltaje

660V

Amperaje

225A

oc

FOTO 22. Estufa Eléctrica para el secado de Muestras

•!•

Extractor de Polvo Está conectado en la sección de chancado y pulverizado, en el primero mediante tres campanas de 31.5" x 59" y el ultimo mediante

71

dos tubos de 11" de diámetro, en ambos casos accionados por una bomba de 45" de diámetro y un motor con una potencia de 24 HP. Herramientas

·:·

Tirabuzón

•!•

Baldes

·:·

Bandejas

•!•

Muestreadores de Pulpa

•!•

CuarteadorJones

Clasificación de los Sistemas de Muestreo

Muestreo de los Alimentos de los Molinos de barras No1A, No1 y N°2, es realizado manualmente con el fin de determinar el porcentaje de humedad del mineral que entra a los respectivos molinos. Esta operación se realiza por cada guardia. Muestreo de reactivos, se realiza diariamente con el fin de determinar la concentración de los reactivos usados en flotación. Los reactivos analizados son CuS04, ZNS04, NaCN y Z-11. La concentración de los reactivos Z-11 y NaCN son realizados por el método Volumétrico (Vía Clásica), mientras que para el CuS04 y ZnS04 son analizados por el método de Absorción Atómica. Muestreo del Concentrado Húmedo, este tipo de operaciones se realiza en los vagones o en camiones, se realiza mediante un instrumento llamado "tirabuzón", cuya longitud es de 1.3 metros. Pasos para el muestreo de Concentrado

72

Antes de Realizar el muestreo, los instrumentos deben de estar limpios (balde y tirabuzón), así como que la carga este bien distribuida como nivelada El método más eficaz y el más empleado en el muestreo es el ZigZag, consta de 13 o 16 incrementos (huecos), esto es dependiendo del tamaño de carga a muestrear. Seguidamente se procede a calcular el porcentaje de humedad del Concentrado: 1

El concentrado muestreado es homogeneizado y puesto en una bandeja, luego es pesado y finalmente llevado a la estufa por una hora, seguidamente se pesa el concentrado seco.

2

El porcentaje de humedad se obtendrá de la diferencia entre el peso húmedo y el peso seco y dividido entre el peso húmedo y finalmente multiplicado por 100%. %H=

Muestreo de Pulpas provenientes de la Planta Concentradora, esta operación se realiza al finalizar cada guardia, se recogen los baldes conteniendo las pulpas de cabeza, Pb, Cu, Zn los cuales contienen muestras tomadas cada periodo de tiempo durante una guardia. Si existe demasiada pulpa en los baldes, se procederá al cuarteo mediante el separador Jones con el fin de obtener una muestra representativa.

73

La pulpa obtenida es filtrada con el fin de eliminar el agua, el producto final es llevado al horno a 100

oc para su secado.

El concentrado seco es tamizado en malla N°10, luego se cuartea y se guarda 100 g para el composito mensual, 100 g para el análisis químico y el resto se desecha. La muestra para el análisis químico es llevada al pulverizador de anillos con el fin de reducir el tamaño de las partículas del concentrado, una vez pulverizado la muestra es homogeneizada y vertida en sobres para ser analizada en el laboratorio químico por cualquiera de los dos métodos convencionales, Vía Clásica o por Absorción Atómica. Muestreo de Mina, se realiza siguiendo los pasos a continuación mencionados:

- Recepción de Muestras - Chancado primario - Chancado Secundario -Cuarteo - Pulverizado -Cuarteo - Análisis de Muestras

74

1.12 SEGURIDAD, MEDIO AMBIENTE Y CALIDAD

Objetivos

Cada comité tiene los objetivos siguientes: Lograr la excelencia en la gestión de la Salud, Seguridad Ocupacional, Medio Ambiente y Calidad. Minimizar los riesgos/impactos para reducir las enfermedades, lesiones, contaminación ambiental y fallas en los procesos relaCionados con los clientes.

Metas

Las metas que cada comité debe alcanzar hasta fines del año 2011 son: Excelencia en la gestión.- Cumplimiento superior a 9, en la escala de 1 a 1O,

de

las

responsabilidades

de

SSOMAC

asignadas;

para

la

cuantificación se utilizarán auto evaluaciones y auditorías. Minimizar riesgos.-

Los

riesgos

no

tolerables/significativos

deben

reducirse hasta niveles tolerables. Cada comité tendrá un nivel tolerable apropiado a la naturaleza, magnitud y riesgos de sus actividades, productos o servicios. La organización establecerá programas anuales para alcanzar sus objetivos

75

1.12.1 Política SSOMAC

Volean CIA. Minera S.A.A., empresa dedicada al beneficio de minerales de Zinc, Cobre, Plata y Plomo, consciente de su misión y responsabilidad social, considera que la seguridad, la salud ocupacional, el medio ambiente y la calidad (SSOMAC) son elementos significativos de su existencia empresarial.

Por esta razón nos comprometemos a:

1.

Prevenir

enfermedadE~s.

lesiones, contaminación ambiental y fallas

en los procesos relacionados a los requisitos de los clientes, realizando mejoramientos continuos en todas nuestras atenciones y en los mecanismos del Sistema de Gestión.

2.

Esforzarnos por conocer y mejorar continuamente la seguridad, salud ocupacional y calidad, así como la situación ambiental generada por nuestra actividad, productos o servicio, realizando consultas en forma continua a todas las partes interesadas, e implementando un Sistema de Gestión que cumpla con los requisitos de las normas OHSAS 19001, IS014001 e ISO 9001.

3.

Cumplir las leyes, reglamentos locales aplicables, los requisitos de los clientes así como otros requisitos relacionados. Crear un Comité de Gestión SSOMAC que conduzca la fiel aplicación de esta política y proporcione el marco para establecer, revisar y cumplir los objetivos y metas.

76

4.

Ejecutar continuamente programas educativos de capacitación y entrenamiento en materia de gestión de seguridad, salud, medio ambiente y calidad, con el fin de elevar el nivel de conciencia y participación de nuestros trabajadores, proveedores y comunidades.

5.

Sensibilizar con nuestras acciones a todas las partes involucradas sobre la protección de la seguridad, la salud, el medio ambiente y la mejora de la calidad, mediante la permanente difusión de esta política.

77

CAPITULO 11

FORMULACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN 2.1

PROBLEMA

Los minerales poli metálicos de Cu, Pb y Zn en el Perú son de naturaleza compleja

consecuentemente

su

procesamiento

Técnico-Económico

depende de la mineralogía y las propiedades Físico-Químicas de cada especie individual frente al proceso más común de tratamiento de estos minerales en la flotación bulk Pb-Cu, obteniéndose concentrados comerciales de Cobre, Plomo y zinc individualmente. La mayoría de las Empresas mineras que explotan yacimientos poli metálicos se encuentran en serios problemas ambientales por el empleo de reactivos como el cianuro, bicromato de sodio, etc., otro problema fundamental en la metalurgia es las partículas submicroscópicas que requieren de molienda muy fina que es necesaria para liberar el metal para su separación por los diferentes métodos

¿Qué tecnología es la apropiada para la separación cobre plomo en la planta concentradora Unidad Yauli Mahr Tunel de la compañía minera Volean S.A.? Problema Específico:

a)

¿Qué parámetros son los apropiados para la separación cobre plomo en el proceso de flotación en la planta concentradora Unidad Yauli Mahr Tunel de la compañía minera Volean S.A.?

2.2

OBJETIVOS 2.2.1 Objetivo General

Mejorar

la recuperación

de plomo en los concentrados

a partir del

tratamiento de menas de origen sulfurado. 2.2.2 Objetivos Específicos

a)

2.3

Mejorar la calidad de los concentrados

HIPÓTESIS 2.3.1 Hipótesis General

La evaluación del proceso de concentración por flotación de mineral de plomo/cobre en la planta concentradora Unidad Yauli Mahr Tune! de la compañía minera Volean S.A.? Hará eficiente la selección de reactivos y su dosificación para producir concentrados de plomo/cobre

de ley

comercial y recuperación satisfactoria.

79

2.3.2 Hipótesis Específicas:

Optimizando los parámetros de separación cobre plomo en el proceso de flotación compañía

en la planta concentradora Unidad Yauli Mahr Tune! de la minera. Volean

S.A.

mejoraremos

la

calidad

de

los

concentrados 2.4

VARIABLES 2.4.1 Variables Independientes:

X1 =ley de cobre X2= ley de plomo 2.4.2 Variable Dependiente:

Y = recuperación de plomo y cobre

80

CAPITULO 111

IVIARCO TEORICO

3.1

ANTECEDENTES

3.1.1 Antecedentes en el Pt:'rú

Un bulk de flotación Pb-Cu, que c!ebe ser separado en dos concentrados, tiene dos alternativas (1)

Flotar Pb y deprimir Cobre usando una mezcla de Cianuro de sodio/óxido de zinc, casos Quiruvi-'ca e lscaycruz y

(2)

Flotar Cobre luego de deprimir plomo con Bicromato de sodio (Raura, Milpa, Atacocha Corona y Chunqar). Este último proceso ha sido fuertemente observado por la nuev·a Legislación Ambiental porque el

Bicromato finalmente es fuente de contaminación

ambiental; a pesar de ello este sistema ha permanecido porque técnicamente no existe otra manera de deprimir Plomo, lo que debe quedar claro es que la minería, en el uso de ambas or· iones de

flotación,

nunca pudo escoger, depende de la mineralogía del

yacimiento. 3.1.2 Mina Brunswick

En la Concentradora .de Brunswick en Canadá, el concentrado bulk de cobre-plomo

es

condicionado

por 20

minutos

con

0.3

kg/t

de

destrinetannin para deprimir la galena y 0.03 kg/t de carbón activado para absorber exceso de reactivos y contaminantes y entonces el pH es disminuido a 4.8 con el líquido S02, la pulpa es además condicionada a este bajo pH, entonces 0.05 kg/t de Z-200 es adicionada para flotar los minerales de cobre. El concentrado rougher es calentado por una inyección de flujo a 40 o C y entonces es limpiado tres veces para producir un concentrado que contenga 23%Cu, 6%Pb, y 2%Zn. 3.2

SUSTENTO O BASES TEORICAS 3.2.1 Flotación de minerales de plomo-zinc

El tratamiento de

menas que contienen

cantidades económicas de

cobre, plomo y zinc representan uno de los más complicados problemas en la base de la flotación. La mineralogía de varios de estos minerales es una reunión compleja finamente diseminada e íntimamente con la calcopirita, galena y esfalerita

asociada

en una ganga que contiene

predominantemente pirita (frecuentemente) entre (80 - 90%), cuarzo y carbonatos. Tal mena de

sulfuros masivos, de origen vulcano-

sedimentario. Es también una fuente valorable de plata y oro.

82

La flotación es el único proceso que puede ser aplicado a estos minerales, y el mayor problema son hallados específicamente a la mineralogía

de

estos

minerales.

Debido

a

los

minerales

finos

extremadamente diseminados, una larga y extensiva molienda es requerida, usualmente por debajo de las 75 um, Notables excepciones a estos se

presentan en

Falconbridge-

Canadá,

Lake donde

los

Dufault, depósitos de Cu-Zn de sulfuros

son

llevados

a

una

granulometria gruesa en una ganga de cuarzo, calcita y donde de una molienda primaria

es de 75 %

-106um es llevada a cabo.

En

Kristineburg en Suecia donde una liberación efectiva es llevada a cabo a un 80% .-90um con remolienda. En Bleikvassli en Noruega donde una molienda primaria

de 80%

-240um es adecuada, y de

remolienda. En los depósitos de New embargo, remolienda a 80%

nuevo con

Brunswick en Canadá, sin

-40 um es requerida en ciertas áreas, el

óptimo de recuperación está en el rango de 1O - 25 um. Tal extensiva molienda fina (en el orden del 50 kWh/t), y el área grande de superficie produjo en el plomo elevando el consumo de reactivos, la liberación de iones metálicos dentro de la solución los cuales reducen la selectividad de la flotación y una tendencia mayor para una superficie de oxidación. En varios casos, los concentrados, son producidos, relativamente

de

grado pobre y recuperación, los grados típicos son los siguientes.

83

Tabla 31: Grados de concentrados de cobre, plomo y zinc

%Cu

%Pb

%Zn

Conc. Cu

20-30

1-10

2-10

Conc. Pb

0.8-5

35-65

2-20

Conc. Zn

0.3-2

0.4-4

45-55

Las recuperaciones de 40-69% del Cu, 50-60% del Pb, y 70-80% para el Zn son reportadas por el los depósitos de New Brunswick, las Cargas de fusión llegan a ser excesivas en los concentrados contaminados, muy raramente la plata es ligeramente pagada en un concentrado de Zn. Los minerales complejos Cu-Pb-Zn, representan el 15% de la producción total mundial y 7.5% de las reservas d Cu en el mundo, estos porcentajes están siendo mayores para el Zn. Los grados de mineral promedio son: 0.3-3% Cu, 0.3-3% Pb, 0.2-10% Zn. 3-100 g/t Ag, y 0-1 g/t Au. El bulk de Pb y Zn del mundo es abastecido de los depósitos de los cuales generalmente difieren en lo natural de los depósitos complejos de Cu-Pb-Zn en su mineralogía. Ellos frecuentemente ocurren finamente diseminadas de galena y esfalerita

en bandas

con variaciones en las

cantidades de pirita. Estas bandas pueden permitir un pre concentración de densidad media de los minerales después de moler en la planta de concentración, donde el mineral es 85% sulfuros, la galena y la esfalerita esta finamente diseminada en la pirita masiva.

La

ganga es

84

principalmente silícea y la reunión esta bandeada en roca limestonita la cual es virtualmente removida en el circuito de densidad media. Aunque, la galena y la esfalerita usualmente ocurren juntas en cantidades económicas, hay excepciones, tal como el cuerpo mineralizado de plomo en el sureste Missouri, U.S.A., donde la galena está asociada con una relativa menor, cantidad de Zn y en la región montañosa de Appalachian, rico en Zn, Tennessee y Pensylvania, donde la producción de plomo es muy pequeña. Los grados de alimentación

son típicamente 1-5% Pb y 1-1 O% Zn y

aunque relativamente una

molienda fina es usualmente necesaria

(frecuentemente por debajo de 75 um) con un grado de concentración medianamente alto y recuperaciones que pueden ser llevadas a cabo, "

principalmente debido a que no es

requerido

flotar Cu

de Zn

selectivamente. Típicamente concentrados de plomo de 55-70%Pb son llevados a cabo conteniendo 2-7% Zn y concentrados de Zn de 50-60% Zn conteniendo 1-6%Pb. Aunque la galena y la esfalerita son los mejores minerales, la cerusita (PbC03), anglesita (PbS04), marmatita ((Zn,Fe)S) y smithsonita(ZnC03)

también

pueden ser significantes.

En algunos

depósitos, los valores de metales asociados, tal como la Plata, Cadmio, Oro y Bismuto son tan grandes como las de Pb y Zn y los minerales de Pb-Zn son los más grandes orígenes de plata y cadmio.

85

3.2.2 Depresores La eficiencia

del álcali

como desactivadores es dependiente de la

concentración de los iones metálicos básicas

las cuales

son

en solución, tal como las sales

precipitadas,

solubilidad limitada, pueden proveer

aunque de extremadamente un origen de

iones metálicos

suficientes que causan la activación de la esfalerita. En varios casos, sin embargo otro depresores son requeridos, el más ampliamente usado está siendo el cianuro de sodio (por encima de

0.15 kg/t) y sulfato de Zn

(por encima de 0.2 kg/t), pueden ser ambos o en combinación. Estos reactivos son

comúnmt~nte

adicionados al circuito de molienda tan bueno

para la flotación del Pb, y su efectividad depende demasiado de la alcalinidad de la pulpa. El mecanismo de depresión por cianuro depende de la concentración de los iones cianuro en solución, los cuales correspondientemente han marcado dependencia sobre la: concentración de los iones hidroxil. En la solución, la hidrólisis de cianuro de sodio a cianuro de hidrogeno. NaCN + H20 = NaOH + HCN

(2)

La cual se disocia: HCN

= H+

+ CN-

(3)

La constante de disociación de la ecuación (3) es extremadamente baja a comparación con la ec. (2) tal que un incremento en la alcalinidad reduce la cantidad de HCN libre, pero incrementa la concentración de los iones

86

CN-.

Una pulpa alcalina es esencial, el HCN libre es extremadamente

peligroso, pero la mayor función

del álcali es

el control de la

concentración de los iones cianuro disponible por la disolución de los iones metálicos pesados. Por ejemplo de iones cu++, el cupro-cianuro se forma: 3 CN- + Cu++

-+

(Cu (CN)2)- + % C2N

(4)

A partir de las reacciones iones metálicos en solución, el cianuro puede reaccionar con el xantato metálico formando complejos solubles, evitando la adsorción de xantato sobre la superficie del mineral, La pirita

es

además deprimida junto con la esfalerita y el cianuro es generalmente preferida como drepresor y donde la soda ash regula la alcalinidad y la presencia de la pirita es significalíva. La efectividad de los depresores también depende de la concentración y selectividad del colector.

Los xantatos son ampliamente usados en la

flotación de plomo-zinc, la mayor estabilidad del xantato metálico en soluciones cianuradas y la más alta concentración requerida para deprimir el mineral. Si la etyl xantato de

potasio o de

~Jé:lk~na

de cianuro es

es fácilmente flotable, el

sodio puede ser usado, junto con un

espumante "frágil" tal como el M.I.B.C. Xantato lsopropil de Sodio puede ser necesario si la galena esta manchada o si cantidades considerables de cal son usadas para promover la depresión.

87

3.2.3 Flotación de minerales de cobre-plomo-zinc

En la flotación de minerales de cobre-zinc, donde el Pb es ausente o no está presente en cantidades económicas, la cal es universalmente usada como un controlador de la alcalinidad a un pH de 8-12. En algunos casos

la adición de cal a los molinos y en el circuito de flotación es

suficiente

para evitar la flotación de minerales de Zn., pero en varios

casos los depresores son requeridos. El cianuro es frecuentemente añadido en pequeñas cantidades(0.010.05kg/t) al molino y a la limpieza; si presentan una gran cantidad, calcopirita es también deprimida. El sulfato de Zinc es también usada en conjunto con el cianuro y en algunos caso el sulfato de sodio (o bisulfito) o dióxido de sulfuro es usado. Las superficies de pirita y esfalerita pueden absorber iones sulfito, los cuales evitan

la adsorción del colector y

reduciendo la acción de los iones sulfato pueden prever la adsorción del colector y la acción de reducción de los iones sulfato pueden evitar la oxidación y disolución del cobre, de aquí la activación preventiva del Zn

y los minerales de fierro. Después del acondicionamiento, los minerales de cobre son flotados usando xantatos o si la mineralogía lo permite un colector selectivo de cobre tal como el Z-200. Típicamente los concentrados

de cobre

contienen 20-30%Cu y por encima de 5%Zn. Los relaves de la flotación de cobre son activados con sulfato de cobre y los minerales de zinc son flotados como se describe arriba.

88

3.2.4 Cobre del mineral de plomo

Proceso que se practica con el objeto de formar bloques con el mineral pulverulento para poderlos someter a posteriores operaciones. La elección del método para separar cobre de los minerales de plomo depende de una relativa abundancia de los minerales de cobre y plomo. Es preferible flotar el mineral que tenga menos abundancia y la depresión de la galena es usualmente llevada a cabo cuando el radio de Pb a Cu en el concentrado bulk es mayor que la unidad. La depresión del Pb es también emprendida si las cantidades económicas de calcocita o covelita están presentes, estos minerales no responden a la depresión por cianuro, o si la galena esta oxidada o manchados o no flotan rápidamente. .,

La depresión de la galena es llevada a cabo usando bicromato de sodio, dióxido de sulfuros o almidón en varias combinaciones. Mientras que los minerales de cobre son deprimidos con cianuro o complejos de cianuro de zinc. En la tabla se presenta los métodos de depresión de varias concentradoras. La depresión de la galena por la adición de bicromato de sodio a un pH alto es todavía usada en algunas plantas. El carácter hidrofóbico de la capa de xantato sobre la superficie de la galena

es inhibida por la

formación del cromato hidratado de plomo.

89

La galena es deprimida por la adición de

0.01 kg/t de bicromato de

sodio al concentrado bulk. Después de la flotación de cobre, los relaves de la separación además flotados

para remover

son

el cobre residual, de la limpieza que

produce al final un concentrado de plomo. Aunque

no hay un control

automático del circuito de separación, la velocidad de adición del bicromato es crítica, como un exceso es retornado a la alimentación rougher con los relaves de la limpieza, cual deprimen al Pb dentro del circuito de Zn. Aunque la cantidad de bicromato usado es solo poco (0.01-0.02 kg/t) los iones cromato pueden causar contaminación ambiental. Y otros métodos de depresión son algunas veces preferidos. La depresión de la galena por la adsorción del sulfito es el método más ampliamente usado, dióxido de sulfuro, como liquido o gas, siendo añadido al concentrado bulk, el sulfito de sodio es comúnmente menos usado. En varios casos el almidón es af-iadido en pequeñas cantidades como un depresor auxiliar, pero tiende a

deprimir el cobre si es insuficiente el

dióxido de sulfuro. El dióxido de sulfuro reduce el pH entre 4 a 5.5, las condiciones ácidas ligeramente limpian la superficie de los minerales de cobre, además ayudan a su flotabilidad. Pequeñas cantidades de bicromato pueden ser

añadidas al circuito

complementando la depresión. En St. Joe Minerals Corp., esto es añadido a la etapa final de las cinco etapas del circuito de limpieza. En algunas

90

plantas la depresión de la galena es ayudada por el calentamiento de la pulpa a cerca de 40°C por una inyección de flujo. En Kubota, presentó que la galena puede ser completamente deprimida sin la ·adición de reactivos, por la elevación de la temperatura a 60°C. El xantato adsorbido sobre la galena es removido pero sobre la superficie de la calcopirita permanece. La idea es la oxidación preferencial de la superficie de la galena a altas temperaturas, es el mecanismo por depresión. 3.2.5 Relación pb/cu menos que 1.0

En general, donde el radio de Pb a Cu en el concentrado bulk sea menor que la unidad, la depresión de los minerales de cobre por cianuro de sodio puede ser preferido. Donde las soluciones de cianuro standard pueden causar una inaceptable disolución de metales preciosos y minerales secundarios de plomo, un complejo cianuro de zinc es algunas veces usado para reducir esto a menores.

En Morococha Perú, una

mezcla de cianuro de sodio, óxido de zinc y sulfato de .sodio es usado, el cual permite una recuperación de 75% de los 120 g/t de plata en el mineral. Un control de alcalinidad es necesario cuando se usa cianuros, un pH entre 7.5-9.5 es comúnmente usado, aunque el valor optimo puede ser más alto, dependiendo del mineral. La depresión con cianuro no es usado si las cantidades económicas de calcocita o covelita están presentes en el concentrado bulk, teniendo una pequeña acción depresiva sobre estos minerales.

91

3.2.6 Separación secuencial

En varios casos, una adecuada performance metalúrgica no puede ser llevada a cabo por una flotación semi-bulk y una flotación secuencial selectiva debe ser llevada a cabo. Esto necesariamente

requiere de

capital y costos de operación, como el bulk del mineral-la ganga del mineral- están presentes en cada etapa de separación, pero esto permite el uso selectivo de reactivos de acuerdo a su mineralogía. Una separación secuencial es requerida donde hay una marcada diferencia en la flotabilidad entre los minerales de cobre y de plomo, la cual empieza con Una flotación bulk rougher y una subsecuente separación de los minerales en el concentrado bulk dificulta, esto se presenta en la Concentradora Black mountain Broken Hill en Sud África. En la Concentradora Woodlawn en Australia se cambió a la flotación secuencial en 1980 puesto que el circuito original, diseñado para deprimir el plomo con bicromato, nunca fue efectivo. El

flowsheet

general

de

la

flotación

secuencial

envuelve

un

acondicionamiento de la pulpa con S02 a un bajo pH(5-7) y usando un colector selectivo tal como el xantato etyl, ditiofosfato

Z-200 el cual

permite un concentrado de cobre el cual es relativamente bajo en plomo a ser flotado. Los relaves de cobre son condicionados con cal o soda ash, xantato, cianuro de sodio y/o sulfato de zinc, después de los cual un concentrado de plomo es producido, los relaves está siendo tratados con sulfato de cobre antes de la flotación de Zn.

92

3.2. 7 Flotación Tiene igual finalidad que la separación hidráulica y en ambos se emplea un fluido separador, que en el caso de la flotación es siempre agua y coinciden en que los sólidos deben estar en subdivisión elevada. La concentración hidráulica se basa en que cuerpos de distinta naturaleza tienen distinta densidad. Mientras que la flotación utiliza para la separación las distintas propiedades superficiales de las sustancias. Se usa para concentración de carbones y preparación de materias primas en cerámica. Su principal uso es en minería (alrededor del 80% de los minerales en el mundo son sometidos a esta operación).Su utilización en el tratamiento de efluentes se discutirá luego de hacer una descripción general del método. Si tomamos un mineral mixto de sílice y galena, que se trata de concentrar, se comienza por moler, pero tratando de obtener granos de sílice y sulfuro de piorno separados y que la especie a flotar tenga un gran desarrollo superficial. La molturación se hace en general vía húmeda y se obtiene la pulpal. Si por cualquier medio se introduce aire en la superficie acuosa, se forma espuma que arrastra la galena, cayendo al fondo la sílice sedimentada Es separada la espuma de la galena en un paso sencillo. La sílice se va al fondo porque la naturaleza de su superficie es tal, que a sus partículas puede mojarlas el agua con rapidez. y totalmente y como son mas densas que el agua, sedimentan.

93

Por el contrario la galena presenta una superficie que se deja mojar mejor por el aire que por el agua (es más aerófíla que hidrófila). Así el aire se resiste a ser desplazado por el agua. La presencia del aire insuflado la galena contenida en la pulpa

lodo forma un sistema trifásico galena-

espuma (galena-aire-agua) cuya densidad global es menor que la del medio, por lo que el complejo asciende a la superficie. Corno es un fenómeno de superficie, tanto el aire, como el mineral conviene introducirlo en la célula de flotación bien dividido, para que sea máxima su superficie específica. El carácter más o menos hidrófilo o aerófilo se evalúa mediante la medición del llamado ángulo de contacto (0). Agentes de flotación

La flotación de un sólido depende de la relativa adsorción o mojado de sus superficies por un fluido. A su vez, este proceso viene gobernado por la energía de interfase, en la que la tensión interfacial es el factor decisivo. Cualquier superficie, tal como la que separa el agua y el aire, se opone a su ampliación y se comporta exactamente como si se hallara en tensión Esta tensión superficial es la que induce a las pequeñas masas de agua en el aire a tornar la forma esférica o de gota y a las pequeñas masas de aire en el agua a adquirir forma esferoidal y convertirse en burbujas. Ya que la esfera es el cuerpo que ofrece el mínimo de superficie por unidad de volumen. La tensión interfacial puede medirse corno la fuerza de resistencia que se opone a la ampliación o agrandamiento de la

94

superficie. Su valor relativo queda determinado mediante el ángulo formado entre las superficies o interfases cuando tres o más fases se hallan en contacto y en equilibrio. En general, la suma de las fuerzas componentes de las tensiones superficiales debe ser igual a cero. Si una de las fases es un sólido que presenta una superficie plana rígida, tal corno indica co la figura, y las otras dos fases son fluidos, el equilibrio de fuerzas paralelas a la superficie del sólido conduce a la igualdad.

Diagrama 1: Tensión superficial Siendo: Y = la tensión superficial entre las fases indicadas

© = ángulo de contacto G = gas, L= Líquido, S = Sólido. YSG = YSL + YLG (COS8) Para medir el ángulo de contacto se dispone una muestra pulimentada del cuerpo solido en el fondo de un recipiente de paredes planas y paralelas, tal como representa la figura. La superficie del sólido puede estar limpia o llevar adherida una película de material absorbido, según las condiciones

95

deseadas para la medida. Luego se llena el recipiente con el líquido que se estudia, hasta alcanzar un nivel por lo menos de unos 25 mm sobre el sólido, y sobre el mismo se dispone verticalmente un tubo capilar de paredes gruesas, cuyo extremo inferior sea plano; se sopla aire lentamente a través del tubo capilar, hasta que la burbuja entre en contacto con la superficie del sólido.

Diagrama 2: Capilaridad Si el líquido moja fácil y completamente al sólido (figura a) se observará una película del liquido entre el sólido y el aire de la burbuja, que impide el establecimiento de un punto de contacto entre las tres fases El ángulo formado por la tangente en el punto de contacto aparente de la burbuja con el sólido y el liquido, será igual a cero. Si la superficie del sólido no resulta enteramente mojada, el líquido viene forzado a retroceder hasta a '"

una posición de equilibrio tal como se indica la figura b, en la cual las tres tensiones superficiales se hallan en equilibrio trazando de este punto la

96

tangente a la superficie de separación gas-líquido, se forma el ángulo © , definido como ángulo de contacto (medido siempre desde la fase más densa). El ángulo puede medirse proyectando sobre una pantalla la· ampliación de la sombra de la burbuja de aire. En la flotación de una partícula sólida, su unión a una burbuja de aire se efectúa del mismo ruedo que sólido y burbuja se hallan en contacto en la figura. La única diferencia consiste en que el sólido es muy pequeño y la burbuja de aire relativamente grande. La fuerza de gravedad y la agitación tienden a desprender a las partículas sólidas de las burbujas. Si el ángulo de contacto es pequeño el líquido avanza sobre la superficie del sólido, pues las fuerzas de superficie que mantienen unidos al sólido y a la burbuja son débiles. Un ángulo de contacto grande significa una fácil flotabilidad Componentes de un sistema de flotación

Los componentes de un sistema de flotación son cuatro: el liquido, el gas, el material a tratar y los reactivos.

Líquido

Por su polaridad y por su abundancia el agua es el líquido más útil para formar la suspensión de las partículas que van a separarse por la flotación; sin embargo las condiciones requeridas en el líquido no restringen este método de separación a un sistema que contenga agua, '

pues se pueden usar otros líquidos con tal que la fase sólida a flotar tenga escasa o ninguna afinidad por dicho líquido y que la fase retenida si la

97

tenga, siendo el único factor restrictivo el económico (costo del líquido usado). El agua utilizada debe ser de buena calidad, pues cuanto más pura sea mejores serán los resultados obtenidos; el uso de aguas duras o que presenten contaminación orgánica aumenta considerablemente el consumo de reactivos (p.ej. las aguas duras floculan a la cal que es un reactivo regulador de pH) y disminuyen la selectividad de la flotación.

Gas

Como gas se utiliza invariablemente el aire, pues ningún otro gas puede competir con él, en cuanto a su abundancia y costo.

Material a tratar

Los minerales o sustancias que se van a someter a flotación deben estar pulverizados previamente debido a varias causas: Para la liberación (separación) completa o casi completa de las partículas a flotar del resto de las partículas. Porque una alimentación gruesa no se puede mezclar y suspender convenientemente mediante el uso de los equipos de flotación. a) Debido a la importancia de las condiciones superficiales de las partículas (superficie específica). b) Por la necesidad de que las burbujas de aire sostengan a las partículas en la espuma (éstas deben ser pequeñas) En general el tamaño de las partículas debe ser menor que1 O mallas Tyler (1.651 mm); en la flotación de carbono y otros minerales no

98

metálicos las partículas deben haber atravesado las mallas 10-28 (1,6510,588 mm); en la flotación de minerales metálicos las partículas deben haber atravesado las mallas 48-65 (0,295-0,208 mm); en algunos casos se necesita un tamaño de partículas menor de 200 mallas (0,074 mm). Si el tamaño de liberación es mayor que el requerido para la flotación debe utilizarse probablemente otro método de concentración si el tamaño de liberación es excesivamente pequeño (fuera de los limites requeridos en flotación) quizás pueda usarse la lixiviación para resolver el problema. Se debe aclarar que las partículas muy finas (de tamaño casi coloidal) no pueden separarse por flotación por dos motivos: por la dificultad mecánica de poner a dichas partículas en contacto con el aire, y por que tienen mayor probabilidad de sufrir alteración química por los agentes (como el oxígeno) disueltos en la suspensión acuosa compleja en que se encuentran las partículas, de modo que no reaccionan con los reactivos de flotación. La superficie del material a flotar puede ser naturalmente resistente a la humectación, pero en general tiene que ser tratada con diversos reactivos para producirle un grado conveniente de humectabilidad o de resistencia a la humectación. la mayoría de los minerales presentan urna superficie fuertemente polar, y de ese modo son humedecidos por el agua siempre que la superficie no esté contaminada por alguna sustancia no polar (p. e. Aceite); son excepciones el talco [Si401 0Mg3(0H)2] y la pirofilita [Si401 OAI2(0H)2] que

pueden

considerarse

flotadores

naturales

pues

se

unen

99

preferentemente al aire Finalmente cabe agregar que son fáciles de flotar (con pequeñas cantidades de reactivos), el azufre, el carbono como grafito y los sulfuros metálicos, en tanto que son difíciles de flotar el cuarzo, algunos silicatos y los óxidos.

Reactivos de flotación

Para hacer posible la flotación diferencial de urna mezcla de materiales es necesario agregar a los mismos pequeñas cantidades de reactivos de flotación. En la selección de reactivos para cada caso particular se deben tener en cuenta: su eficacia, especificidad, estabilidad, facilidad de manejo y adición y costo por unidad de masa. Las cantidades agregadas de reactivos varían según su función, con las variaciones con el líquido a tratar, y con la cantidad de agua que entra. Los reactivos de flotación se clasifican de acuerdo con su función en los siguientes tipos:

1. Colectores y promotores

Son los reactivos que siendo adsorbidos por la superficie de las partículas en forma de capas muy finas aumentan la flotabilidad (ángulo de contacto) de las mismas, lo que puede verse en la figura, esto se debe a que aumentan su hidrorepelencia y su adherencia al aire de modo que puedan adherirse a las burbujas y ascender con ellas hacia la superficie de la célula. Los agentes que forman películas de espesor monomolecular se denominan promotores (adsorción química), en tanto que los reactivos

lOO

que forman películas de varios espesores moleculares se denominan colectores (adsorción física) El éxito de la flotación se debe al perfeccionamiento o descubrimiento de colectores y promotores específicos para ciertas clases de minerales. Estos reactivos son en general compuestos orgánicos hidrosolubles cuya molécula está formada por una parte polar y por una parte no polar, que debido a la adsorción (con o sin reacción química) sobre la superficie de las partículas de uno de los tipos de materiales en suspensión de preferencia a los demás, forman sobre dichas partículas un revestimiento hidrorrepelente. Las moléculas de colectores y promotores, o sus iones activos, son adsorbidas por las partículas de forma que los extremos polares se orientan hacia la superficie del material, y los extremos no polares se disponen formando el revestimiento exterior de las partículas, esta reacción superficial puede ser reversible o irreversible, Los reactivos iónicos se dividen en aniónicos y catiónicos, según que los iones activos tengan carga negativa o positiva. Los reactivos aniónicos, que se usan en la gran mayoría de los casos actuales se dividen en clases basadas en los grupos activos Reactivos Aniónicos

•

Los reactivos que contienen al S- como grupo activo Ditiofosfatos (comercialmente aerofloats de la American Cyanamid) Merca ptanos Xantantos (Dow Chemical)

•

Los reactivos que contienen al grupo -COO- como grupo activo: Ácidos grasos o sus jabones en mezclas que varían según el

101

fabricante que van de C6 a C24, saturados o insaturados •

Los reactivos que contienen al grupo R-S04= como grupo activo : Donde R representa a grupos alquilas lineales (de Ca a C14)

Reactivos catiónicos

•

Sales de amonio cuaternario X(RR'R" R""N) Donde

R,

R'

y R" representan

a grupos alquilo

lineales(

generalmente CH3) y R" un grupo alquilo lineal (de ca a C14) y X generalmente es Cl- mezclas de monoalquilaminas disueltas en los solventes indicados en su serie

y mezclas de acetatos de

monoalquilaminas Sales cuaternarias de piridirlo Sales de quinolinio Salesdesulfonio

Reactivos que pueden considerarse no iónicos tenemos a:

Tiocarbanilida el petróleo, sus derivados kerosene, fuel-oil y otras fracciones medianas y los aceites de hulla son colectores típicos, que tienen

las

desventajas,

respecto

a

los

reactivos

mencionados

anteriormente, de formar una espuma grasienta que contiene una masa pegajosa de burbujas difícil de romper en la operación posterior de sedimentación y de que en algunos casos conviene no tener trazas de aceite en el mineral concentrado. El aceite de pino, que generalmente se clasifica como espumante, actúa también como colector con la ventaja

102

sobre los anteriores de que no es tan pegajoso. Estos reactivos colectores se utilizan para flotar carbono, grafito, azufre y molibdenita (S2Mo) dado que

se

adsorben fácilmente

sobre estos

minerales naturalmente

hidrófugos, se agregan cantidades del orden de 500 g por tonelada de mineral

Modificadores

Son varios tipos de productos químicos que adsorbidos sobre la superficie del mineral modifican la naturaleza de ésta y con ello su afinidad natural para la fijación del colector o promotor. Incluyen a los siguientes tipos: a) Activadores: Se usan para hacer tratable la superficie de los minerales con el revestimiento de colector o promotor; en general se adsorben con reacción química. b) Depresores: Se usan para modificar la superficie de algunos de los materiales de modo que se dificulte la adsorción del colector o promotor sobre la superficie de las partículas de dicho material. Estos reactivos ayudan a dar selectividad (agudeza de la separación) a la flotación pues retienen a los materiales no deseados. En general se adsorben con reacción química al igual que los activadores y como en ese caso se requiere una capa monomolecular parcial por lo que la cantidad de reactivo requerida por tonelada de efluente es muy pequeña e)

Reguladores de pH: El pH de la pulpa es un factor de gran importancia pues regula la facilidad de formación de las películas e

103

influye en la carga superficial del mineral. En muchos casos la flotación sólo es posible en una estrecha zona de valores de pH, de modo que en una variación grande de pH puede dar lugar a la inversión completa de la flotación. Por esta razón los reguladores de pH. Ca(OH) NaOH. H2S04. Na2C03, pueden actuar tanto como activadores o como depresores según las condiciones d) Dispersantes o defloculantes: Son importantes para el control de lodos cuando es necesario romper los aglomerados de partículas minerales que hacen inflotables al mineral por estar revestido del lodo (de silicatos en general), la presencia de lodos interfiere con la selectividad e incrementa el consumo de reactivos. Los reactivos generalmente usados son: Ca(OH)2, silicato de sodio, sulfonato de lignina, almidón soluble, metafosfato (le sodio, carbonato de sodio Las cantidades de agentes modificadores varían ampliamente desde valores tan bajos como 25 g/t hasta valores tan altos como 3-5 Kg/t dependiendo del reactivo utilizado y del problema particular que se trate. Así como se requieren muchos ensayos para determinar el grado óptimo de molienda del mineral, la densidad de la pulpa, etc También se necesitan gran cantidad de ensayos para determinar el ph óptimo, el grado en que debe dispersarse el lodo, los reactivos modificadores, etc. e) Espumantes: Son necesarios para evitar la unión de las burbujas de aire cuando llegan a la superficie del agua (lo que implicaría la

104

destrucción de la espuma) manteniendo una espuma persistente que luego permite la separación del mineral flotado. Deben ser sustancias poco solubles y no ionizables que al concentrarse en las interfases aire-agua reduzcan la tensión superficial del agua Se usan alcoholes alifáticos relativamente pesados corno el hexílico y el metil isobutil carbinol que cumplen

con las especificaciones dos alcoholes

inferiores al amílico son demasiado solubles y los superiores al octílico demasiado insoluBles para poder actuar como espumantes); la "serie 8" vendida por la Dupont es una serie de alcoholes de cadena ramificada; la serie "AC" vendida por la American Cyanamid está constituida por mezclas de alcoholes ramificados1 con fuel-oil o con aceite de pino. El ácido cresílico (Creso! y compuestos fenólicos) produce espuma poco estable sino se lo utiliza junta a pequeña cantidad de petróleo. Los aceites de pino y eucalipto (mezclas de distintos compuestos) pueden usarse sin adición de otras sustancias. Las dosis habituales usadas van de 5-200 g de reactivo por tonelada de mineral según la capacidad espumante del reactivo empleado.

3.2.8 Métodos de separación de concentrados de plomo y cobre

Las condiciones de la separación Pb-Cu por flotación usando Bicromato de sodio han cambiado, ahora con el uso de una nueva mezcla se ha logrado disminuir los desplazamientos de Plomo a los concentrados de Cobre y paralelamente baja el consumo de Bicromato de sodio en 40%; el resultado económico es

positivo por el incremento del valor de los

105

concentrados de Cobre y disminuir a <1 mg/lt de Cromo en las aguas residuales mejorando así la conservación del medio

ambiente.

Si la conocida acción del depresor bicromato de sodio ha sido modificada por la adición de componentes desconocidos como la CMC y el Fosfato Mono sódico; es seguro que la Separación Pb-Cu y la flotación en general que involucra depresores, colectores, espumantes,

debe ser ahora un

tema no resuelto, quedando abiertas las posibilidades de investigación a las actuales y futuras generaciones de Metalurgistas. 3.2.9 Mineralogía aplicada en la separación Cu-Pb En un yacimiento polimetálico Pb-Cu-Zn es necesario usar microscopia de minerales para definir los procesos a aplicar, especialmente sobre la proyección de la separación Pb-Cu; los factores más importantes a analizar serán: a) Amarre galena-calcopirita: Si es frecuente el mixto de este tipo será necesario remolienda previa a la separación. b) Presencia de Pirita: Si la pirita es libre, la cantidad en que se encuentre relativa a la presencia de galena y calcopirita definirá que valor será el que flote y cuales deprimidos. Calidad de la Esfalerita: En la mineralogía de los yacimientos peruanos es frecuente la presencia de esfalerita con finas inclusiones de calcopirita (ef2), si esta presencia es relativamente alta los grados de concentrados de cobre y plomo, luego de la separación, serán de

106

baja calidad por contaminación de zinc. e) Tipos de Cobre: Si los cobres primarios (calcopirita) son mas abundantes que los secundarios (covelita, calcosita, bornita) la separación será mas sencilla ya que en el caso de los cobres secundarios, terminan fácilmente en Calcantita (sulfato de cobre natural) que es un gran activador de zinc y contaminara el proceso. Si hay mayor presencia de Cobres grises (Tetrahedrita - Tennantita) hay posibilidad de obtener

concentrados de cobre con mayor contenido

de Plata. 3.2.1 OElección del sistema de separación plomo-cobre

Optar por alguna de las opciones, entre flotar plomo y deprimir cobre o a la inversa depende mayormente de la cantidad de pirita presente en el sistema

fllutar Coblíe

L:J

galena

~ 0\)

~

cal.c.JJ.poirita;

do o~ pllrita

Caso A

f!Dtar Pl\nlmo

fllutar Pllumo

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Clo

CasoB

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ooeJes 0

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¡'.,.

CasoC

107

Si relativamente la cantidad de galena y calcopirita es similar, será la cantidad de pirita la que define el circuito para flotar Plomo y deprimir Cobre junto a la pirita (Caso C), como se sabe en este caso se usara una mezcla 2:1 de oxido de zinc/cianuro de sodio. Si la cantidad de galena es mayor que la suma de cobre y pirita (Caso A) se debe deprimir galena con Bicromato de sodio; técnicamente no hay mas alternativas salvo la aplicación de gas S02 en reemplazo del Bicromato, siendo un proceso no detectado en la minería peruana; pero con algunas pocas referencias de México, Canadá y USA. Entonces el paradigma de la relación de ensaye químico Pb/Cu en el bulk como referencia para elegir el proceso de separación debe ser descartado, será mas importante un análisis . microscópico que determine la liberación de valores y además la importante presencia de pirita. 3.2.11 Separación usando bicromato de sodio

Si no se tiene otra opción que deprimir galena con Bicromato de sodio y flotar valores de cobre, el esquema asumido hace mas de 70 años fue el siguiente:

108

El concentrado bulk Pb-Cu se acondiciona con solución de Bicromato de sodio al 5%, en cantidades próximas a 2 a 5 kilos de reactivo por tonelada de Bulk; y luego se hace una flotación de cobre (desbaste y limpiezas), el problema frecuente de este proceso es que nunca se pudo evitar flotar menos de 10% de plomo aun utilizando cantidades excesivas de Bicromato de sodio, en consecuencia los concentrados de cobre difícilmente llegaban a 23%Cu. Esta ha sido la realidad de la historia de la metalurgia en separación Pb-Cu por flotación, no solo a nivel del Perú, sino a nivel mundial. 3.2.12 Modificación del circuito de flotación

No hace mas de dos años que se ha introducido una importante modificación en el esquema de separación Pb-Cu por flotación, comenzó en Raura, posteriormente en Milpa, luego Atacocha y Corona; la idea original es del Metalurgista yugoslavo S. Bulatovic; la aplicación operativa y optimización a cargo de metalurgistas peruanos. El pensamiento que da origen al nuevo esquema de flotación es el siguiente: a) Si era difícil deprimir las partículas finas de plomo, es necesario aplicar carbón activado previamente, para eliminar la acción colectora residual del xantato sobre galena. b) Si la acción del Bicromato de sodio sobre la galena era de tipo físico y fácil de actuar cuando la galena ofrece una gran superficie, para la

109

acción del bicromato sobre las partículas finas era necesario adoptar promotores,

que haga posible una mejor difusión del bicromato en

busca de las pequeñas partículas de galena. e)

La acción física de la CMC estaría orientada a concentrar las partículas de Bicromato en solución y la del Fosfato Mono sódico es un dispersante auxiliar., junto al Bicromato en la proporción 20:20:60 dan lugar al nuevo reactivo denominado RCS.

Entonces se adopta un circuito de separación Pb-Cu con tres etapas de acondicionamiento : 6 minutos para acción del carbón, otros 6 minutos para la acción de la mezcla y otros 6 minutos para aplicación de Bisulfito de sodio como promotor de la flotación de cobre :

Bu~k P~Cu

@@@ J 1

Carbon

RCS

l~ ·

C.Pb

Biisullf

C.Cu Este proceso muestra excelentes resultados en la separación Pb-Cu, logrando concentrados de 26 a 27% de Cu con 3 a 5% Pb.

110

3.2.13 Estudios

de

investigación

sobre

nuevos

procesos

de

separación. Si bien la aplicación de esta nueva mezcla RCS ha cambiado positivamente los resultados metalúrgicos del proceso Pb-Cu; ha sido necesario

investigar las

mejores

condiciones de

aplicación

del

esquema, para tal efecto se utiliza la imparcialidad estadística del Diseño Experimental y conceptos de cinética de flotación batch; el resultado es el siguiente: 3.2.14 Mezcla incluyendo el carbón activado Confirmada la importancia de la mezcla RCS y la función del carbón activado, se estudio en laboratorio la importancia de hacer una sola mezcla incluyendo al carbón activado. Una grafica de la flotación en el tiempo es la siguiente:

CINETICA DE FLOTACION EN FACTOR M:TAWRGlC0 ACUMJlADO 1

1001T--------------======-------------, 14(\JI

0 ~ 12l!JI

J..:l, - - - - - - - ,

1'• .. · •EI'nCROMATO' -fr-

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80

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111.

20 0~-~~~~~~-~--+------~

o

6

111

La línea BCF (azul entrecortada) es cuando el carbón se agrega previamente, la línea continua roja BCFC es cuando se hace una sola mezcla, obviamente los resultados son mejores en este ultimo caso. Para confirmar si era el carbón el responsable de una mejor separación se hicieron pruebas cinéticas.

Cll ETICA DE fLOTACION DE COBRE EN FACTOR IIETALURGICO ACUMULADO 1ii1ID 1i'
85

- - ., -IE!imt:tiL

11@1]1

-<)-IEJiíc+C

3,100

--RCSC

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1111.

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3MfN

En la grafica se aprecia que agregando solo Bicromato con o sin carbón es el mismo resultado (línea de puntos y entrecortada azul), pero cuando se agrega la nueva mezcla RCSC (que incluye carbón activado) línea roja continua la flotación de cobre es superior. 3.2.15 Aspectos ambientales

De el consumo histórico de 3500 kilos/mes de Bicromato de sodio, actualmente el consumo baja a 2200 kilos, significando 40% de menos contaminantes

del

medio

ambiente.

Si

el

costo

de

CMC

es

112

aproximadamente 2.8 $/kilo y el Fosfato Mono sódico 2$/kilo, no es un precio muy alto al reemplazar físicamente el 40% del precio del Bicromato de sodio que esta en el orden de los $2/kilo y que finalmente el exceso de uso podría significar hasta un cierre de operaciones en caso de que los efluentes excedan 1.5 mg/lt de Cr. Si se considera la ventaja de mayor precio real de venta de concentrados de Cobre, aparte de mejorar las condiciones ambientales se esta ganando mas dinero; es un buen negocio. 3.2.16 Futuro del uso de reactivos de flotación

Si esto ha ocurrido con el depresor Bicromato de sodio que tuvo mas de 70 años de uso, es necesario seguir trabajando en mejorar el efecto depresor del cianuro de sodio (otro contaminante ambiental), difundir mejor la acción del colector xantato ya que se sabe que en todas las plantas de flotación no tiene la misma concentración de solución, finalmente establecer que probablemente sea por el lado de los polímeros orgánicos que se deba buscar el AUXILIAR estándar que toda flotación necesita, operativamente se siente que el esquema de flotación Depresores-Colector-Espumante aun necesita un auxiliar general. La idea del Sr. Bulatovic fue tomada como base a una serie de modificaciones para la aplicación industrial de esta mezcla RCS,

así :

Corona encontró que mezclando en sólido los tres productos era mas fácil su disolución, Atacocha encontró que el carbón activado también podría ir en la mezcla y ahora esta en estudio la mejor mezcla que originalmente

113

indica 20:20: 60 y que cuando interviene silicato de sodio en lugar de fosfato mono sódico es 22:22: 56 . Pero no olvidemos que ninguna investigación es realmente importante sin la

participación

de

operadores

de

Flotación,

Jefes de Guardia,

Superintendente y la Alta Gerencia, son ellos que con su actitud positiva hacen posible lograr los cambios relevantes de una operación industrial, y confirmar la excelencia de la Minería Peruana. 3.2.17 Carboximetil celulosa (CMC) en separación de minerales

Una de las aplicaciones de la Carboximetil Celulosa (CMC) en minería se realiza en el proceso de flotación para la separación Plomo-Cobre y donde tenemos las siguientes etapas: Flotación Bulk Pb-Cu: En esta etapa se flotan el Cu y el Pb y se deprime el Zn, el cual continúa hacia otro circuito. Las condiciones generales de trabajo para esta etapa de flotación Bulk son las siguientes: - Densidad de pulpa: 1300- 1400 gr/lt - pH (ideal): 7.5- 8.5 (natural sin cal) - Colectores recomendados: Xantato Z 11, Tionocarbamato - Espumante:

MIBC

- Depresor de Zinc y Hierro:

Cianuro de sodio; Bisulfito de sodio;

Sulfato de Zinc.

114

);>

Separación Pb - Cu:

De la primera flotación donde se obtuvo la espuma cargada en Pb-Cu, se continúa a una segunda etapa de flotación donde son separados. Es en

esta etapa que la Carboximetil Celulosa (CMC) actúa como parte del

reactivo depresor de Plomo. Las condiciones generales de trabajo para esta etapa son las siguientes: Densidad de pulpa: 1200 a 1300 g/lt pH (ideal): 7.0- 8.2 (natural sin cal) Modificador: Carbón Activado en solución al 2% para eliminar el exceso de reactivos. Reactivos:Espumante

MIBC

en

el

arranque

y

colector

Tionocarbamato en el agotamiento. Es muy importante el tiempo de acondicionamiento. Reactivo depresor de plomo: Bicromato de sodio (60%) Carboximetil Celulosa (20%) y Fosfatomono sódico (20%) El procedimiento de preparación del reactivo depresor de Plomo es: a.

Disolver inicialmente

la CMC por alrededor de 120 minutos con

agitación, aproximadamente unos 600 rpm. La CMC se va agregando poco a poco en el vórtice a fin de que no se formen grumos.

115

b.

Una vez disuelta la CMC adicionar el fosfato mono sódico y el Bicromato de sodio continuar con la agitación por 30 minutos más, y se tiene la solución lista en una concentración aproximada de 4% en peso

c.

La dosificación debe ser continua con un buen sistema de adición. Los consumos serán típicos para cada operación, pero un consumo promedio es de 2,000 gramos de mezcla por cada tonelada de Bulk a separar.

La CMC actúa como un promotor de mezcla, sola no deprime el Plomo, facilita si la función del Bicromato de sodio sobre las superficies del plomo fino (depresor neto de galena) y la del Fosfato Mono sódico que es un dispersor. Esta es una conclusión muy importante ya que la acción de la CMC en mezclas de reactivos de flotación parece una evidencia del futuro próximo. La CMC (Carboximetil Celulosa de Sodio) es un polímero aniónico soluble en

agua.

Este

éter

celulósico

se

produce

haciendo

reaccionar

álcalicelulosa con monocloroacetato de sodio bajo estrictas condiciones de proceso. En la reacción se obtienen como subproductos cloruro de sodio y glicolato de sodio, estas sales son posteriormente removidas obteniéndose la carboximetilcelulosa de sodio altamente purificada.

116

La estructura de la molécula de celulosa (Figura 1), está compuesta por una cadena de repetidas unidades anhidroglucosídicas, donde "n" representa el número de unidades en la cadena y se conoce como el grado de polimerización de la celulosa (DP).

Figura 1. Estructura de la celulosa. Cada unidad anhidroglucosídica contiene tres (Fig.2)

se

hidroxilos.

La CMC

obtiene sustituyendo algunos de los hidrógenos de estos

hidroxilos por grupos carboximetilos.

11

Figura 2. Estructura de la Carboximetilcelulosa ; D.S.

);>

=1.0

Grado de sustitución

El Grado de Sustitución o D.S., representa el número promedio de grupos carboximetilos que son sustituidos por cada unidad anhidroglucosídica Por ejemplo, en una CMC con un D.S. de 0.7, existe un promedio de 7 grupos carboximetilos por cada 1O unidades de anhidroglucosa. La

117

uniformidad de sustitución de la cadena celulósica determina la óptima solubilidad y otras propiedades físicas de la CMC. Esta uniformidad se alcanza con un estricto control de las condiciones de proceso durante la producción de la CMC.

);.>

Grado de polimerización y peso molecular

La CMC es un polímero de larga cadena; las características de sus soluciones dependen de la longitud de la cadena o grado de polimerización, así como también del grado de sustitución. La longitud promedio de la cadena y el grado de sustitución determinan el peso molecular del polímero.

);.>

Viscosidad de la CMC

Con el fin de satisfacer las necesidades de la industria, Química Amtex produce la CMC en variados grados de pureza y sustitución y además puede ofrecer en cada uno de estos tipos de CMC una amplia y variada gama de viscosidades.

);.>

Principales parámetros de CMC:

Producto Gelycel T2-30 especificación 10308 Pureza (WIW)

: 70% mínimo

DS:

: 0,59 a 0,63

Humedad (WIW)

: 8% máximo

Viscosidad LVF 3%, 25°C: 180 a 220 cps -pH, 25°

e

: 8.0 qa 10.5 118

Densidad promedio

: 0.90 g/cc

Granulometría, retención: malla 40:16 máx.

);;>

Ecología

La demanda biológica de oxígeno después de cinco días de incubación de la CMC es de aproximadamente 20 mg. de oxigeno dependiendo de la viscosidad del pro(iucto. El límite de tolerancia media al cuarto día (TL50) de trucha arco iris bajo condiciones estáticas es mayor de 100 partes de CMC por millón de partes de agua. Además no se presentan reacciones ~

adversas en peces que hayan sido expuestos a la CMC. Estos resultados demuestran que la CMC sódica tiene un bajo grado de toxicidad sobre los peces. La aplicación de la CMC en la industria en general es como; agente de suspensión; estabilizador, dispersante de polvos, aglutinante de sólidos y en minería como reactivo de flotación En la industria de los insecticidas actúa como estabilizador de las emulsiones y dispersiones y adhiere los ingredientes activos al lugar de su aplicación.

);;>

Otros desarrollos

El desarrollo de reactivos para el procesamiento de minerales por flotación y conociendo que los materiales orgánicos (dextrina, guar, CMC, almidón y otros polisacáridos) están actualmente adquiriendo importante rol en las investigaciones para el futuro de la flotación; esta desarrollando

119

un modificador del comportamiento del colector universal Xantato para mejorar su selectividad; este reactivo está en la etapa de pruebas de laboratorio nivel batch y pronto en pruebas industriales, 3.2.18 Estudio y optimización en el proceso de extracción plomo cobre (flotación) determinando los

parámetros, relaciones y

las interacciones en los compuestos de la solución utilizada (RCSC) *

En la extracción de cobre deprimiendo Plomo mayormente sólo se utiliza una solución de 2-5% de bicromato de sodio, Na2Cr207 aún cuando el proceso era duramente criticado por los ambientalistas esta era la única manera que existía para la obtención de Cobre. En la actualidad existen otros medios de extracción los cuales no son exentos de producir contaminación. Conociendo la problemática de la extracción de Cobre (sulfuros primarios) al contener minerales adjuntos como el caso de la Galena (PbS) o el mismo caso de la esfalerita (ZnS) es que el tema presentado a continuación debe ser analizado al nivel de laboratorio para su posterior aplicación. Las condiciones de separación si es que existiese un amarre Galena Calcopirita es con la ayuda de bicromato de sodio, sin embargo ya hace algunos años atrás se modificó este proceso de flotación añadiendo CMC (Carboximetil Celulosa), fosfato monosódico y carbón activado; a dicha mezcla se le denomina RCSC (solución que ayuda en el proceso de extracción de Cobre deprimiendo el Plomo). La caracterización de los

120

anteriores compuestos (granulometría, % de disolución, reología, grado de sustitución) así como la proporción es vital (actualmente en algunas mineras ya se ha introducido estos aditivos sin embargo la proporción en que la hacen es equitativas) para su mejor comprensión y optimización se deberá realizar procesos de investigación. Los resultados de esta investigación demuestran que técnicamente la adición de promotores en la separación plomo-cobre es beneficiosa disminuye el consumo de dicromato y no afecta en la extracción de cobre. El efecto depresor de la Carboximetil Celulosa y del Silicato de Potasio queda confirmado, aportando a la depresión de la Galena, sin embrago el exceso de el mismo (más de 1.0534 gr./0.5 Kg. Bulk.) conlleva a la amalgamación de el Bulk en el fondo de la celda. El dicromato de Potasio es el principal depresor de la galena según el diseño experimental realizado. Este es el único estadísticamente significativo con un nivel de confianza de 95%. Asimismo se sugiere realizar experiencias con mayor cantidad de .Meta bisulfito de Potasio, siendo comprobada su importancia en la eliminación de Cromo en los relaves. 3.2.19 Separación Cu - Pb: adición de cemento portland para eliminar el uso de bicromato de sodio En la extracción de cobre deprimiendo plomo mayormente solo se utiliza una solución de 2-5% de bicromato de Sodio, aun cuando el proceso era duramente criticado por los ambientalistas esta era la única manera que

121

existía para la obtención de Cobre. En la actualidad existen otros medios de extracción los cuales no son exentos de producir contaminación. Existe muy poca literatura, respecto al uso de Cemento Pórtland (PC) en la

depresión

de

minerales

sulfurados;

aunque

algunos

de

sus

componentes (por ejemplo: sulfato de calcio CaS04) afecta a la flotabilidad de la galena. El cemento Pórtland tiene por función (o alguno de sus componentes en particular) incrementar la hidratación del mineral, además de incrementar el campo de fuerza fijado por los átomos en la superficie de la galena cuando se adhiere a este. Una primera explicación inferida para el efecto depresor del cemento Pórtland sobre la flotabilidad de la galena, es la adsorción física (fuerzas de Van der Waals) entre partículas de galena y partículas finas hidrolizadas de aluminato tricálcico 3CaO.AI203 o aluminato tricálcico y hierro 3CaO.AI203 .Fe203. Asimismo, la precipitación de sulfato de calcio CaS04, en la superficie de la galena, contribuye al efecto depresor del cemento Pórtland. Algunos de sus componentes (por ejemplo: sulfato de calcio CaS04) afecta a la flotabilidad de la galena. Los tipos de cementos Pórtland establecidos en la presente NTP (Norma Técnica peruana), están clasificados de acuerdo a sus propiedades específicas. Cemento Pórtland Tipo l. Los resultados de análisis químico no reflejan una buena recuperación en el concentrado de Cu, debido a una baja separación Plomo-Cobre. Paralelamente se realizo un análisis del grado de liberación a partir de

122

secciones pulidas, para descartar la posibilidad de que la galena no se encuentre completamente liberada, teniendo como resultado que la galena si se encuentra liberada para poder realizar una separación plomo - cobre. Al parecer la galena se encuentra muy fina lo que impide su depresión y facilita su flotabilidad natural.

123

CAPITULO IV PARTE EXPERIMENTAL 4.1

METODOLOGÍA 4.1.1 Plan de investigación para evaluación de separación cobre plomo.

Con el repunte de las cotizaciones de los metales; En el Perú es posible el tratamiento de minerales poli metálicos Una acertada decisión a favor de la aplicación de la Separación del bulk plomo y cobre, sólo podrá adaptarse luego de un adecuado análisis basado en el comportamiento metalúrgico de la mena. Esta decisión será determinada exhaustivamente en

pruebas de laboratorio

que debe clarificar las operaciones

metalúrgicas completas necesarias para obtener la máxima extracción, evaluar variables y precisar los desplazamientos distribución del plomo y cobre, mediante los balances metalúrgico. La separación del cobre del plomo en un concentrado bulk se efectúa por

depresión del plomo y flotación del cobre o viceversa. La selección del método depende de la respuesta de los minerales a ser separados, el tipo de los minerales presentes y la abundancia relativa de los minerales de cobre y plomo. Un nuevo esquema de flotación nos podrá determinar: si la acción del Bicromato de sodio sobre la galena es de tipo físico y fácil de actuar cuando la galena ofrece una gran superficie, para la acción del bicromato sobre las partículas finas es necesario adoptar promotores,

que haga

posible una mejor difusión del bicromato en busca de las pequeñas partículas de galena. 4.1.2 Esquema de separación cobre plomo a nivel de laboratorio.

En tal sentido se ha propuesto seguir el siguiente esquema de tratamiento a nivel de laboratorio

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4.2

PRUEBAS METALURGICAS 4.2.1 Caracterización mineralógica del concentrado de cobre Objetivo Alcanzar información de caracterización mineralógica del concentrado de cobre de la Planta Concentradora Mahr Tunel.

126

Justificación

Es necesario conocer las características mineralógicas del concentrado de cobre con la finalidad de darle el tratamiento metalúrgico adecuado que nos ayude a mejorar el grado y la recuperación del producto final.

Procedimiento

El concentrado de cobre se procedió a deslamar con la malla +400 obtenido el producto se preparó las briquetas para luego ser estudiadas en el microscopio.

El Estudio

Identificación de la muestra

Tabla 32 concentrado de cobre ensayes químicos:

Oz/TM %Cu

%Pb

%Zn

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40.51

Caracterización Mineralógica Microscopia Cualitativa El análisis bajo el microscopio de luz reflejada determina la presencia de las siguientes especies mineralógicas:

127

Tabla 33 Especies mineralógicas

ESPECIE MINERALOGICA

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Especies Escasas

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Una descripción resumida del concentrado de cobre es como sigue: •

El principal mineral de cobre es la calcopirita seguido del cobre gris (portador de plata), estas partículas se encuentran libres y mixtos con esfalerita (mayor cantidad), galena y pirita. Esto explica la gran cantidad de zinc que contiene el concentrado de cobre.

•

El mineral de plomo presente en la muestra es la galena que en gran parte esta libre, también se aprecia mixtos con esfalerita, calcopirita y pirita. El mineral de zinc presente es la esfalerita que se encuentra libre y mixtos con calcopirita, galena, cobre gris y pirita.

•

En el caso de hierro se puede observar presencia de pirita en estado libre y mixto con esfalerita, galena y calcopirita.

•

Lo que se puede apreciar es que hay una gran cantidad de mixtos debido a una molienda gruesa las partículas valiosas no logran ser liberadas esto afecta los grados y las recuperaciones de los concentrados finales.

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FOTO 24: Galería de fotografías concentrado de cobre Análisis Microscópico Cuantitativo

El

análisis cuantitativo de especies minerales se realizó mediante el

sistema de grado de liberación que considera el área y perímetro de las partículas minerales presentes, confeccionando el respectivo cuadro típico que es un resumen de partículas libres y mixtas, el mismo que finalmente determina la presencia en porcentaje en peso de cada especie mineral y adicionalmente el grado de liberación. El cuadro figura en el anexo 1, el resultado final se expresa en los siguientes cuadros recortados.

130

Tabla 34 Porcentaje especies mineralógicas

%Volumen Peso Específico %Peso Grado de Liberación

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ESPECIES MINERALOGICAS ef CuGRs ef2 4.2 7.5 0.26 4.2 4.2 4.2 3.94 7.05 0.24 86.80 84.62 100.00

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El comentario del análisis microscópico cuantitativo del concentrado de cobre al contenido en peso de cada especie mineralógica es el siguiente: 1.

El peso específico del concentrado de cobre, determinado por microscopia que es un procedimiento valido es 4.47

2.

La especies de cobre representan en total 65.96 % en peso de calcopirita y cobre gris.

3.

El sulfuro de hierro presente en la muestra es la pirita, en porcentaje en peso representan en total14.40 %.

4.

Sulfuros de zinc son esfaleritas de dos tipos, entre las dos (ef y ef2) representan

5.

=7.29% en peso del concentrado de cobre.

Especie de plomo en la muestra representa 10.70% del peso total del concentrado de cobre.

6.

Los insolubles o gangas translucidas representan aproximadamente 1.64 % en peso del total de concentrado de cobre.

131

Tabla 35 Cuadro de Microscopia Cuantitativa Concentrado de Cobre- MT W~·

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4.2.2 Prueba metalúrgica N°1 1. Introducción Con el propósito de tener una base técnica para realizar la distribución de los valores en los Balances Metalúrgicos de los minerales de Yauli y Caudalosa se realizan pruebas a nivel de Laboratorio Experimental con muestras compositadas en los meses de setiembre, setiembre-octubre y diciembre-enero 2011. En base a los resultados de las pruebas experimentales se elabora los Balances Metalúrgicos Proyectados, que se

muestran en las

tablas adjuntas. Para los compositos Setiembre-Octubre y DiciembreEnero, se toma como referencia el concentrado bulk Cu-Pb.

133

2.

Resultados Pruebas Metalúrgicas Mineral Compositado en Setiembre --

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Pruebas Metalúrgicas Mineral Compositado en Setiembre-Octubre

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Pruebas Metalúrgicas Mineral Compositado en Diciembre 2010 Enero 2011 aRIF!Oiri

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3.

Conclusiones y Recomendaciones

•

Las características del mineral de Caudalosa se han ido modificando con relación a la muestra inicial y al mineral recepcionado para el tratamiento en setiembre y octubre,

esto se puede apreciar

básicamente en la reducción de las leyes de cabeza. •

Los minerales tratados en diciembre 201 O y enero 2011, presentaron mayor contenido de material alterado (óxidos), que afectan a las recuperaciones de plomo-plata y zinc.

135

1

4.2.3 Prueba metalúrgica N°2 Objetivo

Determinar las condiciones de flotación para el mineral denominado Caudalosa según el estándar de la concentradora MahrTunel.

Antecedentes y Justificación

Se realizó el muestreo del mineral de caudalosa durante 5 horas con intervalos de

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metalúrgicas.

hora cada corte con la finalidad de realizar pruebas

Se justifica el presente trabajo ya que es necesario

caracterizar mineralógicamente y conocer la respuesta al proceso de flotación batch.

Procedimientos

1.

La muestra recepcionada fue preparada a 100% malla -10 ASTM.

2.

La muestra previamente homogenizada se pesó 1000 las muestras se trabajaron a 47.00 % malla -200.

3.

En la etapa de flotación se usó una celda de 2300 litros el % de sólidos en la pulpa fue de 40%

aproximadamente, los reactivos

colectores, depresores modificadores y espumantes se usaron de acuerdo al procedimiento estándar. 4.

Se realizó pruebas de flotación obteniendo concentrados de cobre, plomo y zinc finalmente un relave final y relave de las limpiezas de cada etapa.

5.

Obtenidos los productos de flotación se proceden a filtrar, secar,

136

homogenizar, cuartear y pulverizar para enviar al Laboratorio Químico para su respectivo ensaye químico. 6.

Con los resultados de los ensayes químicos se elaboró el balance metalúrgico correspondiente para cada muestra de mineral.

Identificación del mineral: Tabla 36 Ensayes Químicos

%Cu 0.52

1.

1

1

%Pb 4.64

1

LEYES %Zn

1

3.60

%Fe 4.64

1 Ag oz/TM 1

1

2.03

1

El mineral de Caudalosa presenta altos contenidos de plomo, cobre,

zinc y plata. 2.

En el caso de hierro su presencia es mínimo.

Prueba de Flotación Batch: Tabla 37 Condiciones de operación

Etapa Molienda Ro Bulk Scv. Buik R~e. 1CL buik R~e. 11 CL buik R~e. 111 CL buik Ro Sep R~e. i CL Sep. R~e. 11 CL Sep. Acond. RoZn ScvZn R~e. 1CL Zn R~e. 11 CL Zn R~e.lll CL Zn

Tiempo

PH

5 4 3 4 3 2 1.5 1.5 1 5 5 4 4 3 2

ZnS04

200 10.0

NaCN 8

Consumo de Reactivos !lit AP3418 MIBC Z-11

20 5 50 JO

5

12 12 12

CuS04

20 5 5

500 100 100

9

11.5

NaCN:ZnO

20

20

250

5

137

Del cuadro se comenta lo siguiente: 1.

Los reactivos que fueron preparados al 1% son: ZnS04, NaCN,

z~11

y AP3418 en el caso de CuS04 se preparó al 5% y el espumante

MIBC se trabajó al 100%, este último tal como se trabaja en la planta concentradora. El PH de flotación fue de 1O. O bulk Pb-Cu, 11.5 zinc y la separación Pb-Cu en pH 9 deprimiendo cobre con mezcla de cianuro/óxido de zinc en la relación 2:1 y flotando plomo con pequeñas adiciones de espumante MIBC.

Tabla 38 Tiempo de flotación

Etapas Flotación Bulk Flotación Zinc Flotación Separación

Tiempo de Flotación Planta

28 36 6

Tiempo de Flotación Batch 7 9

1.5

138

Cuadro N°7 (Diagrama de Flotación Batch)

DIAGRAMA DE FLUJO ----';!>

1

Molienda

1---7

~-----:::;:,.1-

T

.-.. ·-···- ··-···---·-···-··¡,

;; Con e Zinc !~

:.:. , - ·--~ -···-·· -···-~ IJ

R~.e

1CL

R~.e

11 CL

.:·-··-·-·-··-·-;¡ ;· Conc Pb ;:

t... --·-··-··_ . ____ ~;

Resultados Metalúrgicos: Cuadro 8 Balance Metalúrgico PRODUCTO Conc Plomo Medios Bulk Conc. Scv Bulk Conc Cobre Medios Sep Conc. Zinc Medios Zinc Conc. Scv Zinc Rela1e Final Cab. Cal Cab. Ens

%PESO

3.72 5.15 4.77 2.07 0.44 6.58 8.49 4.77 64.00 100.00

RECUPERACIONES

LEYES

'!tu 1.73 0.23 1.48 9.01 6.23 0.63 0.18 0.17 0.15 0.52

'/.Pb 75.02 2.55 2.15 22.30 38.67 1.38 0.75 0.36 0.41 4.10

%Zn 2.48 4.50 6.15 6.78 9.13 48.02 1.15 1.85 0.35 4.36

0.52

4.64

3.60

1

Ag oz/TM 33.28 1.77 4.02 18.81 22.02 2.25 0.64 0.32 0.48 2.53

%Fe 1.53 7.80 11.80 18.33 10.18 9.88 8.60 3.88 1.78 4.15

2.03

4.64

'/.Cu 12.36 2.28 13.55 35.87 5.24 7.91 2.98 1.52 18.29 100.00

'/.Pb 68.24 3.21 2.51 11.26 4.13 2.21 1.55 0.42 6.48 100.00

%Zn 2.11 5.31 6.73 3.21 0.91 72.38 2.24 2.02 5.08 100.00

%Ag 48.91 3.59 7.57 15.35 3.80 5.84 2.15 0.61 12.18 100.00

%Fe 1.37 9.69 13.59 9.14 1.07 15.67 17.61 4.46 27.40 100.00

139

Cuadro 9 Balance Metalúrgico Proyectado

PRODUCTOS CABEZA CONC.COBRE CONC.PLOMO CONC.21NC RELAVE Cabeza cal.

T.M.S.

100.00 2.45 4.58 5.48 87.50 100.00

%Cu 0.52 9.01 1.73 0.63 0.21 0.52

o/,Pb 4.64 22.30 75.02 1.38 0.67 4.64

ENSAYES •¡.zn OzAgJTM 3.60 2.03 18.81 6.78 2.48 33.28 48.02 2.25 0.79 0.70 2.72 3.60

%Fe 4.64 18.33 1.53 -9.88 2.77 3.48

DISTRIBUCION o/,Pb %Zn %Ag %Fe %Cu 100 133 100 100 74 ---·-42,38 11.75 4.60 . 16:90 12.87 15.18 "~ 74.01- --"r -3.15 55.96 2.01 6.59 1.62 73.10 4.53 15.55 35.84 12.61 19.15 22.61 69.57 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00

RADIO

.~

1

40.89 21.85 18.25

Del cuadro se comenta lo siguiente: 1.

La etapa de separación se ve perjudicado por las altas leyes en la cabeza de cobre y plomo que presenta la muestra. Se obtiene alto grado de plomo 75.02% sin embargo su recuperación es muy bajo 74.01% debido al desplazamiento de este elemento al cobre, por otro lado el grado de cobre es bajo,

la presencia de plomo afecta

notablemente al grado y recuperación del concentrado final. 2.

En el caso de zinc se logra un buen grado 48.02% con una recuperación de 73.10% 1 esta recuperación es baja debido a la activación de zinc en la etapa bulk Pb/Cu por la altas leyes de CobrePlomo que arrastran valores de zinc indebidamente ..

3.

En el caso de plata se recupera 16.90% en el concentrado de cobre, 55.96% concentrado de plomo y 4.53% en zinc haciendo un acumulado de 77.39%.

Conclusiones

Se obtiene recuperaciones metalúrgicas regulares del mineral Caudalosa debido a la alta ley de cabeza de Cobre/Plomo perjudicando la etapa de

140

separación y también activando zinc en flotación bulk perjudicando la recuperación de zinc. En general esta muestra no responde a la flotación estándar de Mahr Tunel por tener leyes altas en la cabeza y la planta Mahr Tunel tiene tiempo de flotación para leyes menores de cobre-plomo, entonces es necesario concluir que una mezcla del mineral Caudalosa con otros minerales de menor ley será lo más recomendable para no afectar el proceso metalúrgico. 4.2.4 Evaluación de resultados.

•

Las características del mineral de Caudalosa se han ido modificando con relación a la muestra inicial y al mineral recepcionado para el tratamiento, esto se puede apreciar básicamente en la reducción de

t

las leyes de cabeza. •

Los minerales tratados, presentaron mayor contenido de material alterado (óxidos), que afectan a las recuperaciones de plomo-plata y zinc.

•

Se obtiene recuperaciones metalúrgicas regulares

del mineral

Caudalosa debido a la alta ley de cabeza de Cobre/Plomo perjudicando la etapa de separación y también activando zinc en flotación bulk perjudicando la recuperación de zinc. En general esta muestra no responde a la flotación estándar de Mahr Tunel por tener leyes altas en la cabeza y la planta Mahr Tunel tiene tiempo de flotación para leyes menores de cobre-plomo, entonces es necesario concluir que una mezcla del mineral Caudalosa con otros minerales

141

de menor ley será lo más recomendable para no afectar el proceso metalúrgico.

4.3 APLICACIÓN INDUSTRIAL DEL PROCESO DE SEPARACIÓN PLOMO COBRE

La implementación se llevó a cabo en las tres guardias, en los cuales se hizo la modificación del circuito, para nuestras condiciones, en las propias instalaciones y con sus propios recursos. Progresivamente se fue optimizando la operación hasta lograr los objetivos trazados y se consiguió los resultados mostrados a continuación en los reportes de las guardias respectivas

142

Balance Metalúrgico Por Guardias - Mahr Túnel Fecha: PRIMERA GUARDIA ----TMH 1534 TMS 1471 1

..,., J. Cárd• 4.12

...,_,..,-ut:3••a~

1

PRODUCTO

TMS

1,470.80 14.66 11.09 126.20 1,319.96 1_.470.80

Cabeza

Conc. cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

Mallas: Cabeza Relave %PESO

100.00 0.99 0.75 8.51 89.74 100.00

SC 1 Tlcl/o /_C_eudelose 70 200 35 6 23.2 %

cu

-200

19.4 26.4

45 o 50.4

%Pb

ENSAYES %Zn

0.62 5.53 62.91 0.48 0.14

0.24 14.54 1.82 0.68 0.02 0.24-

o~~ L _ _ _ _

31 de enero de 2013

1 1

1

76%

CAUDALOSA

TICLIO

S. C.

1

24%

1

TCARAHN.

1

gAg/t

4.66 12.93 4.36 60.33 0.24 4.66

66.00 1,305.00 2,960.00 226.00 10.00 6;3.44

Ag (Ozlt)

e u

2.12 41.96 95.16 7.27 0.32 2._Q4

100.00 60.70 5.79 24.41 9.09 100.00

RECUPERACIONES Pb Zn

100.00 8.83 64.33 6.59 20.27 100.01

% Ag

100.00 2.75 0.70 91.94 4.62 100.01

J. Cosme 4.30

l

Mallas: Cabeza Relave

SC/Ticllo 70 31.0 20 7

200

-200

22.5 25 3

46.5 54 o

TMS

1,427.84 4.73 25.60 108.68 1,288.94 1.427.84

Cabeza

Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

%PESO

100.00 0.33 1.79 7.61 90.27 100.00

% Cu 0.19 15.94 2.14 0.96 0.03 0.19

%Pb

1.32 5.23 66.28 0.50 0.09 1.32

%Zn 4.12 9.98 3.24 50.33 0.22 4.12

L

TICLIO

42%

24%

1

CAUDALOSA

34%

4.21

PRODUCTO

TMS

2,898.64 19.28 36.58 233.88 2,608.90

Cabeza Conc. Cu Conc.Pb

Conc.Zn Relave ·--

--

~.898.64

Mallas Cabeza Relave %PESO

100.00 0.67 1.26 8.07 90.00 100.00

65

1

200

2..1

33.3 22 o % Cu 0.21 14.88 2.04 0.81 0.03 0.21

o

gAglt

69.00 1,085.00 2,155.00 220.00 10.00 67.84

Ag (Ozlt)

2.22 34.88 69.28 7.07 0.32 2.18

Cu

100.00 27.47 19.92 38.05 14.59 100.04

RECUPERACIONES Pb Zn

1

100.00 1.31 89.66 2.88 6.15 100.01

% Ag

100.00 0.80 1.40 92.98 4.82 100.01

101.70 5.29 56.72 24.68 13.31 100.00 86.69

-200

25.9

45.8 52.2

%Pb

ENSAYES %Zn

0.96 5.46 62.23 0.49 0.12 0.96

TCARAHN.

1

2,700 COMPOSITO DEL OlA TMH 3026 2899 TMS 1

4.39 12.21 3.58 50.33 0.23 4.39

gAg/t

67.48 1,251.08 2,398.95 223.21 10.00 65.61

Ag (Ozlt)

2.17 40.22 77.13 7.18 0.32 2.11

e u

100.00 46.07 12.01 30.42 11.51 100.02

RECUPERACIONES Pb Zn

100.00 3.76 81.40 4.09 10.76 100.01

% Ag

100.00 1.85 1.03 92.42 4.71 100.01

100.00 12.33 44.87 26.69 13.34 97.23

TOTAL ACUMULADO A LA FECHA PRODUCTO

Cabeza Conc. Cu

Conc.Pb Conc.Zn Relave

TMS

83,514.04 613.85 2,260.01 6,746.79 73,893.40 83,514.04

%PESO

100.00 0.74 2.71 8.08 88.48 100.00

%Cu

0.28 16.64 2.97 0.71 0.02 0.28

%Pb

2.06 7.68 68.00 0.75 0.12 2.06

ENSAYES %Zn

4.58 10.71 3.13 51.62 0.28 4.58

9 92 22.90 6.36 7 68 10 47 10.32

85.85 S. C.

ENSAYES

PRODUCTO

%Fe

104.04 20.36 36.17 30.33 14.15 100.00

2,575 SEGUNDA GUARDIA TMH 1492 1 TMS 1428

1

'

RECUPERACIONES gAg/t

73.00 1,018.42 1,639.63 131.92 10.00 71.37

Ag (Ozlt)

2.35 32.74 52.71 4.24 0.32 2.29

Cu

100.00 43.18 28.51 20.49 7.82 100.00

Pb

100.00 2.74 89.23 2.95 5.09 100.00

%

Zn 100.00 1.72 1.85 91.00 5.44 100.00

Ag

100.00 10.49 62.17 14.93 12.40 100.00

/o Fe

0

S 40 23.43 6.10 7.00 9.30 9.10

.Concentradora Mahr Túnel Fecha:.

SC/Ticlio

MINERAL TRATADO

TMH HUMEDAD. TMS.

l-24.~

3,026.ool 4.211 2,899.00j

1

-~ 1

Molinos Moi1Dx13 Mol N° 1 Mol N° 2 Mol N° 3

31 de enero de 2013

T:M:S 2,899.20

-

Horas

TMS/HR

24.00 24.00

120.80

-

-

24.00

-

-

RESULTADOS DEL OlA PRODUCTO

TMS 2,898.64 19.28 36.58 233.88 2,608.90 2,898.64

Cabeza Conc.Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

%PESO 100.00 0.67 1.26 8.07 90.00 100.00

%Cu 0.21 14.88 2.04 0.81 0.03 0.21

%Pb 0.96 5.46 62.23 0.49 0.12 0.96

ENSAYES %Zn 4.39 12.21 3.58 50.33 0.23 4.39

O B J E T 1V O S PRODUCTO Cabeza Conc.Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

82,500.00 448.43 1,972.36 6,933.94 73,145.27 82,500.00

TMS 2,760.00 14.95 65.75 231.13 2,438.18 2,750.00

%PESO 100.00 0.54 2.39 8.40 88.66 100.00

%Cu 0.23 23.40 1.43 0.30 0.05 0.23

%Pb 1.70 5.37 62.77 0.91 0.11 1.70

gAglt 67.48 1,251.08 2,398.95 223.21 10.00 65.61

DEL

ENSAYES %Zn 5.05 4.07 4.21 53.67 0.47 5.05

Ag(Ozlt) 2.17 40.22 77.13 7.18 0.32 2.11 5,275

Cu 100.00 46.07 12.01 30.42 11.51 100.02

Ag(Ozlt) 2.48 65.05 64.27 4.76 0.21 2.48

Cu 100.00 55.98 15.08 11.27 17.67 100.00

gAglt 76.99 2,023.28 1,999.02 148.05 6.53 77

83.89

188,951

1

Cabeza Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

-

TMS 83,514.04 613.85 2,260.01 6,746.79 73,893.40 83,514.04

%PESO 100.00 0.74 2.71 8.08 88.48 100.0Q

%Cu 0.28 16.54 2.97 0.71 0.02 0.28 -----

%Pb 2.05 7.68 68.00 0.75 0.12 2.06

ENSAYES %Zn 4.58 10.71 3.13 51.62 0.28 4.58

Ag 100.00 12.33 44.87 26.69 13.34 97.23 1

DIA

gAglt 73.00 1,018.42 1,639.63 131.92 10.00 71.37

Ag(Ozlt) 2.35 32.74 52.71 4.24 0.32 2.29

167,847:

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 0.44 1.72 88.28 1.99 89.38 4.49 8.19 5.51 100.00 100.00

Ag 100.00 14.28 62.08 16.16 7.47 100.00

92.53'

1

RESULTADO METALURGICO ACUMULADO A LA FECHA PRODUCTO

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 3.76 1.85 81.40 1.03 92.42 4.09 10.76 4.71 100.01 100.01

Cu 100.00 43.18 28.51 20.49 7.82 100.00

RECUPERACIONES % Pb Ag Zn 100.00 100.00 100.00 10.49 2.74 1.72 89.23 62.17 1.85 2.95 91.00 14.93 5.09 5.44 12.40 100.00 100.00 - - _!_00.00 87.60;

Balance Metalúrgico Por Guardias - Mahr Túnel Fecha:

.. , .... ·-· ---------TMH TMS

1519 1457

PRODUCTO

.a .... ,

4.06

TMS

1.467.33 6.23 27.03 98.68 1,325.49 1.457.33

Cabeza Conc. Cu

Conc.Pb Conc.Zn Relave

·- -- -------·-1500

TMH TMS

•·-••a••.c;

-- _................

1436

PRODUCTO Cabeza

Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

70

200

-200

29.2 23.8

23 5 22..4

47.3 53.8

%PESO

%Cu

%Pb

ENSAYES %Zn

100.00 0.43 1.85 6.76 90.95 100.00

TMS

0.23 17.14 3.20 1.08 0.03 0.23

...,._, ,, ... ,...,, Mallas: Cabeza Relave %PESO

70

1.36 8.00 64.80 0.62 0.09 1.36

...............,....

3.74 8.65 2.84 60.33 0.27 3.74

-200

32 2 22.0

21 8 24.9

48.2 53.1

%Cu

%Pb

ENSAYES %Zn

0.38 19.13 2.68 0.78

1,298.81

90.42

0.04

1,436.40

100.00

0.38

1.20 3.83 64.38 0.62 --

1

gAg/t

82.00 1,780.00 2,480.00 248.00 15.00 84.03

Ag (Oz/t)

S. C.

TK:LIO

CAUDALOSA

4Bo/o

24°/o

30%

RECUPERACIONES % Pb Zn

Cu

2.64 57.23 79.73 7.97 0.48 2.70

100.00 31.46 25.47 31.36 11.72 100.00

100.00 2.51 88.37 3.08 6.02 99.98

100.00 0.99 1.41 91.03 6.57 99.99

3,298

200

100.00 1.30 1.61 6.67

1,436.40 18.66 23.13 96.80

211 dfl fflbrflro dfl 2013

_.,....., ••u•a

Mallas: Cabeza Relave

~

4.24

. . . . ..,

3.66 7.33 3.34 48.03

S. C.

46%

103.00 2.425.00 2,495.00 210.00

0.08

0.23

19.00

1.20

3.56

102.86

Ag (Oz/t)

3.31 77.96 80.21 6.75 0.61 3.31

Cu

100.00 66.73 11.42 13.76 9.10 100.00

1

TICUO

CAUDALOSA

24%

30%

RECUPERACIONES % Pb Zn

100.00 4.15 86.38 3.45 6.03 100.01

100.00 2.68 1.51 89.98

PRODUCTO Cabeza Conc. Cu

Conc.Pb Conc.Zn Relave

4.15

TMS

2,893.73 24.89 60.16 194.38 2,624.30 2,893.73

Mallas Cabeza Relave

66 30.7 22.9

200 2:>.8 23.7

-200 488 53.5

%PESO

%Cu

%Pb

ENSAYES %Zn

100.00 0.86 1.73 6.72 90.69 100.00

0.31 18.63 2.96 0.93 0.03 0.31

1.28 4.87 64.60 0.62 0.09 1.28

3.66 7.66 3.07 49.20 0.25 3.65

gAg/t

92.42 2,263.52 2,486.92 229.27 16.98 93.38

Ag(Oz/t)

2.97 72.77 79.95 7.37 0.55 3.00

97.59 9.06 64.74 19.96 16.24 100.00

Ag

100.14 30.62 39.06 13.62

5.84

16.70

100.00 83.30

Cu 100.00 62.64 16.83 20.53 10.11 100.00

RECUPERACIONES Pb Zn

100.00 3.27 87.46 3.25 6.02 99.99

% Ag

100.00 1.81 1.46 90.62 6.22 100.00

100.00 21.06 46.64 16.66 16.66 101.03

TOTAL ACUMULADO A LA FECHA PRODUCTO Cabeza Conc. Cu Conc. Pb

Conc.Zn Relave

TMS

78,690.62 781.87 1,647.66 6,448.81 69,812.40 78,590.62

%PESO

100.00 0.99 1.97 8.21 88.83 100.00

%Cu

0.36 20.10 3.20 0.86 0.04 0.36

%Pb

1.61 5.78 66.66 0.73 0.11 1.51

ENSAYES %Zn

4.60 8.71 2.92 60.93 0.31 4.60

gAg/t

82.42 1.467.36 2,113.02 177.87 13.23 82.56

Ag(Oz/t)

2.85 47.18 67.93 5.72 0.43 2.65

%Fe 8 18 24.38 5.20 6 84 8.71 8,59

TCARAH N.

100.01

3,957 COMPOSITO DEL OlA 3019 TMH 2893 TMS

Ag

83.76 1

gAg/t

TCARAHN.

Cu

100.00 64.79 17.29 19.35 8.57 100.00

RECUPERACIONES Pb Zn

100.00 3.82 86.67 3.96 6.55 100.00

%

100.00 1.89 1.25 90.94 5.92 100.00

Ag

100.00 17.68 60.40 17.68 14.24 100.00

%Fe 10.24 26.48 6,70 9.26 10.82 10.67

Concentradora Mahr Túnel Fecha:· MINERAL TRATADO

Molinos Mol10x13 Mol N° 1 Mol N° 2 Mol N° 3

!SC 1 Ticlio 1 Caudales¡¡¡ 1

TMH HUMEDAD. TMS.

~--2~

HORAS DE OPERACIÓN:

28 de febrero de 2013 Horas

T:M:S

2,893.20

-

-

TMS/HR

24.00 24.00

24.00

120.55

-

-

-

RESULTADOS DEL DIA '

PRODUCTO

TMS 2,893.73 24.89 50.16 194.38 2,624.30 2,893.73

Cabeza Conc.Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave -

---

%PESO 100.00 0.86 1.73 6.72 90.69 100.00

%Pb 1.28 4.87 64.60 0.62 0.09 1.28

%Cu 0.31 18.63 2.96 0.93 0.03 0.31

.

'

J..·-

ENSAYES %Zn 3.65 7.66 3.07 49.20 0.25 3.65

-'

O B J E T 1V O S

t·-

PRODUCTO Cabeza Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

-

77,000.08 470.60 1,835.65 6,641.57 68,052.26 77,000.08

TMS 2,750.00 16.81 65.56 237.20 2,430.44 2,750.00

%PESO 100.00 0.61 2.38 8.63 88.38 100.00

%Cu 0.25 23.19 1.62 0.34 0.05 0.25

gAglt 92.42 2,263.52 2,486.92 229.27 16.98 93.38

%Pb 1.66 5.18 60.91 0.89 0.11 1.66

DEL

ENSAYES %Zn 5.15 3.49 3.95 53.70 0.45 5.15

Ag (Ozlt) 2.97 72.77 79.95 7.37 0.55 3.00 7,254

Cu 100.00 52.54 16.83 20.53 10.11 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 3.27 1.81 87.45 1.46 90.52 3.25 6.02 6.22 99.99 100.00

Ag 100.00 21.06 46.64 16.66! 16.66 101.03'

84.37

DIA

gAg/t 74.94 1,741.17 1,952.37 140.28 6.53 75

., 1

Ag (Ozlt) 2.41 55.98 62.77 4.51 0.21 2.41

Cu 100.00 55.67 15.15 11.47 17.71 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 1.91 0.41 87.52 1.83 90.01 4.63 5.94 7.75 100.00 100.00

171,538

Ag 100.00 14.20 62.11 16.16 7.53 100.00

92.47

RESULTADO METALURGICO ACUMULADO A LA FECHA PRODUCTO Cabeza Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave -

--·-

TMS 78,590.62 781.87 1,547.55 6,448.81 69,812.40 _]'8,590.62

%PESO 100.00 0.99 1.97 8.21 88.83 100.00

%Cu 0.36 20.10 3.20 0.86 0.04 0.36

%Pb 1.51 5.78 65.55 0.73 0.11 1.51

ENSAYES %Zn 4.60 8.71 2.92 50.93 0.31 4.60

gAglt 82.42 1,467.36 2,113.02 177.87 13.23 82.56

Ag (Ozlt) 2.65 47.18 67.93 5.72 0.43 2.65

178,894'

Cu 100.00 54.79 17.29 19.35 8.57 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 3.82 1.89 85.67 1.25 90.94 3.96 6.55 5.92 100.00 100.00

Ag 100.00 17.68 50.40 17.68 14.24 100.00

85.76'

Balance Metalúrgico Por Guardias - Mahr Túnel ,---

...... ,.._,.,.,..,.

__

,..,.,,_,,..,.

TMS

1,443.71 12.39 32.93 111.33 1,267.06 1.443.7!

Cabeza

Conc.Cu Conc. Pb

Conc.Zn Relave

.....,._,,._,...,. .....,._,....,.,,_, ........

J.

1505 1429

TMH TMS

R•lave

%Cu

%Pb

--

Relave TMS

1,429.30 16.41 29.81 84.93 1,299.14 1.429.30

Cabeza Conc. Cu

Conc. Pb Conc.Zn Reta ve

j

o~~

.... M::llh:as:

%PESO

100.00 1.08 2.09 5.94 90.69 100.00

..

-200

1

42.9 46.2

S. C.

1

4.44 6.55 3.06 62.13 0.33 4.44

~~~

CAUDALOSA

TICLIO ~70tf.e

1

1

TCARAHN.

2,90~

1

1

ENSAYES %Zn

1.64 1.73 60.11 0.36 0.14 1.54

0.42 21.96 3.66 1.09 0.07

100.00 0.66 2.26 7.71 69.15 100.00

31 de marzo dQ 2013

Fecha:

"'

%PESO

Cl3bezg

PRODUCTO

-,u ....

200 24.3 28.1

'-U~ITif#

5.03

11

70 32.8 25.7

MaiJgs: Cabeza

4.39

PRODUCTO

__

_.,

J.ll..oU31TIW

1510 1444

TMH TMS

gAg/t

--

Ag (Oz/t

64.00 1,315.00 1.675.00 142.00 21.00 8:3.73

RECUPERACIONES Pb Zn

Cu 100.00 44.64 19.67 20.00 15.29 100.00

2.70 42.28 60.28 4.57 0.68 2.69

-

%

Ag

100.00 1.27 1.58 90.64 6.63 100.01

100.00 0.96 89.04 1.90 8.11 1_0Q.01

100.33 13.47 61.09 13.08 22.36 1_QO~O~

3,017 '-U

UUI

-200

24 5 2.5.1 %Pb

%Cu

77.64

:3

200

70 29.4 22.9

0.37 19.17 2.84 0.74

1.66 4.73 64.39 0.50

0.07

0.15

0.37

1.56

1

46.1 52..0 ENSAYES %Zn

3.68 6.28 3.12 62.81 0.34 3.58

TICLIO

S. C.

1

gAg/t

Ag (Oz/t)

84.00 1,855.00 1,870.00 150.00 21.00 87.00

2.70 59.64 60.12 4.82 0.68 2.60

~~~

Cu 100.00 66.01 16.06 11.93 16.00 100.00

1

~zo&

1

;

~9~

RECUPERACIONES Pb Zn

100.00 3.27 86.09 1.91 8.74 100.00

TCARAHN.

CAUDALOSA

1

%

Ag

100.00 1.69 1.82 87.66 8.63 100.00

96.55 22.99 44.83 10.24 21.94 100.00 78.06 ¡

3,121 ' COMPOSITO DEL OlA 3015 TMH TMS 2873

PRODUCTO

_L

4.71

TMS

2,873.01 27.80 62.74 196.26 2,586.21 2,873.01

Cabeza Conc. Cu

Conc.Pb Conc.Zn Relave --

Mgllgs

66

200

-200

Cabeza Relave

31.1 24.3

24.4 28.6

44.5 49.1

%PESO

%Cu

%Pb

ENSAYES %Zn

100.00 0.97 2.18 6.83 90.02 100.00

0.39 20.41 3.27 0.94 0.07 0.39

1.66 3.39 62.14 0.43 0.15 1.55

4.01 6.40 3.10 62.42 0.34 4.01

~PRODUCTO

TMS

86,887.09 829.94 1,743.82 6,840.26 78,473.07 86,887.09

Cabeza Conc. Cu Conc.Pb

Conc.Zn Relave

+

t- ----

%PESO

100.00 0.96 2.01 6.72 90.32 100.00

%Cu

0.34 16.22 2.86 1.10 0.06 0.34

%Pb

1.60 9.04 66.73 0.82 0.16 1.60

ENSAYES %Zn

3.96 8.41 2.79 62.04 0.35 3.95

1

t gAg/t

Ag (Oz/t

84.00 1,614.39 1,872.62 145.46 21.00 85.36

2.70 51.90 60.20 4.68 0.68 2.74

Cu 100.00 60.04 18.10 16.25 15.62 100.00

1 • •. TOTAL ACUMULADO A LA FECHA

~

.

1

gAg/t

82.23 1,396.87 1,951.95 183.45 18.05 81.15

RECUPERACIONES Pb Zn

100.00 2.12 87.66 1.90 8.42 100.01

%

Ag

100.00 1.54 1.69 89.26 7.52 100.01

100.00 18.60 48.69 11.83 22.50 101.62

-, Ag

Oz/t)

2.64 44.91 62.76 5.90 0.58 2.61

Cu 100.00 46.97 17.05 21.93 15.06 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 5.39 2.03 82.33 1.42 3.44 88.47 8.84 8.08 100.00 100.00

t

J

Ag

100.00 16.44 48.27 16.20 20.09 100.00

Concentradora Mahr Túnel

t

Fecha:

31 de marzo de 2013

1

MINERAL TRATADO

SC 1 Ticlio 1 Caudalosa 1

TMH HUMEDAD. TMS.

3,015.00 4.71 2,873.00

1

HORAS DE OPERACIÓN:

1

Molinos

t1

Mol 10x13 Mol N• 1

1

Mol N° 2 Mol N° 3

Horas

T:M:S

2,873.04

-

TMS/HR

24.00 24.00

24.00

119.71

-

-

RESULTADOS DEL DIA PRODUCTO

TMS 2,873.01 27.80 62.74 196.26 2,586.21 2,873.01

Cabeza Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

%PESO 100.00 0.97 2.18 6.83 90.02 100.00

%Cu 0.39 20.41 3.27 0.94 0.07 0.39

' O B J E T 1V O S

1-

PRODUCTO Cabeza Conc.Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

~

ENSAYES %Zn 4.01 6.40 3.10 52.42 0.34 4.01

%Pb 1.55 3.39 62.14 0.43 0.15 1.55

85,250.00 817.89 1,855.00 7,281.39 75,295.72 85,250.00

TMS 2,750.00 26.38 59.84 234.88 2,428.89 2,750.00

%PESO 100.00 0.96 2.18 8.54 88.32 100.00

%Cu 0.39 22.29 2.79 0.57 0.08 0.39

'

DEL

ENSAYES %Zn 5.08 2.17 4.22 53.70 0.43 5.08

%Pb 1.54 2.81 62.44 0.84 0.09 1.54

1

gAglt 84.00 1,614.39 1,872.62 145.46 21.00 85.36

•

Ag (Ozlt) 2.70 51.90 60.20 4.68 0.68 2.74 6,138

Cu 100.00 50.04 18.10 16.25 15.62 100.00

Ag (Ozlt) 2.56 37.76 73.12 4.85 0.22 2.56

Cu 100.00 54.33 15.43 12.34 17.90 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 1.54 2.12 87.56 1.69 89.26 1.90 8.42 7.52 100.01 100.01

Ag 100.00 18.60 48.69 11.83 22.50 101.62

79.11

DIA

gAglt 79.63 1,174.47 2,274.29 150.85 6.84 80

RECUPERACIONES % Zn Pb 100.00 100.00 0.41 1.75 88.23 1.81 90.28 4.68 7.50 5.34 100.00 100.00

92.46

201,808.

•

Ag 100.00 14.15 62.14 16.17 7.54 100.00

RESULTADO METALURGICO ACUMULADO A LA FECHA

j

-

PRODUCTO Cabeza Conc.Cu Conc.Pb Conc. Zn Relave

___ l

TMS 86,887.09 829.94 1,743.82 5,840.26 78,473.07 86,887.09

%PESO 100.00 0.96 2.01 6.72 90.32 100.00

%Cu 0.34 16.22 2.86 1.10 0.06 0.34

%Pb 1.60 9.04 65.73 0.82 0.16 1.60

l

ENSAYES %Zn 3.95 8.41 2.79 52.04 0.35 3.95

1

gAg/t 82.23 1,396.87 1,951.95 183.45 18.05 81.15

Ag (Ozlt) 2.64 44.91 62.76 5.90 0.58 2.61

181,1521

Cu 100.00 45.97 17.05 21.93 15.06 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 5.39 2.03 82.33 1.42 88.47 3.44 8.08 8.84 100.00 100.00

Ag 100.00 16.44 48.27 15.20 20.09 100.00

79.91 ~

.Balance llfetalúrgico Por Guardias - llfahr Túnel 30 de abril de 20"13

Fecha: PRIMERA GUARDIA

TMH

1515

TMS

1453

J. Cárdena• 4.08

SC / Tic/lo / Caudato•• Mall:.s:

70

1

200

Cabeza

30.4

1

23.0

Relave

23.3

1

26.5

-200

S. C.

46.6 1

50.2

1

1

39°/o

%PESO

TMS

%Cu

%Pb

%Zn

CAUDALOSA

29%

32°/o

T CARAH N.

1

ENSAYES

PRODUCTO

TICLIO

RECUPERACIONES gAg/t

Cu

Ag (Oz/t)

%

Zn

Pb

Ag

1.463.19

100.00

0.42

2.40

4.66

89.00

2.86

100.00

100.00

100.00

Conc. Cu

11.92

0.82

22.84

5.25

6.20

1,225.00

39.38

44.83

1.79

1.12

10.93

Conc::. Pb

49.93

3.44

2.90

64.13

3.38

1,680.00

54.01

23.84

91.8'1

2.55

62.79 11.87

Cabeza

Conc.Zn Relava

108.63

7.48

1.22

0.51

66.33

146.00

4.69

21.81

1.59

90.70

1,282.71

88.27

0.05

0.13

0.29

15.00

0.48

9.50

4.78

5.61

14.40

1,453.19

100.00

0.42

2.40

4.58

91.93

2.96

99.98

99.98

99.98

100.00

3,676 SEGUNDA GUARDIA

TMH TMS

1524 1464

PRODUCTO

Cabeza Conc::. Cu

Conc.Pb Conc.Zn Relave

J.

Co•tn• 3.92

_j_

TMS 1.464.26 14.86 64.0'1 106.63 1,288.76 1,464.26

Mallas: Cabeza Relava %PESO 100.00 1.01 3.69 7.28 88.01 100.00

SC / Tic/Jo / Caucla/oaG 70 200

-200

33.3

~

~

25.6

""'·A

AO.A ENSAYES

%

Cu 0.44 19.69 3.80 0.80 0.05 0.44

%Pb 2.44 4.30 60.9"1 0.36 0.14 2.44

%Zn

4.46 7.83

3.60 63.13 0.43 4.46

S. C.

1

gAg/t 83.00 1,075.00 1,420.00 89.00 13.00 81.21

Ag {Oz/t

2.67 34.56 45.65 2.86 0.42 2.61

3Q%

Cu 100.00 44.87 31.63 13.15 10.33 99.98

-1

TICUO

2GOió

r-

65.60 CAi..JDAL6SA

PRODUCTO

Cabeza Conc. Cu Conc. Pb

Conc.Zn Rala ve

4.00

TMS 2.917.46 26.78 103.95 216.26 2,571.46 2,917.45

Mallas Cabeza Relave %PESO 100.00 0.92 3.56 7.38 88.14 100.()0

66

200

3_1 •.1L

22.3 ,.,

...

24.S %Cu 0.43 21.04 3.37 1.01 0.05 0.43

%Pb 2.42 4.72 62.46 0.44 0.14 2.42

Cabeza

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 1.79 1.78 92.08 2.98 86.76 1.07 5.05 8.49 99.99 99.99

Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave

%PESO 100.00 0.93 2.25 7.07 89.74 100,00

%Cu 0.36 18.93 2.72 1.03 0.05 0.35

%Pb 1.73 6.58 66.81 0.60 0.13 1.73

Aq

102.20 13.43 64.60 7.98 14.09 100.00

85.91

415.9_ AO.S ENSAYES

%Zn 4.61 7.10 3.49 64.24 0.36 4.51 -

RECUPERACIONES gAg/t

85.99 1,141.77 1,544.90 117.76 14.00 86.55

Ag(Oz/t

2.76 36.71 49.67 3.79 0.45 2.78

Cu 100.00 44.86 27.86 17.34 9.93 99.98

%Zn 4.09 7.88 3.01 61.96 0.31 4.09

Pb 100.00 1.79 91.96 1.33 4.92 99.99

%

Zn 100.00 1.45 2.76 88.74 7.04 99.99

Ag

100.00 12.19 64.01 10.10 14.35 100.65

LA FECHA

ENSAYES TMS 78.894.61 733.21 1.778.43 5.681.53 70,801.44 78,894.61

CARAH~

-200

TOTAL ACUMULADO A PRODUCTO

T

1

32CMa

3,284 COMPOSITO DEL DIA 3039 TMH 2917 TMS

96.61

gAg/t

84.67 1,394.11 1,792.99 188.96

18.92 83.72

Ag (Oz/t 2.72 44.82 57.64 6.07 0.61 2.69

Cu 100.00 49.67 17.26 20.59 12.58 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 3.53 1.79 87.03 1.66 89.79 2.43 7.00 6.76 100.00 100.00

Ag

100.00 16.48 48.28 16.97 20.28 100.00

Concentradora Mahr Túnel

·•·'

4

·•

r~

MINERAL TRATADO

.SC 1 Ticlio 1 Caudalosa

Molinos Mol 10x13

3,039.00 4.00 2,917.00

TMH HUMEDAD. TMS.

LHORAS

+

30 de abril de 2013

Fecha:

DE OPERACION:

1

24.00

1

Mol N" 1 Mol N" 2 Mol N°_3 _

Horas

T:M:S

2,917.20

-

TMS/HR

24.00 24.00

24.00

121.55

-

RESULTADOS DEL OlA PRODUCTO

TMS 2,917.45 26.78 103.95 215.26 2,571.46 L__2,917.45 - -

Cabeza

Conc.Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave _

%PESO 100.00 0.92 3.56 7.38 88.14 100.00

%Cu 0.43 21.04 3.37 1.01 0.05 0.43

__..!._

PRODUCTO

TMS 2,750.00 35.33 45.66 232.78 2,436.23 2,750.00

77,000.00 989.29 1,278.58 6,517.82 68,214.31 77,000.00

Cabeza Conc. Cu Conc. Pb Conc.Zn Relave

%PESO 100.00 1.28 1.66 8.46 88.59 100.00

ENSAYES %Zn 4.51 7.10 3.49 54.24 0.36 4.51

.OBJETIVOS .

%Cu 0.52 18.79 4.81 0.79 0.14 0.52

1

%Pb 1.24 1.86 62.12 0.74 0.14 1.24

~-

gAg/t 85.99 1,141.77 1,544.90 117.76 14.00 86.55

Ag (Ozlt) 2.76 36.71 49.67 3.79 0.45 2.78

Cu 100.00 44.85 27.86 17.34 9.93 99.98

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 1.79 1.45 91.95 2.76 88.74 1.33 4.92 7.04 99.99 99.99

Cu 100.00 46.82 15.50 12.95 24.73 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 0.38 1.92 82.96 1.52 89.22 5.05 10.07 8.88 100.00 100.00

6,961.

DEL

ENSAYES %Zn 5.00 1.46 4.58 52.70 0.50 5.00

J

1 1

%Pb 2.42 4.72 62.46 0.44 0.14 2.42 --

Ag 100.00 12.19 64.01 10.10 14.35 100.65 86.30'

D/A

gAglt 96.40 1,256.27 2,832.28 180.09 20.22 96 •

Ag (Ozlt) 3.10 40.39 91.06 5.79 0.65 3.10

194,109 1

Ag 100.00 16.74 48.79 15.81 18.66 100.00

81.341

RESULTADO METALURGICO ACUMULADO A LA FECHA

-

PRODUCTO Cabeza Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave --

1

TMS 78,894.61 733.21 1,778.43 5,581.53 70,801.44 78,894.61

l

%PESO 100.00 0.93 2.25 7.07 89.74 100.00

%Cu 0.35 18.93 2.72 1.03 0.05 0.35

%Pb 1.73 6.58 66.81 0.60 0.13 1.73

ENSAYES %Zn 4.09 7.88 3.01 51.96 0.31 4.09

gAglt 84.67 1,394.11 1,792.99 188.96 18.92 83.72 ---

Ag (Ozlt) 2.72 44.82 57.64 6.07 0.61 2.69

169,287

J

Cu 100.00 49.57 17.26 20.59 12.58 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 3.53 1.79 87.03 1.66 89.79 2.43 6.76 7.00 100.00 100.00

Ag 100.00 15.48 48.28 15.97 20.28 100.00

79.72

J

Balance Metalúrgico Por Guardias - Mahr Túnel Fecha: PRIMi:RA GUARDIA

TMH TMS

L

1441 1392

Mallas: Cabeza Relave

3.40

PRODUCTO

TMS

%PESO

1,392.01 11.90 37.10 100.26 1,242.76 1,392.01

Cabeza Conc. Cu

Conc.Pb Conc.Zn Relave

31 de mayo de 2013

SC 'Tic/lo

Echevarr.

100.00 0.85 2.67 7.20 89.28 100.00

70 39 25

o o

%Cu

J

-200

S. C.

TIC UO

CAUDALOSA

23 4 27 1

37.6 47 9

35°/o

32°/o

33°/o

%Pb

ENSAYES %Zn

200

2.04 6.20 69.23 0.48 0.12 2.04

0.23 13.92 2.22 0.40 0.03 0.23

gAg/t

4.32 9.50 3.24 64.65 0.25 4.32

Ag (Oz/t)

2.03 30.22 50.48 2.89 0.26 2.04

63.00 940.00 1.570.00 90.00 8.00 63.50

Cu

TCARAH N.

RECUPERACIONES % Pb Zn

100.00 61.29 25.52 12.42 10.78 100.00

Ag

99.21 12.66 65.89 10.21 11.25 100.00

100.00 1.88 2.00 90.94 5.17 99.99

100.00 2.60 90.44 1.69 5.25 99.99

2.522 SEGUNDA GUARDIA 1520 TMH 1468 TMS

L

Echevar

3.39

Cabeza Conc. Cu

Mallas: Cabeza

Conc. Pb Conc.Zn Relave

COMPOSITO DEL DIA 2961 TMH 2860 TMS

PRODUCTO Cabeza

Conc. Cu

Conc.Pb

Conc.Zn Relave

70

200

30.7 21.8

19 5 24.7

-200 49.8 53 5

88.75 S. C.

35%

TMS

3.40

%PESO

100.00 0.55 2.77 7.10 89.58 100.00

Mallas Cabez:a Relave

%Zn 4.20 9.45 3.32 64.00 0.25 4.20

%Pb

%Cu

2.00 7.38 66.12 0.66 0.12 2.00

0.22 13.98 3.06 0.47 0.03 0.22

66

-¡

34 9 23 4

gAg/t

Ag(Oz/t)

63.00 960.00 1,530.00 102.00 8.00 62.07

2.03 30.86 49.19 3.28 0.26 2.00 2,592

Cu

2,860.48 19.96 77.80 204.46 2,558.28 2,860.48

%PESO 100.00 0.70 2.72 7.15 89.44 100.00

%Cu

32%

33%

TCARAHN.

100.00 2.02 90.26 2.34 5.38 99.99

Ag

100.00 1.23 2.19 91.23 5.33 99.99

101.49 8.48 68.32 11.66 11.55 100.00 88.45

-200

200 21 5 25 9

43 7 50.7 gAg/t

%Zn 4.26 9.48 3.28 64.27 0.25 4.26

%Pb

0.23 13.94 2.66 0.44 0.03 0.23

CAUDALOSA

RECUPERACIONES % Pb Zn

100.00 34.98 38.71 15.24 11.04 99.97

ENSAYES

TMS

TIC UD

1

ENSAYES

1,468.47 8.06 40.70 104.20 1,315.53 1,468.4_7

2.02 6.68 67.08 0.57 0.12 2.02

63.00 948.07 1,549.07 96.12 8.00 62.77

Ag(Oz/t)

-

2.03 30.48 49.80 3.09 0.26 __2.02

Cu

100.00 43.16 32.10 13.82 10.91 99.98

RECUPERACIONES % Pb Zn

--·

-

100.00 2.31 90.34 2.02 5.31 !}_9.9_!!

-

100.00 1.55 2.10 91.09 5.25 -- 99~ 99_

Ag

-

100.00 10.49 66.88 10.90' 11.36¡ _ll9,fl3

TOTAL ACUMULADO A LA FECHA PRODUCTO

Cabeza Conc. Cu

Conc.Pb Conc. Zn Relave

ENSAYES

TMS

87,103.50 663.89 2,248.14 6,363.08 77,828.40 87,103.50

7.06 24.20 4.16 6.04 7 83 7.74

SC / Tic/lo / Caudalosa

a

Relavo PRODUCTO

%Fe

%PESO

100.00 0.76 2.58 7.31 89.35 100.00

%Zn 4.28 9.68 3.23 62.70 0.31 4.28

%Pb

%Cu

0.26 15.57 2.20 0.58 0.04 0.25

1.93 6.81 66.70 0.56 0.13 1.93

gAg/t

69.31 1,133.39 1,563.70 120.69 12.18 68.69

CONCENTRACION REACflVOS PLANTA

S04Cu

7 .2.0

1

S04Zn

5 30

1 j_.

Z-11

4,50

NaCN

1

1 ,30

Ag70z/t)

2.23 36.44 50.27 3.88 0.39 2.21

Cu

100.00 47.38 22.65 17.03 12.95 100.00

RECUPERACIONES % Zn Pb

100.00 2.68 89.03 2.10 6.18 100.00

100.00 1.72 1.95 89.94 6.39 100.00

Ag

100.00• 12.68, 68.75' 12.83• 15.84 100.00i

%Fe

7.08 21.80 4.88

e

01

6.40 e 42

Concentradora Mahr Túnel 1 31 de mayo de 2013

Fecha: 1

[ MINERAL TRATADO

•

;

tSC 1 Ticllo 1 C¿udalosa

Molinos

•

1 1 HORAS DE OPERACIÓN:

TMH HUMEDAD. TMS.

[

T:M:S

2,860.80

Moi1Dx13

1

24.00

-

Mol N°1

l

Mol N° 2 Mol N° 3

1

Horas

TMS/HR

24.00 24.00

24.00

119,20

-

RESULTADOS DEL DIA 1 PRODUCTO

TMS 2,860.48 19.96 77.80 204.46 2,558.28 2,860.48

Cabeza Conc. Cu Conc.Pb Conc.Zn Relave --·-

%PESO 100.00 0.70 2.72 7.15 89.44 100.00

ENSAYES %Zn 4.26 9.48 3.28 54.27 0.25 4.26

%Pb 2.02 6.68 67.08 0.57 0.12 2.02

%Cu 0.23 13.94 2.66 0.44 0.03 0.23

-

gAglt 63.00 948.07 1,549.07 96.12 8.00 62.77

Ag (Ozlt) 2.03 30.48 49.80 3.09 0.26 2.02

Cu 100.00 43.16 32.10 13.82 10.91 99.98

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 2.31 1.55 90.34 2.10 91.09 2.02 5.31 5.25 99.99 99.99

Cu 100.00 46.00 15.37 11.92 26.71 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 1.61 0.42 86.70 1.87 4.46 90.01 8.23 7.70 100.00 100.00

5,114 J

O B J E T 1V O S PRODUCTO

85,250.00 708.57 1,768.78 7,447.44 75,325.21 85,250.00

Cabeza Conc. Cu Conc. Pb Conc.Zn Relave

TMS 2,750.00 22.86 67.06 240.24 2,429.85 2,750.00

%PESO 100.00 0.83 2.07 8.74 88.36 100.00

...•

ENSAYES %Zn 5.06 2.55 4.56 52.12 0.44 5.06

%Pb 1.58 3.05 65.07 0.80 0.15 1.58 l

1

DIA

gAglt 79.50 1,559.22 1,854.70 142.45 17.73 80 •

Ag (Ozlt) 2.56 50.13 59.63 4.58 0.57 2.56 •

Ag 100.00 16.30 48.40 15.65 19.64 100.00

80.36

175,108:

RESULTADO METALURGICO ACUMULADO A LA FECHA

PRODUCTO

TMS 87,103.60 663.89 2,248.14 6,363.08 77,828.40 87.103.50

Cabeza Conc. Cu Conc. Pb Conc.Zn Relave

J.__ . --

%Cu 0.33 18.07 2.42 0.45 0.10 0.33

DEL

Ag 100.00 10.49 66.88 10.90 11.36 99.63 88.28

1.

%PESO 100.00 0.76 2.58 7.31 89.35 100.00

1--

.....

%Cu 0.26 16.67 2.20 0.58 0.04 0.25

%Pb 1.93 6.81 66.70 0.56 0.13 1.93

1.

l

ENSAYES %Zn 4.28 9.68 3.23 52.70 0.31 4.28

gAglt 69.31 1,133.39 1,563.70 120.69 12.18 68.69

Ag (Ozlt) 2.23 36.44 50.27 3.88 0.39 2.21

_ _l __ _!f:l!-9~1l_

Cu 100.00 47.38 22.65 17.03 12.95 100.00

RECUPERACIONES % Pb Zn 100.00 100.00 2.68 1.72 89.03 1.95 89.94 2.10 6.18 6.39 100.00 100.00

- - - ___.¡._-

-

--.

_l - -

•

Ag 100.00 12.68 68.75 12.83 15.84 100.00

j _ -~,_16"

4.4

DISCUSIÓN DE RESULTADOS. A escala industrial podemos observar que en el mes de Mayo del presente año se observa la mejor recuperación de plomo 90.34% con calidad de 67.08 y desplazamiento de cobre de 2.66 en cuanto al cobre la mejor recuperación se obtuvo en el mes de febrero con 52.4% y ley de 18.63 y desplazamiento de 4.87 de plomo Esto indica que el desplazamiento de plomo aún está ligeramente elevado mientras que el desplazamiento del cobre en el plomo ha bajado considerablemente, en cuanto a la plata se nota que se ha mejorado su distribución en los concentrados de cobre y plomo disminuyendo en el concentrado de zinc. Con estos resultados verificamos que el método propuesto es aplicable para un buen control de contaminantes.

153

CONCLUSIONES

Los resultados obtenidos de las diferentes pruebas realizadas bajo diferentes condiciones y modalidades de flotación, estudio de los reacti_vos y algunos cambios en la circulación de pulpa, etc., y a pesar de las dificultades en la implementación del laboratorio metalúrgico nos ha permitido observar y dar algunas conclusiones.

1.

El mineral, es netamente polimetálico, con buenas leyes de Ag., aunque sumamente dificultosa en su procesamiento puede producir 3 tipos de concentrados: •

Concentrado de Pb/Ag con recuperaciones de plomo de 90,34% y ley en el concentrado de 67,08%

•

Concentrado de Cu/Ag con recuperaciones de 52,4% y con ley de cobre en el concentrado de 18,63%

Mediante la flotación diferencial o selectiva (bulk). Las instalaciones de la concentradora están adecuadas a cualquier modalidad. 2.

El problema principal encontrado es la recuperación de la Ag, que no se conoce, la razón del porque no responde al tratamiento de los reactivos conocidos. Con la ayuda de la microscopia e identificando los compuestos del metal valioso del Pb-Zn y de otros elementos acompañantes, serán valiosos y necesarias

para

la

solución

y

una

mejor

recuperación

de

los

concentrados. 3.

Se ha demostrado eficiencia en la separación

de Cu y Pb, con los

reactivos BISULFITO DE SODIO, FOSFATO MONOSODICO DE SODIO Y El CMC y pH de 5.5 a 6.5. 4.

Se ha confirmado eficiencia en consumo de reactivos en la separación de Cu y Pb, con los reactivos BISULFITO DE SODIO 100 kg, FOSFATO MONOSODICO DE SODIO 25 kg y El CMC 1 kg para 100 TMH por hora y pH de 5.5 a 6.5.

5.

El producto final de molienda que ingresa a flotación está entre 45 - 50% malla menos 200, esto está considerado como un tamaño óptimo para el proceso de flotación en nuestro caso.

6.

Las características del mineral de Caudalosa se han ido modificando con relación a la muestra inicial y al mineral recepcionado para el tratamiento, esto se puede apreciar básicamente en la reducción de las leyes de cabeza.

7.

Los minerales tratados, presentaron mayor contenido de material alterado (óxidos), que afectan a las recuperaciones de plomo-plata y zinc.

8.

Las especies de cobre representan en total 65.96 % en peso de calcopirita y cobre gris.

9.

El sulfuro de hierro presente en la muestra es la pirita, en porcentaje en peso representan en total14.40 %.

RECOMENDACIONES

1.

Realizar un balance de materia en el circuito de flotación para poder observar la distribución del concentrado de cobre en cada celda y así tomar acciones necesarias y rápidas en el proceso de flotación.

2.

Evaluar en mallas valoradas la cinética de molienda para el mejor control de la liberación de partícula.

3.

Se obtiene recuperaciones metalúrgicas regulares del mineral Caudalosa debido a la alta ley de cabeza de Cobre/Plomo perjudicando la etapa de separación y también activando zinc en flotación bulk perjudicando la recuperación de zinc. En general esta muestra no responde a la flotación estándar de Mahr Tunel por tener leyes altas en la cabeza y la planta Mahr Tune! tiene tiempo de flotación para leyes menores de cobre-plomo, entonces es necesario concluir que una mezcla del mineral Caudalosa con otros minerales de menor ley será lo más recomendable para no afectar el proceso metalúrgico.

4.

En las espumas Ro banco A-1 se observa buena recuperación de cobre y plata, la activación sube 1.77% en comparación al banco OK-16, esto se debe a la baja dosificación de depresor de Zinc (ZnS04) por lo que se recomienda incrementar la dosificación del depresor.

5.

En las espumas banco B-11 se observa una mayor cantidad de cobre y plata pero las leyes de hierro y zinc se incrementan por lo que se recomienda adicionar depresor NaCN y ZnS04 en el relave de la OK-16

Bulk. 6.

En las espumas del scavenger se observa que las leyes de cobre, plomo y plata son altos superando a las leyes de cabeza por lo que se recomienda que las espumas regresen a la cabeza de la OK-16 Bulk, con la finalidad de darle mayor tiempo de flotación.

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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Dudenkov, B. 1980. Fundamentos de la Teoría y Práctica de Empleo de

Reactivos de Flotación, Editorial MIR URSS. p.141-185. 2.

Kelly, G.1990. Introducción al Procesamiento de Minerales. 1a Edición,. Noriega Editores, México.

3.

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4.

Sepúlveda,

E. 1986. Dimensionamiento y Pptimización de Plantas

Concentradoras Mediante Técnicas de Modelación Mt:Jtemática, CIMM. Santiago- Chile. p.219. 5.

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6.

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7.

Bulatovic, M. et al. 2002

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Copper/Lead Separation Method in the Raura Planta (Peru)". Minerals Engineering; Vol.14, No 11, EE.UU. pp: 1483-1491. 8.

Manzaneda, J. - Villegas, M. 2002 "Separación Plomo-Cobre: ¿Un tema

resuelto?", IV Congreso Nacional de Ingenieros de Minas.

ANEXOS

Anexo A: MATRIZ DE CONSISTENCIA

PROBLEMA

OBJETIVOS

tecnología es la apropiada para la separación cobre plomo en la planta concentradora MAHR TUNEL UEA YAt¿~I-

Mejorar la recuperación de plomo en los concentrados a partir del tratamiento de menas de origen sulfurado.

TITULO ¿Qué

"EVALUACION DE LA SEPARACION DEL CONCENTRADO BULK PLOMO-COBRE EN LA PLANTA CONCENTRADORA MAHR TONEL UEA YAULIVOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A."

VOLCAN COMPANIA MINERA S.A.A."

¿Qué parámetros son los apropiados para la separación cobre ylomo en el proceso de flotac1ón en la planta concentradora MAHR TONEL VEA YAt¿~IVOLCAN COMPANIA MINERA S.A.A.?

HIPO TESIS

La eval¿ación del proceso de concentración por flotación de mineral de plomo/cobre en la planta concentradora la planta concentradora MAHR TUNEL UEA YAULI- VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A. , Hara eficiente la selección de reactivos Y su dosificación para producir concentrados de plomo/cobre de ley comercial Y recuperación satisfactoria. Mejorar la calidad de los Optimizando los parámetros ~ concentrados separación cobre plomo en el proceso de flotación en la planta concentradora la planta concentradora MAHR TUNEL UEA YAULI- VOLCAN COMPAÑÍA MINERA s.A.A". mejoraremos · 1 l'd d a ca 1 a de los concentrados