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"Facultad de Ingeniería Química y Metalúrgica" •Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica• TRATAMIENTO DE MINERALES MIXTO PARA LA CONCENTRACIÓN POR FLOTACIÓN DE COBRE EN LA CONCENTRADORA SAN JOSé· 2014

TESIS PARA OPTAR EL TITULO DE INGENIERO , METALURGICO

Autor Cabrera L6pez,. Jos6 Abrahan. Dulanto Collantes,. Edson Edu

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Asesor

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lng. Abarca Rodríguez,. Joaquin José

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C.I.P. N2 108833

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Huacho - Perú

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DEDICATORIA

Primeramente

a

Dios

por

habemos

permitido llegar hasta este punto y habemos dado salud, ser el manantial de vida y darnos lo necesario para seguir adelante día a día

para lograr nuestros objetivos,

además de su infmita bondad y amor también a nuestra familia por su apoyo incondicional en esta etapa de mi vida.

2

AGRADECIMIENTO

El

presente

trabajo

de

investigación

agrademos a Dios por bendecimos para llegar hasta donde hemos llegado, porque hiciste realidad nuestros sueños y anhelado. A la UNIVERSIDAD JOSÉ FAUSTINO SÁNCHEZ CARRIÓN por darnos la oportunidad

de

estudiar

y

ser

unos

profesional.

3

PENSAMIENTO

"Un sociólogo norteamericano dijo hace más de treinta años que la propaganda era una formidable vendedora de sueños, pero resulta que yo no quiero que me vendan sueños ajenos, sino sencillamente que se cumplan los mios."

(Mario Benedetti)

4

RESUMEN El objetivo principal de este trabajo fue estudiar teórica y experimentalmente el Tratamiento de los Minerales Mixto, para mejorar la concentración por flotación de cobre en la Concentradora San José -2014.

El estudio experimental se realizó en una celda de flotación de laboratorio con agitación mecánica, utilizando un mineral de Cu de Compañía Minera San José S.A, el cual tiene 3.8% de cobre 2% de sulfuros y 1.8% como oxido.

Las variables operacionales analizadas fueron la velocidad de agitación, el flujo de aire y el sulfuro de sodio, con ello se realizaron 3 pruebas con las siguientes condiciones para la primera Na2S 1.5 kg/TM a 1100rpm y caudal de aire de 11 Llmin.; para la segunda Na2S 1.73 kg/TM a 1200rpm y caudal de aire de 12 Llmin.; mientras que para la tercera corrida Na2S 1.98 kg/TM a 1250rpm y caudal de aire de 14 Llmin.

La mayor eficiencia relativa de recuperación se alcanzó en la segunda prueba con calidad de cobre de 22.00% y una recuperación de 68.75% al nivel laboratorio con una dosificación de 1.73kg/TM de sulfuro de sodio, velocidad de agitación de 1200rpm y un flujo de aire a razón de 12 Llmin, y el relave tiene 0.7% de ley de cobre. Con una proyección de concentrado de calidad de 24.15%, recuperación de 82.40%, y el relave se tiene 0.77% de ley con ratio de concentración de 7.71.

Finalmente, se pudo concluir que es posible obtener un concentrado de cobre, comercializable y un concentrado de Cu de calidad, cumpliendo con ello los objetivos trazados en el presente trabajo de investigación.

S

ÍNDICE GENERAL

CARATULA ......................................................................................................................... 1 DEDICATORIA .................................................................................................................... 2 AGRADECIMIENTO ........................................................................................................... 3 PENSAMIENTO ................................................................................................................... 4 RESUMEN ............................................................................................................................ 5 ÍNDICE GENERAL .............................................................................................................. 6 ÍNDICE DE TABLA ........................................................................................................... 10 ÍNDICE DE FIGURA ......................................................................................................... 11 GLOSARIO DE ABREVIATURA ..................................................................................... 12 ÍNDICE DE ANEXO .......................................................................................................... 13 INTRODUCCIÓN ............................................................................................................... 15 CAPITULO 1....................................................................................................................... 17 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ............................................................................ 17 1.1.

DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA. ................................. 17

1.2.

FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.................................................................. 18

1.2.1.

Problema General. ......................................................................................... 18

1.2.2.

Problema Específico ...................................................................................... 18

1.3.

OBJETIVOS ......................................................................................................... 18

1.3.1.

Objetivo General. .......................................................................................... 18

1.3.2.

Objetivos Específicos .................................................................................... 18

1.4.

FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS ............................................................... 19

1.4.1.

Hipótesis General. ......................................................................................... 19

1.4.2.

Hipótesis Específicas..................................................................................... 19

6

1.5.

OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES .................................................... 20

1.6.

WSTIFICACIÓN ................................................................................................. 20

l. 6.1.

Justificación Práctica..................................................................................... 20

1.6.2.

Justificación Metodológica............................................................................ 21

1.6.3.

Justificación Técnica..................................................................................... 21

1.6.4.

Justificación Social. ....................................................................................... 21

1.6.5.

Justificación Económica................................................................................ 21

CAPITULO 11 ...................................................................................................................... 22 MARCO TEÓRICO ............................................................................................................ 22 2.1.

ANTECEDENTES DE LA INVESTIGACIÓN ................................................... 22

2.1.1.

Investigación Relacionada con el Estudio ..................................................... 22

2.1.2.

Otras Publicaciones ....................................................................................... 24

2.2.

BASES TEÓRICAS ............................................................................................. 26

2.2.1.

Molienda........................................................................................................ 26

2.2.2.

Flotación........................................................................................................ 28

2.2.3.

Flotación de Sulfuros ..................................................................................... 31

2.2.4.

Flotación de oro y plata en Minerales de cobre con presencia de Pirita....... 32

2.2.5.

Depresión de Esfalerita y Pirita..................................................................... 32

2.2.6.

Variables del Proceso de Flotación............................................................... 33

2.2. 7.

Reactivos de Flotación.................................................................................. 39

CAPITULO 111 .................................................................................................................... 44 METODOLOGIA ................................................................................................................ 44 3.1.

DISEÑO METODOLÓGICO ............................................................................... 44

3.1.1. Tipo de Investigación............................................................................................ 44 3.1.2. Método de Investigación....................................................................................... 44

7

3.1.3. Estrategias o Procedimientos de Contrastación de Hipótesis o Cumplimiento de Objetivos Técnica............................................................................................................ 44 3.2.

POBLACIÓN Y MUESTRA ................................................................................ 45

3.2.1. Población.............................................................................................................. 45 3.2.2. Muestra ................................................................................................................. 45 3.3.

TÉCNICAS DE RECOLECCIÓN DE DATOS ................................................... 45

3.3.1. Técnicas ................................................................................................................ 45 3.3.2. Instrumentos .......................................................................................................... 46 3.4.

TÉCNICAS DE PROCEDIMIENTOS DE LA INFORMACIÓN ....................... 46

CAPITULO IV .................................................................................................................... 4 7 RESULTADO EXPERIMENTAL Y ANALISIS ............................................................... 47 4.1.

CARACTERIZACIÓN DE LA MUESTRA ........................................................ 47

4.1.1. Preparación de Muestras ....................................................................................... 47 4.1.2. Análisis Químico .................................................................................................. 47 4.2.

EQUIPOS UTILIZADOS ..................................................................................... 48

4.3.

PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL.............................................................. 49

4.3.1. Diagrama de Pruebas ............................................................................................ 49 4.3.2. Dosificación de los Reactivos ............................................................................... 50 4.3.3. Condiciones de Trabajo........................................................................................ 51 4.4.

RESULTADOS EXPERIMENTALES ................................................................ 56

4.4.1. Resultado de la Primera Prueba de Flotación a Nivel Laboratorio ....................... 56 4.4.2. Resultado de la Segunda Prueba de Flotación a Nivel Laboratorio ...................... 62 4.4.3. Resultado de la Tercera Prueba de Flotación a Nivel Laboratorio....................... 64 4.4.4. Resultado General de la Prueba de Flotación a Nivel Laboratorio ....................... 65 4.5.

ANÁLISIS Y DISCUSIONES ............................................................................. 66

8

4.5.1. Análisis ................................................................................................................. 66 4.5.2. Discusiones ........................................................................................................... 68

CAPITULO V ..................................................................................................................... 70 RESULTADOS Y RECOMENDACIONES ...................................................................... 70 5.1.

RESULTADOS .................................................................................................... 70

5.2.

RECOMENDACIONES ....................................................................................... 71

BffiLIOGRAFÍA ................................................................................................................. 72

9

ÍNDICE DE TABLA

Tabla 1: Variables de operación ......................................................................................... 20 Tabla 2: Rango de tamaño observado para la máxima recuperación en flotación .............. 35

Tabla 3: Consumo de reactivos en la primera prueba de flotación .................................... 50 Tabla 4: Consumo de reactivos en la segunda prueba de flotación .................................... 50 Tabla 5: Consumo de reactivos en la tercera prueba de flotación ...................................... 51 Tabla 6: Balance Metalúrgico de la Primera prueba .......................................................... 56 Tabla 7: Balance Metalúrgico de la Simulación ................................................................. 60 Tabla 8: Balance Metalúrgico proyectada de la primera prueba ........................................ 61 Tabla 9: Balance Metalúrgico de la segunda prueba .......................................................... 62 Tabla 10: Balance Metalúrgico proyectada de la segunda prueba ..................................... 63 Tabla 11: Balance Metalúrgico de la tercera prueba .......................................................... 64 Tabla 12: Balance Metalúrgico proyectada de la tercera prueba ........................................ 65 Tabla 13: Resultado general de la prueba de flotación ....................................................... 65 Tabla 14: Comparación de los variables de estudio con la recuperación y calidad ........... 69

10

ÍNDICE DE FIGURA

Figura 1:Variación en la recuperación producto del tamaño de partícula

34

Figura 2: Relación entre tamaño de burbujas y flujo de aire a escala de laboratorio.

38

Figura 3: Clasificación de los anionicos

40

Figura 4: Diagrama de flujo de prueba e flotación.

49

Figura 5: Resultado de la primera prueba de flotación

56

Figura 6: Balance de Materia de la primera prueba

57

Figura 7: Resulto de la simulación de la primera prueba de mineral

58

Figura 8: Resulto de la simulación de la primera prueba de cobre

59

Figura 9: Balance de la simulación

60

Figura 10: Resultado de la segunda prueba de flotación

62

Figura 11: Resultado de la tercera prueba de flotación

64

Figura 12: Recuperación y calidad de concentrado de cobre

66

11

GLOSARIO DE ABREVIATURA

#

Número

$

Dólares américas

%

Porcentaje.

¡..tm

Micra

Ag

Plata.

Au

Oro

CDF

Dinámica de fluidos computacional

Cu

Cobre

Fig.

Figura.

giL

Gramos por litro

glt

Gramos por tonelada

kg/TM

Kilo gramo por tonelada métrica

Kg/ton

Kilo gramo por tonelada

m giL

Miligramos por litro

mm

milímetro

Pb

Plomo

pH

Potencial de hidrogeno

pKs

Constante de producto de solubilidad

TMS

Tonelada métrica seca

12

ÍNDICE DE ANEXO

Anexo 1: Defmición de términos básicos ............................................................................ 75 Anexo 2: Primera prueba de laboratorio ............................................................................. 77 Anexo 3: Balance metalúrgico de la primera prueba de laboratorio ................................... 77 Anexo 4: Diseño de prueba experimental primera prueba de laboratorio ........................... 78 Anexo 5: Simulación de la primera prueba de laboratorio mineral .................................... 79 Anexo 6: Simulación de la primera prueba de laboratorio cobre ........................................ 80 Anexo 7: Circuito cerrado de la primera prueba de laboratorio cobre ................................ 81 Anexo 8: Balance Metalúrgico del circuito cerrado de la primera prueba .......................... 81 Anexo 9: Balance Metalúrgico proyectada de la primera prueba ....................................... 82 Anexo 10: Segunda prueba de laboratorio .......................................................................... 82 Anexo 11: Balance metalúrgico de la segunda prueba de laboratorio ................................ 83 Anexo 12: Diseño de prueba experimental segunda prueba de laboratorio ........................ 83 Anexo 13: Simulación de la segunda prueba de laboratorio mineral.. ................................ 84 Anexo 14: Simulación de la segunda prueba de laboratorio cobre ..................................... 85 Anexo 15: Circuito cerrado de la segunda prueba de laboratorio ....................................... 86 Anexo 16: Balance Metalúrgico del circuito cerrado de la segunda prueba ....................... 86 Anexo 17: Balance Metalúrgico proyectada de la segunda prueba ..................................... 87 Anexo 18: Tercera prueba de laboratorio ............................................................................ 87 Anexo 19: Balance metalúrgico de la tercera prueba de laboratorio .................................. 88 Anexo 20: Diseño de prueba experimental tercera prueba de laboratorio .......................... 88 Anexo 21: Simulación de la tercera prueba de laboratorio mineral .................................... 89 Anexo 22: Simulación de la tercera prueba de laboratorio cobre ....................................... 90 Anexo 23: Circuito cerrado de la tercera prueba de laboratorio cobre ............................... 91

13

Anexo 24: Balance Metalúrgico del circuito cerrado de la tercera prueba ......................... 91 Anexo 25: Balance Metalúrgico proyectada de la tercera prueba ....................................... 92

14

INTRODUCCIÓN

El proceso de flotación constituye uno de los principales métodos de concentración de minerales actualmente en uso. Se basa en la diferencia de propiedades fisico-químicas en la superficie de las especies mineralógicas, las cuales deben unirse a una fase gaseosa, en forma de burbujas. El fenómeno de flotación ocurre cuando este agregado partículaburbuja es lo suficientemente estable como para ascender a la superficie y salir como concentrado (Astucuri Venancio, 1964, págs. 6-13).

La fase de pruebas de laboratorio establece los controles adecuados para obtener puntos de referencia y comparaciones, como un medio para validar la selección de las variables de flotación. La flotación de minerales es un proceso complejo desde la perspectiva del control de su operación. Existen numerosas variables que pueden ser manipuladas dentro de ciertos rangos y así modificar los resultados. Entre las variables de operación se encuentran las dosis de reactivos de flotación, el flujo de aire, la velocidad de agitación, el porcentaje de sólidos de alimentación, el pH y el potencial de la pulpa.

En el proceso de flotación, cada variable considerada carece de independencia frente a las demás variables; esto es debido a las interacciones existentes entre las mismas.

Los sulfuros son especies fácilmente flotables ya que tienen propiedades hidrófobas. Sin embargo, esta característica causa que la flotación selectiva entre ellos sea dificultosa. Los principales minerales sulfurados de cobre son calcopirita, calcosina, covelina, bomita, y en menores cantidades, tenantita y enargita. Los minerales oxidados es dificil de flotar en los concentrados de cobre por las técnicas convencionales de flotación 15

ya que para la flota se necesita sulfurizar para luego flotar con xantatos y es resistente a deprimirse usando depresores estándares.

Por lo tanto, el problema principal radica en realizar una buena estrategia en el planteamiento de pruebas experimentales que permita identificar las interacciones entre las variables.

Debido al elevado costo que demanda los ensayes de los componentes de flotación, es de suma importancia la determinación de resultados fehacientes con mínima cantidad de pruebas experimentales.

En vista a lo anterior se busca los caminos para mejorar la calidad de concentrado de cobre para ello se plantea los objetivos de tratamiento de los minerales mixto, para mejorar la concentración por flotación de cobre, para ello se realiza un trabajo experimental de laboratorio y un análisis teórico, buscando encontrar una metodología que permita separar vía flotación la mayor parte de la minerales de cobre.

16

CAPITULO! PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 1.1.

DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA.

En el Perú se ha dejado muchos minerales y relaves o ripios que contiene apreciables cantidades de minerales mixtos de cobre que son altamente rentables Tradicionalmente son acumulados como desmonte o material que es dejado en la veta. El reto para este proyecto consiste en conocer a profundidad el tratamiento de estos minerales y/o relaves y las variables de proceso.

Los principales distritos mineros se localizan en la región sur y suroriental del país, en lugares como: Acarí, Cobre Pampa, que realizan la explotación de metales preciosos como oro y plata en su mayor parte. El presente estudio se abocará al tratamiento de minerales mixtos de cobre, oro, plata.

La presente investigación busca encontrar las condiciones óptimas de flotación y que permitan la mayor recuperación de cobre, oro y plata que se pierde en los relaves. La investigación se enmarcará en ensayos de molienda, velocidad del agitador, aireación, sulfurización y a las muestras de minerales en busca de encontrar parámetros óptimos, debido a que la mineralogía de la mena presenta pirita, pirrotina como minerales no deseados y son nocivos en su tratamiento para ello se debe logra una mejor liberación de los minerales de Cu, Au, Ag para su mejor recuperación.

17

1.2.

FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.

1.2.1. Problema General.

¿En qué medida el Tratamiento de Minerales Mixto nos permitirá la Concentración por flotación de cobre en la Concentradora San José -2014?

1.2.2. Problema Específico.

•

¿En qué medida la velocidad de agitación de los minerales nos permitirá obtener una mejor calidad de concentrado?

•

¿En qué medida el caudal de aire nos permitirá elevar la recuperación de minerales de cobre?

•

¿En qué medida la sulfurización de los minerales oxidados permitirá mejorar la flotación de los minerales secundarios de cobre?

1.3.

OBJETIVOS.

1.3.1. Objetivo General.

Tratamiento de los Minerales Mixto, para mejorar la concentración por flotación de cobre en la Concentradora San José -2014

1.3.2. Objetivos Específicos.

•

Evaluar la velocidad de agitación de los minerales para la formación de la burbuja y mejorar la calidad de concentrado.

18

•

Evaluar el flujo del caudal de arre, como influye en la recuperación de minerales de cobre.

•

Evaluar la sulfurización de los minerales oxidados para mejorar la flotación de los minerales secundarios de cobre.

1.4.

FORMULACIÓN DE LA IDPÓTESIS.

1.4.1. Hipótesis General. Mediante el tratamiento de minerales mixto, nos permitirá concentrar por flotación de cobre y cobre secundario en la Concentradora San José -2014

1.4.2. Hipótesis Específicas. •

Con una velocidad de agitación de operación óptima de los minerales nos permitirá una formación de la burbuja dentro de los rangos, lo cual mejorara la concentración y calidad de concentrado.

•

Una dosificación del flujo del caudal de aire óptimo, influirá en la recuperación de minerales de cobre.

•

La sulfurización de los minerales oxidados nos permitirá mejora la flotación de los minerales secundarios de cobre.

19

1.5.

OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES. Tabla 1: Variables de operación Indicadores

Variables Variable Independiente

-

Velocidad de agitación.

-

Caudal de aire.

-

Sulfurizacion

Concentración por flotación

-

Calidad de concentrado.

de cobre

-

Recuperación.

-

Flotación de minerales secundarios

-

Reactivos: A-208, A-404, D-250, Z-6

Tratamiento

de

minerales

mixto

Variables Dependiente

Variables Intervinientes Controlados

1.6.

Tiempo de acondicionamiento. Tiempo de flotación. Densidad de pulpa.

· JUSTIFICACIÓN.

1.6.1. Justificación Práctica.

Al realizar el presente trabajo de investigación respecto al tratamiento de Minerales mixto para la concentración por flotación de cobre en la Concentradora San José 2014, nos brindara la oportunidad de obtener información para realizar los ajustes necesarios a nivel industrial, y que permita desarrollar parámetros de control para la recuperación de cobre y cobre secundarios.

20

1.6.2. Justificación Metodológica.

Los métodos, procedimientos, técnicas e instrumentos que se aplican en la presente investigación, demostrarán que se pueden desarrollar futuros proyectos de investigación.

1.6.3. Justificación Técnica.

La investigación sobre al tratamiento de minerales mixto para la concentración por flotación de cobre en la Concentradora San José -2014, nos permite predecir si la inversión económica es factible o no a escala industrial.

1.6.4. Justificación Social.

El trabajo de investigación sobre al tratamiento de Minerales mixto para la concentración por flotación de cobre en la Concentradora San José -2014, nos permitirá aperturas nuevos puestos de trabajo en beneficio de la comunidad.

1.6.5. Justificación Económica.

El presente trabajo sobre al tratamiento de Minerales mixto para la concentración por flotación de cobre en la Concentradora San José -2014, permitirá incrementar el ingreso económico de la empresa y los trabajadores.

21

CAPITULOII MARCO TEÓRICO 2.1. ANTECEDENTES DE LA INVESTIGACIÓN. 2.1.1. Investigación Relacionada con el Estudio. En su trabajo de investigación (García Madrid R., 2012), sobre evaluación por modelación CDF del proceso de flotación en una celda de agitación mecánica y del efecto de la granulometría en la recuperación del mineral, que en una simulación computacional del proceso de flotación en una celda de agitación mecánica fue realizada y se obtuvieron las siguientes conclusiones:

Se analizó el efecto del sistema rotor-estator en la dispersión del agua y burbujas de aire, lográndose determinar que en las esquinas inferiores de la celda hay muy poca agitación y posiblemente en la realidad esto se traduzca en zonas de sedimentación de partículas.

Además, se encontró que el tamaño de las partículas influye en la dispersión de las burbujas de aire, en donde, a mayor tamaño de partícula se obtiene una mejor dispersión de las burbujas.

Se aplicó exitosamente el modelo cinético de flotación propuesto por Koh y Schwarz, logrando analizar efectos globales y locales del proceso de flotación.

En lo correspondiente a efectos globales, se predijo la tasa constante de flotación para cinco tamaños de partículas, obteniéndose:

La adición del efecto del peso que producen las partículas unidas a las burbujas sobre las mismas, conlleva a tener una menor tasa constante de flotación, lo cual se acentúa a medida que las partículas son más grandes debido a que la velocidad de ascenso de la burbuja disminuye. Sin embargo, se encontró que el tamaño de 22

partícula que maximiza la tasa constante es el mismo para los dos modelos realizados e igual a 100 [llffi].

Además, se comparó la tasa constante de flotación obtenida mediante CFD con resultados experimentales de recuperación de calcopirita en una celda bottom driven y se pudo apreciar que las curvas siguen la misma tendencia, lo cual le da un futuro promisorio a la utilización de CFD en la optimización de diseño y condiciones de operaciones en celdas de flotación.

Finalmente, se concluye que la modelación mediante CFD puede convertirse en una poderosa herramienta para analizar los efectos sobre el proceso de flotación de nuevas condiciones de operación o nuevos diseños.

En su investigación sobre, Proyecto del circuito de flotación flash en mejora de la recuperación de cobre y oro grueso (García García R., 2006). Llego a la conclusiones que la baja recuperación de oro y plata en la flotación convencional, sobre la malla 100 con 40,5% y 29,8% respectivamente, nos indican que esta malla no es la óptima para una buena eficiencia de flotación, observando que la óptima malla de flotación se da entre 37 y 53 micras, con recuperaciones de 93,2% de oro y 91,2% de plata. Pero en los tamaños menores a 37 micras la recuperación disminuye a 77,4% en oro y 88,1% en plata, producto de los metales preciosos perdidos en las lamas por sobre molienda de minerales densos.

Estudio hidrometalúrgico de los concentrados de flotación de los relaves provenientes de la minería artesanal del yacimiento nambija (Ludeña Reyes J., 2012). Llego a la conclusiones que la concentración por Flotación eleva la recuperación de cobre en las cianuraciones, alrededor de un 20 % en ambos condominios.

El aumento en la concentración de cianuro de 1g/l a 1,25g/l no es un factor determinante a la hora de incrementar la recuperación de oro.

La variable que da el mejor resultado es 1,25 gil de NaCN con el rendimiento de 82,67 % en el Condominio Norte y 86,23% en el Condominio Sur y con los siguientes consumo de reactivos: Condominio Norte 1,72 kg/ton de cianuro de sodio y 0,66 kg/ton de 23

cal; Condominio Sur 4,3 kg/ton de cianuro de sodio y 0,82 kg/ton de cal, tomando en cuenta el rendimiento, consumo de reactivos y las curvas cinéticas.

La tostación perjudica la recuperación de Au en la cianuración, de 82,67 % a 54,52% en el condominio Norte y de 86,23% a 48,85% en el condominio Sur.

2.1.2. Otras Publicaciones.

Flotación de minerales de cobre oxidado en la planta concentradora victoria 1 2011 (Príncipe Dámaso W., 2011). Llega a una conclusión que con el nuevo tratamiento diferencial (separación y doble separación), se obtiene 28.6 % TMS/ día de concentrado de plomo y 2.84 TMS/ día de concentrado de Cu, mientras que con el tratamiento de flotación bulk se obtiene 23.44 TMS/ día de concentrado bulk con un radio de concentración de 8.4.

El concentrado bulk se ha cotizado en aproximadamente $ 133.725TMS y con el nuevo tratamiento diferencial (separación y doble separación) se tendría con el concentrado de plomo$ 694.62 TMS y con el concentrado de Cobre$ 209.46 TMS, lo que conllevaría a un incremento del 30 % en utilidades para la empresa.

Los 4 depresores usados para la flotación diferencial (separación y doble separación) son importantes, pero los más influyentes para controlar la activación de cobre en el concentrado de plomo son el sulfato de zinc y el bicromato de sodio.

Los reactivos más importantes a emplearse en todo el proceso de flotación son: Aerofloat A- 238, Z-11, Z-6, NACN, MIBC, A- 208, A- 404, A-31 y adicionalmente a estos reactivos, el control de pH es una variable muy importante.

24

Flotación de Minerales de Cobre, Plomo y Zinc (Bravo Gálvez A., 2008), llego a la Conclusiones de los resultados de las pruebas a nivel de laboratorio. Los reactivos de flotación juegan un papel importante en este proceso. Estos al ser añadidos al sistema cumplen determinadas funciones que hacen posible la separación de los minerales valiosos de la ganga. Sin embargo la aplicación adecuada de estos reactivos no siempre resulta una tarea fácil debido a una serie de dificultades técnicas que se presentan durante el proceso. En flotación el rendimiento de los reactivos, sean colectores o espumantes, depende mucho de la composición:.

La Pulpa debe reunir ciertas condiciones, es decir el mineral debe estar debidamente molido a un tamaño no mayor de la malla 48 micras, ni menor a la malla 270 micras.

El correcto control de aire y la altura de los compuestos nos dará siempre una buena espuma con una dosificación de espumante bien regulados.

En su trabajo de investigación concentración por flotación de menas de oro-cobre con bajas recuperaciones de arsénico (Chacón l.; Ruiz, E; Zapico, R, 2005), determina que el colectores probados, el más conveniente para obtener concentrados con elevadas recuperaciones de cobre y bajas recuperaciones de arsénico, es aquel que contenga como componente principal el Ditiofosfato, con una dosis menor a 1O g/ton.

En las pruebas efectuadas con tres agentes depresores con las dosis empleadas, no se obtuvieron esperanzadores resultados en cuanto a la depresión del arsénico.

25

Los ensayos realizados en la planta con el ditiofosfato comercial usado dieron muy buenos resultados, con recuperaciones de arsénico inferiores al 5 % en el concentrado de flotación y leyes de cobre mayores dell8 %.

2.2.

BASES TEÓRICAS.

2.2.1. Molienda.

La molienda es una operación de reducción de tamaño de rocas y minerales de manera similar a la trituración. Los productos salidos de molienda son más pequeños y de forma más regular que los salidos de trituración (Wills Barry A. Napier Munn T. , 2006, págs. 146-147).

Se utiliza fundamentalmente en la concentración de minerales ferrosos y no ferrosos. En cada uno de estos casos, se procesan en el mundo, alrededor de 2.000 millones de toneladas por año.

Generalizaciones son dificiles de realizar pero podemos indicar que el tamaño máximo de partícula es determinado por liberación o accesibilidad, mientras que el tamaño mínimo tratable es determinado por el proceso o método de separación adecuado para el caso.

Evitar la producción de fmos es probablemente objetivo común por que en mayor ó menor grado, los procesos reportan limitaciones para el tratamiento de fracciones muy finas, por lo tanto moliendas muy fmas deben ser evitadas en lo posible.

26

2.2.1.1. Elementos Importantes en la Molienda.

Existe una serie de elementos importantes que influyen en la molienda de los materiales los cuales son:

l. Velocidad Crítica 2. Relaciones entre los elementos variables de los molinos 3. Tamaño máximo de los elementos moledores 4. Volumen de carga 5. Potencia 6. Tipos de Molienda: húmeda y seca.

2.2.1.2. Factores que Influyen en la Molienda.

Algunos factores que inciden en el aprovechamiento de energía de un molino de bolas son (Austin L.& Concha A, 1994, págs. 83-103):

Dureza del mineral Tiempo de molienda Factores Influyentes en la molienda

Mineral (% sólido) Velocidad de operación Estado de las chaquetas Carga moledora.

27

a. La carga de bolas: Varía entre un 40% a 50% del volumen interno del molino, alcanzando un máximo en 50%, en una zona en que la eficiencia no varíe mucho con la carga. b. Velocidad de rotación: Se opera de modo de obtener un movimiento de catarata y así aumentar la molienda, por impacto 80%, astillamiento 10% y abrasión 10%. Se trabaja normalmente en un 77% de la velocidad critica. c. Porcentaje de sólido: Se recomienda trabajar con densidad de pulpa tan alta como sea posible, pero obteniendo una viscosidad adecuada; si es muy alta puede actuar como amortiguador de los impactos. Si es muy baja, disminuye la probabilidad de contacto del mineral con las bolas y así hay mayor consumo de metal, se opera normalmente entre 70 - 75 % de sólidos, lo que da un mejor aprovechamiento de la energía.

2.2.2. Flotación.

La teoría de flotación se debe explicar el mecanismo mediante el cual actúan los colectores y modificadores, las condiciones para que un compuesto químico sea colector de un determinado mineral, y debe establecer las condiciones fisico-químicas que producirán un mejor rendimiento del proceso (Sutulov A., 1963, págs. 12-30).

La flotación es un proceso de separación fisico-químico que utiliza la diferencia en las propiedades de la superficie de los minerales valiosos y los minerales de la ganga no deseados. La teoría de flotación de espuma es compleja, mientras involucrando tres fases (los sólidos, agua, y espuma) con muchos sub proceses e interacciones, y no se entiende completamente (Arrau J., 2006, pág. 139).

28

La flotación por espuma, aprovecha las diferencias en las propiedades físicas químicas de la superficie de las partículas minerales. Después del tratamiento con reactivos, las diferencias en las propiedades superficiales de los minerales que contiene la pulpa de flotación son aparentes. Para producirse tal proceso, una burbuja de aire se debe unir a una partícula de mineral y ser elevada hasta la superficie del agua. El proceso se aplica únicamente a partículas relativamente finas ya que si son demasiado grandes, la adhesión entre la partícula y la burbuja será menor que el peso de la partícula, por lo tanto la burbuja deja caer su carga Wills (2006).

En la concentración por flotación, el mineral normalmente es transferido a la espuma o fracción flotante, dejando la ganga en la pulpa o las colas. Las burbujas de aire solamente se pegan a las partículas minerales si estas desplazan agua de la superficie mineral, lo cual únicamente sucede si el mineral repele en cierta medida al agua o es hidrofobico. Una vez que las burbujas de aire que alcanzan la superficie, únicamente pueden continuar sosteniendo la partícula mineral si forman una espuma estable, de otro modo revientan y cae la partícula mineral. Para alcanzar estas condiciones, es necesario usar los numerosos reactivos químicos conocidos como reactivos de flotación (Wills Barry A. Napier Munn T. , 2006, págs. 268-269).

El desarrollo de la teoría de la flotación de minerales sulfurados con xantatos ha estado sujeto a constante controversia. Especialmente interesante es la polémica que se planteó a partir de 1930 entre la escuela americana de A.F. TAGGART y la escuela australiana de l. W. WARK.

29

TAGGART postulaba la llamada Teoría Química, indicando que el colector reaccionaba químicamente y en forma estequiometria con el mineral. Un reactivo heteropolar funcionaria como colector de un cierto mineral, siempre que el compuesto químico formado como producto de la reacción tuviera una solubilidad menor que la de la especie mineralógica del mineral. El desarrollo posterior de técnicas precisas para determinar los productos de solubilidad de los xantatos de metales pesados puso de manifiesto la concepción errónea de este postulado.

Para el caso de los sulfuros de cobre, por ejemplo, los productos de solubilidad de la covelina y calcocita son los siguientes:

pKs(Cus)

= 40 y

pKs(Cu2S)

= 49.

Mientras que para el xantato cúprico es:

pKs[Cu(Xh]

= 26.4

Por su parte Wark y Sutherland desarrollan en la misma época su Teoría de Adsorción que supone que los aniones xantatos ocupan el lugar de iones sulfurosos sobre las caras libres de la red cristalina de la galena, puesto que el xantato en el sistema no puede eliminarse mediante lavado con agua, pero si desplazarse con sulfuros solubles (Yoplac Castromonte E, 2008).

Por primera vez se aplica el método científico a la investigación en flotación y se desarrolla una técnica depurada para medir ángulos de contacto, se demuestra que el

30

ángulo de contacto máximo depende solo del largo y configuración de la cadena hidrocarbonada y no de la naturaleza del sulfuro mineral (Astucuri Venancio, 1964, págs. 61-74).

Esta importante conclusión origino la idea, actualmente aceptada, que los iones de colector están anclados por medio de sus grupos polares a un catión metálico de la superficie del mineral.

Fue solo en el año 1957 cuando I.N. PlaK sin y colaboradores dan a conocer sus trabajos en que empleando el método radiométrico con xantato marcado con un isotopo radioactivo (S 35 ) muestra los cambios en la flotación de la calcopirita y la adsorción de xantato en relación a la concentración inicial de oxígeno en el agua.

Al mismo tiempo el avance de la ciencia y consecuentemente la aplicación a este campo de nuevas técnicas de Investigación Científica, tales como las técnicas electroquímicas de potenciometria y voltametria cíclica. etc., permitieron un mejor conocimiento de la superficie mineral en medio acuoso y de la naturaleza química de los productos superficiales.

2.2.3. Flotación de Sulfuros.

La importancia que ha adquirido el proceso de flotación se debe a que por medio de este método pueden enriquecerse partículas cuyas dimensiones oscilan entre O y 0.5 mm. La constitución mineralógica de la mayoría de las menas requiere, generalmente una

31

molienda precisamente en ese tamaño para permitir la liberación de las especies útiles (Drzymala J., 2007, págs. 355-360).

Para muchas menas la flotación es el principal método de enriquecimiento universal empleado (por Ej. las menas de cobre, zinc, plomo, y muchas otras).

2.2.4. Flotación de oro y plata en Minerales de cobre con presencia de Pirita.

La flotación y depresión de pirita ha sido extensamente estudiadas por lo que resulta relativamente fácil establecer sistemas para su concentración y/o depresión. No obstante, dado que nuestro interés no se centra en los sulfuros de pirita sino en los metales preciosos contenidos en éste mineral, su asociación con la pirita puede complicar el proceso de concentración-extracción o hacerlo económicamente no atractivo, es decir: si el oro y la plata se encuentra asociado a la pirita, el problema se reduce a concentrar ésta y comercializarla como tal; entonces se deberá obtener un concentrado fmal habiendo extraído los metales preciosos por el proceso de flotación.

Aunque se puede inferir una baja proporción de oro libre, las bajas recuperaciones de oro en el actual proceso industrial, son resultado de la depresión de que deben ser objeto la pirita.

2.2.5. Depresión de Esfalerita y Pirita.

Durante la flotación bulk Cu-Pb, la pirita se deprime con cianuro y bisulfito de sodio y la esfalerita con sulfato de zinc. Se ha determinado la existencia de Fe4[Fe (CN)6]3

32

sobre la superficie de la pirita, no permitiendo que ésta flote. El bisulfito deprime la pirita, al descomponer los xantatos, dixantógenos y luego el alcohol componente del xantato. El motivo por el cual la esfalerita flota indebidamente en el bulk depende de cada mineral, las causas puede ser:

a. Asociación mineralógica Cu-Zn ó Pb-Zn b. Arrastre de sulfuros de zinc durante la flotación bulk por factores mecánicos. c. Activación natural de la esfalerita debido a la presencia de iones metálicos Cu, Ag, As, Sb, Cd, en el mineral ó en el agua de tratamiento.

2.2.6. Variables del Proceso de Flotación.

Las variables que más afectan la flotación de los minerales son las siguientes (Sutulov A., 1963, págs. 113-130):

./ Granulometría de la mena . ./ Tipo y dosificación de reactivos de flotación . ./ Densidad de la pulpa o porcentaje de sólidos . ./ Tiempo de residencia .

./ pH . ./ Aireación y acondicionamiento de la pulpa . ./ Temperatura de la pulpa . ./ Calidad del agua utilizada.

33

2.2.6.1. Granulometrfa de la Mena.

Las plantas concentradoras pequeñas y medianas de sulfuros metálicos son diseñadas para la flotar partículas con un rango de tamaño, entre los 40 - 100 micrones. Las condiciones

de

molienda,

clasificación,

acondicionamiento,

eqmpos

(hidrodinámica/aireación), parámetros operacionales, etc.; no están diseñados ni optimizados para la recuperación de partículas finas ni gruesas.

Figura 1:Variación en la recuperación producto del tamaño de partícula 100 Cobre 90

>-

·-e

80

>-

§-

70

>-

60

>-

50

>-

S::

•O

u

Q)

u

~ ~

o

2

Plomo

5

10

20

50

100

200

Tamaño de partícula (J.L m)

Los estudios realizados para cualquier sistema de flotación existen un tamaño y una distribución de tamaño de burbujas óptimas, donde la captura de partículas por las burbujas es máxima. King reporta los rangos de tamaño óptimos para distintas mineralogías, Tabla

2.

34

Tabla 2: Rango de tamaño observado para la máxima recuperación en flotación.

Mineral

Rango de tamaño pm

Condiciones

Baritina

10-30

Laboratorio

Casiterita

3-20

Industrial

40-110

Laboratorio

50-150

Industrial

40-300

Laboratorio

10-75

Industrial

50-150

Laboratorio

Cuarzo

10-50

Laboratorio

Esfalerita

8-70

Laboratorio

15-100

Industrial

20-50

Laboratorio

Fluorita

Galena

Pirita

Wolframita

2.2.6.2. Tipo y Dosificación de Reactivos de Flotación.

Los reactivos que se usa en la minería esta clasificados en colectores, depresores, espumante, promotores, activadores, dispersante, modificador de pH, etc. La función de los reactivos es darle las condiciones adecuadas para la flotación y separación de los minerales a recuperar de interés económico (Sutulov A., 1963, págs. 67-109).

La función del colector es hacer hidrofóbica la superficie del mineral deseado, por lo cual, es el reactivo químico más importante utilizado en la flotación. La amplia experiencia existente en la flotación de minerales permite usar con eficiencia determinados

35

tipos de colectores dependiendo de los tipos de minerales y asociaciones mineralógicas presentes.

Por otro lado, la elección de un espumante determina las características de la espuma, que contribuye a la selectividad de la operación. La altura de la espuma y el flujo de aire a la celda afectan el tiempo de retención de las partículas en la espuma. La estabilidad de la espuma depende principalmente de la dosificación del espumante.

Se debe tener en cuenta, que los reactivos de flotación requieren de un cierto tiempo de acondicionamiento para estar en contacto con la pulpa y de esa forma poder actuar en forma eficiente sobre las especies útiles de la mena. Así, la etapa de acondicionamiento adquiere mucha importancia, ya que algunos reactivos se deben adicionar en la etapa de molienda para tener mayor contacto con la mena, mientras que otros, se adicionan directamente al cajón de descarga de los molinos de bolas o al acondicionador.

2.2.6.3. Densidad de la Pulpa o Porcentaje de Sólidos.

La densidad de pulpa afecta el tiempo de residencia del mineral en las etapas de flotación, y de esta forma en la capacidad del circuito. En general, la etapa de flotación rougher de las plantas concentradoras opera con un porcentaje de sólidos comprendido entre 30% y 45%, mientras que, las etapas de limpieza (cleaner y recleaner) trabajan con un porcentaje de sólidos menor (Day A., 2002, pág. 80).

36

2.2.6.4. Tiempo de Residencia.

El tiempo de flotación depende de las características del material que se va a flotar, y de la conjugación de todos los demás factores que inciden en el proceso. Para la optimización de los circuitos de flotación el tiempo óptimo de cada etapa se determina aplicando los criterios de Agar a través de pruebas cinéticas de flotación (Day A., 2002, pág. 79).

2.2.6.5. PH.

El pH es la variable de control más utilizada en el proceso de flotación, ya que resulta fundamental en la recuperación y selectividad, así como, en la depresión de minerales. El proceso de flotación es sumamente sensible al pH, especialmente cuando se trata de flotación selectiva. Los reactivos de flotación, principalmente los colectores, operan mejor en ciertos rangos de pH. La regulación del pH en la flotación de cobre se realiza con cal. Este reactivo es importante, ya que, además de actuar como modificador de pH, es un depresor de pirita en la flotación selectiva de minerales de cobre en la etapa de limpieza (Yianatos B., 2008, pág. 18).

2.2.6.6. Aireación y Acondicionamiento de la Pulpa.

Gorain et al. Realizaron pruebas en una celda de flotación industrial a escala utilizando 4 impellers diferentes y variando el flujo de aire y la velocidad de agitación. Estos muestran que un aumento en el flujo de aire aumenta el tamaño medio de las burbujas. Otro resultado importante es que para flujos de aire mayores se obtienen

37

distribuciones de tamaño más anchas que en el caso de flujos de aire bajos (Yianatos B., 2008, pág. 50).

Figura 2: Relación entre tamaño de burbujas y flujo de aire a escala de laboratorio. 1.1

e

1.1

"'

1

E

= ";'

.e

...

==

0.9

~

":1

·-..

0.8

":1

e

E

c..

·===E

¡!

0.7 0.6

-+-------------...¡-+-Pipsa(IOO¡pm)

0.5

- t - - - - - - - - - - - - - - i -tr-Dorr-Oliver(HS¡pm)

--C~X(160spm)

~Outoklllll)lu

(185spm)

0.4 16

26

36

46

56

flujo de Aire (lis)

2.2.6. 7. Calidad del Agua.

Dada la gran cantidad de interacciones que se producen entre las variables del proceso, las cuales acondicionan el ambiente físico-químico de la flotación, un aspecto interesante de analizar es la calidad del agua que se utiliza en el proceso. Es común en las plantas concentradoras, que parte importante del agua utilizada sea agua de proceso, recuperada desde las etapas de separación sólido/líquido (espesadores, filtros, etc.), la cual contiene reactivos químicos residuales. Esta utilización de agua de proceso produce un ahorro en el consumo de agua y en el consumo de espumante, pero se puede producir un aumento de algunos iones en solución cuyo efecto en la flotación de los minerales debe ser

38

evaluado, a fm de evitar que éstos superen los niveles críticos para la flotación (Day A., 2002, pág. 80).

2.2. 7. Reactivos de Flotación.

Los reactivos que aseguran que el proceso de flotación y sea selectivo y eficiente pueden clasificarse en (Wills Barry A. Napier Munn T., 2006, págs. 270-282):

./ Colectores . ./ Espumantes . ./ Depresores . ./ Activadores . ./ Modificadores

2.2.7.1. Colectores.

Son compuestos químicos orgánicos que promueven la flotación de ciertos minerales y dan carácter hidrofóbicas a las partículas. Es un grupo grande de reactivos orgánicos de composiciones diversas. Su misión es la hidrofobización selectiva de las superficies minerales, creando condiciones favorables a su adherencia a las burbujas de aire, disminuyendo la humectación, aumentando el ángulo de contacto con las burbujas.

Por su capacidad de disociación en la pulpa, los colectores se dividen en dos grupos: ~

Ionizables -Ionógenos: Se disocian en iones

~

No Ionizables -No Ionogenos: Actúan de forma molecular

39

Además, dependiendo de si la parte activa es anión o catión, los colectores ionógenos se subdividen en:

~

Aniónicos

~

Catiónicos

Los anionicos en función de su estructura química se dividen en:

Figura 3: Clasificación de los aniónicos

Ácidos. Jabones.

Tipo Oxidrilo

L~~~- --------

,-------,

l,

Anionicos

Alquisulfatos

-~~--~---------··

<

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

1

"~--~

.f

Xantatos.

L - --- ---·- ----~-_ ____,

[ Ditiofosfato~

Los catiónicos están representados por las aminas y los derivados amínicos. Los no ionógenos son hidrocarburos y aceites hidrocarbonados.

a. Xantatos.

Los xantatos son sales sódicas o potásicas del ácido xántico o xantogénico. Este grupo de reactivos tiene una gran difusión debido a su bajo coste, sus fuertes propiedades colectoras y su alta selectividad. Son apropiados para la colección de sulfuros, minerales 40

nativos y minerales oxidados previamente sulfurados (Wills Barry A. Napier Munn T. , 2006, pág. 270).

Se deben emplear en circuitos neutros o alcalinos ya que en medio ácido sufren hidrólisis. Se ha comprobado que las propiedades hidrofobizantes de los xantatos aumentan con la longitud de la cadena hidrocarbonada y con la ramificación. En la práctica se emplean en dosis que van desde los 5 a los 100 g/t (Manzaneda J., 2003, págs. 225-230).

Los xantatos más comerciales son los siguientes:

Xantato Etílico De Potasio (Z3). Es el Reactivo de mayor selectividad por su corta cadena carbonada. Usado generalmente en menas complejas de Ag/Pb o Zinc

Xantato Isopropílico de Sodio (Zll). Parecido al primero por su cadena carbonada. Es el reactivo más usado en el Perú para el tratamiento de minerales polimetálico.

Xantato Isobutílico de Sodio (Z14). Colector ampliamente usado para flotar sulfuros de plomo, plata y zinc, también es usado en los circuitos de flotación de cobre con buenos resultados metalúrgicos. Puede sustituir en algunos casos al Xantato Amílico de potasio.

Xantato Sec-Butílico de Sodio (Zl2). Colector de acción similar al Xantato Isobutílico de Sodio, usado en circuitos de Pb o Zinc.

41

Xantato Amílico de Potasio (Z6). Reactivo poderoso y el menos selectivo, usado generalmente en circuitos de acción rápida y sobre todo en el tratamiento de minerales de Zinc marmatíticos. Es usado también en circuitos de flotación con una acidez moderada.

2.2.7.2. Espumantes.

La función principal de los espumantes es dar consistencia rodeando de una capa adsorbida a las pequeñas burbujas de aire. El espumante atizado en la planta es el Metil isobutil carbinol conocido como MmC, F70, D250, etc ..

2.2.7.3. Modificadores.

Day (2002) clasifica los modificadores de la siguiente manera:

a. Reguladores de pH.- Controlan la acidez o alcalinidad de la pulpa, es recomendable trabajar con pulpa alcalina para dar óptima metalurgia y mantener la corrosión al mínimo. Los más usados son: la cal (CaO), la sosa calcinada que no se utiliza en la Planta y la sosa caústica (NaOH) que se utiliza para minerales con alto contenido de plata debido a que la cal deprime la plata, su consumo es de 0.23 - 1.40 kg/TM.

b. Depresores.- disminuye la flotabilidad de un mineral haciendo su superficie hidrofilicas, impidiendo la flotación de algunos sulfuroso Los más usados son la cal que deprime la pirita en presencia de Xantato, el cianuro de sodio (NaCN), deprimen sulfuros de fierro, cobre y zinc, deprimen también la sílice en medio ácido. Otro depresor es el Bisulfito de sodio (NaHS03) que deprime los sulfuros de zinc y fierro se

42

utiliza en lugar del cianuro en minerales con contenidos de plata, controla el exceso de oxidación que generalmente ocurre en la molienda. También tenemos el sulfato de zinc (ZnS04) es un depresor de la blenda de zinc se utiliza usualmente de 0.25-0.70 Kg/TM. El silicato de sodio es un depresor de cuarzo y ganga, bicromato de potasio y sodio deprimen a la galena, la baritina y la calcita.

c. Activadores y Reactivadores.- Aumentan la flotabilidad de ciertos minerales, mejorando la adsorción de los colectores sobre la superficie de los minerales es el sulfato de cobre (CuS04) para activar la esfalerita en el circuito de Zinc.

d. Floculantes.- Promueven la formación de coágulos se dosifica en soluciones de 0.1-0.2 %, el que se utiliza en la planta es la marca "Superfloc".

e. Dispersantes.- Evitan que las lamas se peguen a las burbujas y floten a la superficie de la pulpa, el más común es el silicato de sodio.

43

CAPITULO 111 METODOLOGIA 3.1. DISEÑO METODOLÓGICO.

3.1.1. Tipo de Investigación.

De acuerdo a su naturaleza: Experimental. De acuerdo al propósito o utilización: Investigación aplicativa. Se realiza investigación experimental y aplicativa, en este trabajo ya que se realiza experimental al nivel de laboratorio para posteriormente aplicar en el proceso de flotación.

3.1.2. Método de Investigación.

Método General

Método comparativo

Método Específico

Método experimental

3.1.3. Estrategias o Procedimientos de Contrastación de Hipótesis o Cumplimiento de Objetivos Técnica.

Se aplicara las siguientes técnicas de investigación:

•

Técnica de Muestreo.

Tipo de Muestreo estratificado (incremento).

44

3.2. POBLACIÓN Y MUESTRA.

3.2.1. Población.

Minerales mixtos de cobre que se encuentra almacenado en la cancha de minerales.

3.2.2. Muestra.

La muestra para el trabajo de investigación se extraerá de la cancha de minera de la Concentradora San José., por muestreo estratificado por palas aproximadamente 1OOkg de minerales mixta de cobre.

3.3. TÉCNICAS DE RECOLECCIÓN DE DATOS.

3.3.1. Técnicas.

a. Observación sistemática Directa.

Se empleará esta técnica para observar el proceso de investigación en el momento que se está desarrollando.

b. Observación Sistemática Indirecta.

Mediante esta técnica se podrá analizar y estudiar los diversos documentos que contiene información sobre el tema de investigación.

45

c. Observación experimental.

Con esta técnica será posible conocer la forma como se desarrollan las actividades en el desarrollo experimental para extraer datos con el fm de procesar posteriormente.

d. Otras Técnicas.

Técnica de cuestionario.

3.3.2. Instrumentos.

a. Ficha de observación. b. Lista de cotejo. c. Escalas libreta de notas. d. Filmadora, cámara fotográfica y grabadora.

3.4. TÉCNICAS DE PROCEDIMIENTOS DE LA INFORMACIÓN.

Se usará el análisis estadístico, usando programas de cálculo como Excel, SPSS, para luego mostrar la información, mediante tablas, registros, figuras, promedios, medianas, desviación estándar y otros.

46

CAPITULO IV RESULTADO EXPERIMENTAL Y ANALISIS

4.1.

CARACTERIZACIÓN DE LA MUESTRA.

Las pruebas de esta investigación se enfocan principalmente en la recuperación de minerales mixtos de cobre por flotación desde la muestra de minerales en la Planta de Beneficio San José. Dicha muestra es tomada desde el stock de cancha de grueso de la planta, siendo muestreada desde el sector donde se acopian los minerales. Esta muestra corresponde a minerales extraídos de la mina de su concesión, actualmente en explotación.

4.1.1. Preparación de Muestras.

Una vez recibida la muestra de 100 kg, se prepara en paquetes de 1 kg según el protocolo de mezclado y preparación. Para chequear este procedimiento de mezclado y preparación, se toman 5 paquetes al azar y se realiza un análisis químico completo. El proceso de mezclado es aceptado si la desviación porcentual de estas 5 medidas es menor o igual al 5%. En caso contrario, se deben desembolsar los paquetes y repetir el proceso descrito. Los resultados del análisis químico se presentan a continuación.

4.1.2. Análisis Químico

Se realizan en el Laboratorio Químico de planta de Beneficio San José S.A. Cabeza cobre 3.8%

Sulfuro de cobre 2.0%

Oxido de cobre 1.8%

47

4.2.

EQUIPOS UTILIZADOS.

Chancadora 4"x3" Malla 10 Molino de bola 7 .5"x8" Celda de flotación Denver con variador de velocidad. Comprensora con flujo metro. Bolas (8 bolas 1.5" 2 Kg; 95 bolas 1" 6.5 Kg; 32 bolas 0.5'' 0.7 Kg). Baldes. Fuentes.

48

4.3.

PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL.

4.3.1. Diagrama de Pruebas. Figura 4: Diagrama de flujo de prueba e flotación.

Concentrado rinal

49

4.3.2. Dosificación de los Reactivos.

El consumo de reactivos es de acuerdo los criterios que se han tenido para obtener mejores resultados basados a la experiencia y a la información obtenida durante el estudio.

Tabla 3: Consumo de reactivos en la primera prueba de flotación

Molienda Na2Skg!TM

Acondicionamiento

Flotación

1.5

AR-404 kg!TM

0.02

AR-407 kg/TM

0.02

AR-242 kg/TM

0.02

Z-6kg/TM

1.25

D-250 g/TM

0.00882

Tabla 4: Consumo de reactivos en la segunda prueba de flotación

Molienda

Acondicionamiento

Na2Skg/TM

1.73

Oxiore kg!TM

0.05

AR-407 kg!TM

0.02

AR-242 kg!TM

0.02

Silicato de sodio kg/TM

0.05

Z-6kg!TM D-250kg/TM

Flotación

0.36 0.00882

50

Tabla 5: Consumo de reactivos en la tercera prueba de flotación

Molienda

Acondicionamiento

Na2SkgffM

1.98

AR-404 kgffM

0.02

Oxiore kgffM

0.05

AR-407 kgffM

0.02

AR-242 kgffM

0.02

Silicato de sodio kgffM

0.05

Z-6kg/TM

Flotación

0.36

D-250kg/TM

0.00882

4.3.3. Condiciones de Trabajo.

Dentro de las pruebas realizadas se han tenido en consideración los siguientes para cada etapa del proceso:

a. Primera Prueba de Flotación de Minerales de Cobre.

•

Datos Generales.

pH

7.0

G.E mineral.

2.8

51

•

Molienda.

Peso de mineral

l. Okg seco

Agua

1 Litro

Tiempo

15 minutos (para 60%-200m)

pH inicial

Natural (pH=7 .0)

Na2S

1.5g

Acondicionamiento.

pH inicial

10 (con Cal) pH natural 7.0

AR-404

0.4 gotas/kg

AR-407

0.4 gotas/kg

AR-242

0.4 gotas/kg

Tiempo

8 minutos

Flotación.

pH

10

AR-404

0.4 gotas/kg

Caudal de aire

11 Llmin.

Velocidad de Agitación

1100 rpm.

Tiempo

7 minutos

Z-6 (1%)

14.238 ml

D-250 (Espumante 10%)

0.9ml

52

b. Segunda Prueba de Flotación de Minerales Mixtos

•

•

Datos Generales.

pli

7.0

G.E mineral.

2.8

Molienda.

Peso de mineral

l.Okg seco

Agua

1 Litro

Tiempo

15 minutos (para 60%-200m)

pli inicial

Natural (pli=7.0)

Acondicionamiento.

pli inicial

10 (con Cal) pli natural 7.0

Oxiore

1 gotasl.kg

AR-407

0.4 gotaslkg

AR-242

0.4 gotaslkg

Tiempo

8 minutos

Silicato de sodio

0.1 gotal.kg

53

Flotación.

pH

10

AR-404

0.4 gotas/kg

Caudal de aire

12 Llmin.

Velocidad de Agitación

1200 rpm.

Tiempo

7 minutos

Z-6 (1%)

4.068 m1

D-250 (Espumante 10%)

0.9ml

Na2S

1.73 g

c. Tercera Prueba de Flotación de Minerales Mixtos.

•

•

Datos Generales.

pH

7.0

G.E mineral.

2.8

Molienda.

Peso de mineral

1.0 kg seco

Agua

1 Litro

Tiempo

15 minutos (para 60%-200m)

pH inicial

Natural (pH.:7.0)

54

Acondicionamiento.

pH inicial

10 (con Cal) pH natural 7.0

Oxiore

1 gotas/kg

AR-404

0.4 gotas/kg

AR-407

0.4 gotas/kg

AR-242

0.4 gotas/kg

Tiempo

8 minutos

Silicato de sodio

0.1 gota/kg

Flotación.

pH

10

AR-404

0.4 gotas/kg

Caudal de aire

14 Llmin.

Velocidad de Agitación

1250 rpm.

Tiempo

7 minutos

Z-6 (1%)

4.068 ml

D-250 (Espumante 10%)

0.9ml

Na2S

1.98 g

SS

4.4.

RESULTADOS EXPERIMENTALES.

4.4.1. Resultado de la Primera Prueba de Flotación a Nivel Laboratorio.

Figura 5: Resultado de la primera prueba de flotación

88889

-

1

1

66.~~1

111.~~1

V

<

Leyenda: 1 %Cu

1 1 Mineral g 1

38 ]

Tabla 6: Balance Metalúrgico de la Primera prueba PESO

LEYES

CONT

REC (%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

44.44

38.00

16.889

44.44

Medio

66.67

13.00

8.667

22.81

Relave

888.89

1.40

12.444

32.75

1000.00

3.80

38.000

100.00

Cab. Cale.

R. C.

22.50

56

La primera prueba a nivel laboratorio se tiene un concentrado de 38% de calidad con una recuperación 44.44% con un retomo de 13% de cobre y el 22.81% debe retoma, mientras que 1.4% de cobre está en el relave que representa 32.75% de cobre que ingresa.

Figura 6: Balance de Materia de la primera prueba 12.4441 888.89

38¡:1

{

wl

l

w2

51 w3 1

8.6671 66.67

1

~

:.,

l

w2

51 1113

1 1

33.1061 119.051

1 1

21.8791 47.621

¡2-

----ws __ _ ~

4

Tabla 7: Balance Metalúrgico de la Simulación

PESO

LEYES

CONT

REC(%)

g

Cu(%)

Cu(g)

Cu

1000.00

3.80

38.000

77.19

Conc. Cu

47.62

45.95

21.879

44.44

Medio

71.43

15.72

11.227

22.81

Relave

952.38

1.69

16.121

32.75

Alim.

1071.43

4.59

49.227

100.00

Alim. Frese.

R. C.

21.00

El resultado de una simulación en un circuito cerrado se tiene un concentrado de cobre con calidad de 45.95% con una recuperación de 44.44%, con una carga circulante de 15.72% de cobre haciendo 22.81% del material que ingresa al circuito rougher y el 32.75% con una ley de 1.69% de cobre se perdería en el relave. El material fresco que ingresa al proceso es de 77.19% con respecto al material que ingresa a circuito rougher.

60

Tabla 8: Balance Metalúrgico proyectada de la primera prueba

PESO

LEYES

CONT

REC(%)

g

Cu(%)

Cu(g)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

47.62

45.95

21.879

57.58

952.38

1.69

16.121

42.42

1000.00

3.80

38.000

100.00

Relave Cab.Calc.

R. C.

21.00

La proyección del concentrado se tiene una calidad de 45.95% con una recuperación de 57.58% con un ratio de concentración de 21 por cada tonelada de concentrado de cobre se requiere 21 toneladas de mineral. En el relave se pierde el42.42% del total de material que ingresa con una ley de 1.69%

61

4.4.2. Resultado de la Segunda Prueba de Flotación a Nivel Laboratorio. a. Productos obtenidos de la segunda corrida.

Figura 10: Resultado de la segunda prueba de flotación

1:1

{

0.7, 797.39

}

~

--·

_..

1

202.~~1

1 1

83.84

68.761 45.45

1

7.51

!

R= Rr=

[

~

J

1

118.~1

1

'

En la segundo corrida se obtuvo un concentrado de 22% de calidad, con un medio de 7.5%

y un relave de 0.7% respecto a sus flujo correspondiente.

b.

Balance metalúrgicos del resultado de la segunda corrida Tabla 9: Balance Metalúrgico de la segunda prueba

PESO

LEYES

CONT

REC(%)

gr

Cu(%)

Cu(g)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

118.77

22.00

26.130

68.76

Medio

83.84

7.50

6.288

16.55

Relave

797.39

0.70

5.582

14.69

1000.00

3.80

38.000

100.00

Cab.Calc.

R. C.

8.42

62

Como resultado de la segunda prueba se obtiene concentrado de 22% de calidad con una recuperación de 68.76% y un medio de 7.50% y una recirculación de 16.55% respecto a la alimentación, mientras que en el relave se tiene 0.7% de ley y el14.69% se pierde en el relave. Para obtener una tonelada de concentrado se necesita 8.42 toneladas de mineral.

c. Balance proyectado de la segunda prueba metalúrgica.

Tabla 10: Balance Metalúrgico proyectada de la segunda prueba PESO

LEYES

CONT

REC (%)

g

Cu(%)

Cu(g)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

129.64

24.15

31.312

82.40

Relave

870.36

0.77

6.688

17.60

1000.00

3.80

38.000

100.00

Cab.Calc.

R. C.

7.71

En la simulación se obtiene una proyección de calidad de concentrado de 24.15% de cobre con una recuperación de 82.40%, mientras que en el relave se tiene 0.77% de ley de cobre y el 17.60% de cobre que ingresa se pierde en el relave. El concentrado a obtener por cada tonelada de concentrado de cobre se necesita 7. 71 toneladas de mineral fresco.

63

4.4.3. Resultado de la Tercera Prueba de Flotación a Nivel Laboratorio. a. Productos obtenidos de la segunda corrida.

Figura 11: Resultado de la tercera prueba de flotación

1~1

1.11

~35.3~

{

69.s!l

:>

J

" -

Leyenda: %Cu Mineral g

1----

24.51

94.79_

b.

Balance metalúrgicos del resultado de la tercera corrida

Tabla 11: Balance Metalúrgico de la tercera prueba

Alim. Frese. Conc. Cu Medio Relave Alim.

PESO gr 1000.00 101.91 75.09 898.09 1075.09

LEYES Cu(%) 3.80 26.72 8.72 1.20 4.14

CONT REC(%) Cu(gr) Cu 38.00 85.30 27.23 61.11 6.55 14.70 24.18 10.77 44.55 100.00

R. C.

9.81

En el proceso de recuperación que ingresa el material fresco y carga circulante se tiene una calidad de concentrado de 26.72% con una recuperación de 61.11% con un

64

retomo de carga circulante de 14.70% con una calidad de 8.72% de cobre respecto a la alimentación total al circuito.

c. Balance proyectado de la tercera prueba metalúrgica.

. proyectada de la tercera prueba Tabla 12 Balance u eta ['urgzco Leyes Cont. Rec(%) R. C. Peso Cu(%)

g

Cu(g)

Cu

1000.00

3.80

38.00

100.00

Conc. Cu

101.91

26.72

27.23

71.65

Relave

898.09

1.20

10.77

28.35

1000.00

3.80

38.00

100.00

Cabeza

Cab.Calc.

9.81

El resultado de la tercera corrida proyectada tiene una calidad de concentrado de 26.72% de cobre con una recuperación de 71.65% y un ratio de concentración 9.81 toneladas de mineral para una tonelada de concentrado de cobre.

4.4.4. Resultado General de la Prueba de Flotación a Nivel Laboratorio.

Tabla 13: Resultado general de la prueba dejlotación

Laboratorio Prueba %Cu Rec.

Rel.

Proyectada l1Rel.

%Cu

Rec.

Re l.

l1Rel.

1

38.00 44.44 32.75 18.06

45.95

57.58

42.42

24.82

2

22.00 68.76 14.69

0.00

24.15

82.40

17.60

0.00

3

24.50 61.11 24.18

9.49

26.72

71.65

28.35

10.75

Fuente: Propta del autor

65

Figura 12: Recuperación y calidad de concentrado de cobre Recuperación de Cobre Proyectada so

i 90

4S

;· 80

t 70

40

' 60

:::;:1

u

~ o

3S

.. so

30

.. 40

2S

30

20 0,0

1,0

2,0

-- - --- ---'- 20 3,0 4,0 -o-%Cu

N° Pruebas

--.-Rec.

La calidad de cobre para la primera prueba es de 38%, respecto a 22% de la segunda y 24.5% con relación a la tercera. Mientras que la recuperación para la primera es de 44.44%, respecto a la segunda que es de 68.76% y 61.11% para la tercera prueba a nivel de laboratorio.

4.5.

ANÁLISIS Y DISCUSIONES.

4.5.1. Análisis. El mineral tratada tiene una ley de cabeza de 3.8% de cobre los cuales el 2% es sulfuro y 1.8% es oxido, para la pruebas el mineral es a malla -10 de un kilo los cuales se muele con una dilución de uno y una densidad de 2.8 g/cm3 y un pH 7.

Se libera por espacio de 15 minutos para llevar una granulometria a 60% malla 200, posteriormente se lleva a un pH de 1Opara la prueba de flotación.

66

La primera prueba se lleva con una dosificación de Na2S de 1.5 gramos con una velocidad de agitación de 11 OOrpm y un flujo de aire de 11 Llmin, obteniendo un concentrado de cobre de calidad de 38% con una recuperación de 44.44% y un medio de 13% de calidad y 22.81% de recirculación respecto a la alimentación y un relave de 1.4 de ley con un 32.75% de perdida y un ratio de concentración de 22.5.

En base a la primera prueba se tiene una en una circuito de proceso simulación una circulación del22.81% respecto al alimento al circuito rougher con una ley de 15.72% de cobre y una alimentación al circuito de flotación de 7.143% más que la alimentación fresca con ello se tiene una proyección de concentrado de cobre de calidad de 45.95% con una recuperación de 57.58%, mientras que en el relave se tiene 1.69% de cobre con una pérdida de 42.42%, con un ratio de concentración de 21.

En la segunda prueba se lleva con una dosificación de Na2S de 1.73 gramos con una velocidad de agitación de 1200rpm y un flujo de aire de 12 Llmin, obteniendo un concentrado de cobre de calidad de 22% con una recuperación de 68.75% y un medio de 7% de calidad y 16.55% de recirculación respecto a la alimentación y un relave de O. 7% de ley con un 14.69% de perdida y un ratio de concentración de 8.42.

En base a la segunda prueba se tiene una circuito de proceso simulación una circulación del22.81% respecto al alimento al circuito rougher con una ley de 8.23% de cobre y una alimentación al circuito de flotación de 9.151% más que la alimentación fresca con ello se tiene una proyección de concentrado de cobre de calidad de 24.15% con una recuperación de 82.40%, mientras que en el relave se tiene 0.77% de cobre con una pérdida de 17.60%, con un ratio de concentración de 7. 71.

67

En la tercera prueba se lleva con una dosificación de Na2S de 1.98 gramos con una velocidad de agitación de 1250rpm y un flujo de aire de 14 L/min, obteniendo un concentrado de cobre de calidad de 26.72% con una recuperación de 61.11% y un medio de 8.72% de calidad y 14.70% de recirculación respecto a la alimentación y un relave de 1.20% de ley con un 24.18% de perdida y un ratio de concentración de 9.81.

En base a la tercera prueba se tiene una circuito de proceso simulación una circulación del 14.70% respecto al alimento al circuito rougher con una ley de 8. 72% de cobre y una alimentación al circuito de flotación de 7.51% más que la alimentación fresca con ello se tiene una proyección de concentrado de cobre de calidad de 26.72% con una recuperación de 71.65%, mientras que en el relave se tiene 1.20% de cobre con una pérdida de 28.35%, con un ratio de concentración de 9.81.

4.5.2. Discusiones. La mejor calidad de concentrado se encuentra con la dosificación de sulfuro de sodio de 1.5 kg/TM de mineral, a 1100 rpm de agitación y 11 L/min de aire pero de menor recuperación frente a las siguientes pruebas.

En el intermedio con una dosificación de sulfuro de sodio de 1.98 kg/TM, con una agitación de 1250 rpm y flujo de aire de 14 L/min se obtiene una calidad de concentrado y recuperación intermedia.

Para la tercera prueba con 1.73 kg/TM, con una agitación de 1200 rpm y 12 L/min de aire se obtiene una peor calidad de concentrado y una mejor recuperación de cobre. Pero

68

la calidad de concentrado está dentro los parámetros de comercialización como se puede apreciar en la tabla a continuación.

Tabla 14: Comparación de los variables de estudio con la recuperación y calidad

Laboratorio

Proyección

Na2S rpm Llmin %Cu Rec.

%Cu Rec.

1.5 1100

11 38.00 44.44 45.95 57.58

1.73 1200

12 22.00 68.76 24.15 82.40

1.98 1250

14 24.50 61.11 26.72 71.65

69

CAPITULO V RESULTADOS Y RECOMENDACIONES 5.1.

RESULTADOS.

En el estudio de tratamiento de minerales mixto para la concentración por flotación de cobre, se obtuvo una mejora recuperación en la segunda prueba con una ley de cabeza de 3.8% Cu, 2% de sulfuros y 1.8% de óxidos, con una calidad de cobre de 22.00% y una recuperación de 68.75% al nivel laboratorio con 1.73kg/TM de sulfuro de sodio, con una velocidad de agitación de 1200rpm y un flujo de aire a razón de 12 L/min. El relave tiene 0.7% de cobre, con un ratio de concentración de 8.42.

Una proyección a base de las pruebas se tiene un concentrado de calidad de 24.15% con una recuperación de 82.40%, en el relave se tiene O. 77% de ley y un ratio de concentración de 7. 71.

En la primera prueba de flotación se tiene una calidad de concentrado de 38% al nivel experimental y con una proyección de 45.95% de cobre con una baja recuperación, con las condiciones de 1.5 kgtrM de sulfuro de sodio, velocidad de agitación de 1100 rpm y un flujo de 11 L/min.

Para la tercera prueba de flotación se tiene una calidad de concentrado de 26.72% al nivel experimental y con una proyección de 26.72% de cobre con baja recuperación a comparación de la segunda prueba experimental, con las condiciones de 1.98 kgtrM de sulfuro de sodio, velocidad de agitación de 1150 rpm y un flujo de 14 L/min.

70

Finalmente, se pudo concluir que es posible obtener un concentrado de cobre, comercializable y un concentrado de Cu de calidad de acuerdo las necesidades del mercado.

5.2.

RECOMENDACIONES. En base a los pruebas realizadas se necesita hacer unos estudio con la variabilidad

de los factores en estudio que nos permitan identificar cuáles son las condiciones que favorecen o desfavorecen en las pruebas así tener una mejor visión.

La dosificación de los reactivos es un factor importante que influye en la calidad del concentrado de cobre y la recuperación por ello la dosificación debe estar controlada.

Evaluar el efecto de una flotación cíclica para tener una proyección más real de las pruebas básicas realizadas para predecir la recuperación y calidad de concentrado de cobre.

Evaluar la flotación con diferentes circuitos y remolienda para poder tener una mejor recuperación y tener una calidad óptima del concentrado.

71

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Y oplac Castromonte E. (2008). Flotación de sulfuros y óxidos. Lima.

73

ANEXO

74

Anexo 1: Definición de términos básicos DEFINICIÓN DE TÉRMINOS BÁSICOS

a. Adsorbato: Son aquellas substancias absorbidas por un carbón activo o por otro material adsorbente. b. Adsorber: Atraer y retener en la superficie de un cuerpo moléculas o iones de otro cuerpo. c. Adsorción. (de adsorber). f.Fís. Acción y efecto de adsorber. d. Adsorción: Adhesión de un fmísimo estrato de moléculas, líquidas o gaseosas, a la superficie de sólidos (por ejemplo, carbón activo) con los que aquéllas entran en contacto. e. Alta calidad: Mineral rico. Se refiere a la minería selectiva del mejor mineral existente en un depósito. f.

Análisis: Ensayo o prueba química a la que es sometida una muestra de minerales con la finalidad de determinar la cantidad de metal útil o precioso que contiene.

g. Bulk: Flotación de minerales en masa. h. Carbón: Es un mineral de origen orgánico constituido básicamente por carbono. Su formación es el resultado de la condensación gradual de la materia de plantas parcialmente descompuestas a lo largo de millones de años. i.

Cianuro de sodio: Producto químico altamente tóxico usado en la extracción de minerales de oro para disolver el oro y la plata.

j.

Concentradora: Instalación donde se concentra o recupera minerales sulfurados, óxidos, etc. con valor económico.

k. Dosificación: Acción por el cual graduar las dosis de un cantidad o porción de solución de reactivos otras cosas.

75

l.

Empleo: Gastar, consumir. Emplea bien la dosificación de los reactivos.

m. Humedad: Porcentaje del peso de agua contenido en el carbón activo. n. Ley: Es el parámetro que expresa la calidad de un mineral, un concentrado, o cualquier producto que contenga especies metálicas. Normalmente la ley se expresa en porcentajes cuando' se trata de metales básicos Onzas por tonelada corta (oz./TC) o onzas por tonelada métrica (oz.ITM) o gr./TM cuando se trata de oro, plata u otro metal precioso. o. Mineral: Sustancia inorgánica que se halla en la superficie o en las diversas capas de la corteza del globo, y principalmente aquella cuya explotación ofrece interés. Parte útil de una explotación minera. p. Muestra: Porción pequeña de roca o de depósito mineral, retirada de modo tal que el contenido de metal puede ser determinado por ensayo. q. Optimización: Es el proceso de modificación de un sistema para mejorar su eficiencia o también el uso de los recursos disponibles. r. pH: Manera de expresar la concentración de ión hidrógeno con términos de potencias, el logaritmo negativo de la concentración de ión hidrógeno. s. Planta: Instalación industrial. Figura que forman sobre el terreno los cimientos de un edificio o la sección horizontal de las paredes en cada uno de los diferentes pisos. t.

Proceso: Conjunto de las fases sucesivas de un fenómeno natural o de una operación artificial.

u. Sulfuros: Son compuestos que en su estructura tiene enlace de azufre y pertenecen todo los minerales sulfuros como pirita, calcopirita, blenda, galena, etc.

76

Anexo 2: Primera prueba de laboratorio

88889

.

1

1

111.~~1

66.!~1

Leyenda: %Cu 1 1 1 Mineral g 1

38

Anexo 3: Balance metalúrgico de la primera prueba de laboratorio

PESO

LEYES

CONT

REC(%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

44.44

38.00

16.889

44.44

Medio

66.67

13.00

8.667

22.81

Relave

888.89

1.40

12.444

32.75

1000.00

3.80

38.000

100.00

Cab.Calc.

R. C.

22.50

77

Anexo 4: Diseño de prueba experimental primera prueba de laboratorio

wl

w2

51

w3

1

8.6671 66.67

25.556 111.11

:;.')

ws w4 le yen da:

eug

16.889

Mineral g

Mineral

Cu

Sl =

0.111

0.673

S2=

0.600

0.339

78

Anexo 5: Simulación de la primera prueba de laboratorio mineral Mineral

S1 =

0.111

S2 =

0.600

WO=

No

W1

1000.00 gr

W2

W3

W4

W5

1

1.00

0.00

-0.60

2

-0.89

1.00

0.00

0.00 0.00

0.00

3

-0.11

0.00

1.00

0.00 0.00

0.00

4

0.00

0.00

-0.40

1.00 0.00

0.00

5

0.00

0.00

-0.60

0.00 1.00

0.00

1.071

0.000

0.643

o

o

1000.0 W1

1071.43

0.952

1.000

0.571

o

o

0.0 W2

952.38

0.119

0.000

1.071

o

o

0.0 W3

119.05

0.048

0.000

0.429

1

o

0.0 W4

47.62

0.071

0.000

0.643

o

1

0.0 W5

71.43

0.00 0.00 1000.00

79

Anexo 6: Simulación de la primera prueba de laboratorio cobre Cobre

81 =

0.673

82 =

0.339

Cu=

No

38.00 gr

W1

W2

W3

W4

W5

1

1.00

0.00 -0.34 0.00 0.00 38.00

2

-0.33

1.00

0.00 0.00 0.00

0.00

3

-0.67

0.00

1.00 0.00 0.00

0.00

4

0.00

0.00 -0.66 1.00 0.00

0.00

5

0.00

0.00 -0.34 0.00 1.00

0.00

1.295 0.000 0.439

o

o

38.0 W1

49.23

0.424 1.000 0.144

o

o

0.0 W2

16.12

0.871 0.000 1.295

o

o

0.0 W3

33.11

0.576 0.000 0.856

1

o

0.0 W4

21.88

0.295 0.000 0.439

o

1

0.0 W5

11.23

80

Anexo 7: Circuito cerrado de la primera prueba de laboratorio cobre 38.000

49.227

16.121

1000.00

1071.43

952.38

w1

w2

S1 w3

33.106

119.05 11.227

71.43 wS

[

:.

Leyenda: Cug Mineral g

J

l

21.879

47.62

Anexo 8: Balance Metalúrgico del circuito cerrado de la primera prueba

Alim. Frese.

PESO

LEYES

CONT

REC(%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

47.62

45.95

21.879

57.58

Medio

71.43

15.72

11.227

29.55

Relave

952.38

1.69

16.121

42.42

Alim.

1071.43

4.59

49.227

129.55

R. C.

21.00

81

Anexo 9: Balance Metalúrgico proyectada de la primera prueba PESO

LEYES

CONT

REC (%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

47.62

45.95

21.879

57.58

952.38

1.69

16.121

42.42

1000.00

3.80

38.000

100.00

Relave Cab.Calc.

R. C.

21.00

Anexo 10: Segunda pni.eba de laboratorio

1

202.~~1

7.51

1

83.84:

Leyenda: 1 %Cu 1 Mineral g

1

J

22 118.771

82

Anexo 11: Balance metalúrgico de la segunda prueba de laboratorio PESO

LEYES

CONT

REC (%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

118.77

22.00

26.130

68.76

Medio

83.84

7.50

6.288

16.55

Relave

797.39

0.70

5.582

14.69

1000.00

3.80

38.000

100.00

Cab.Calc.

R. C.

8.42

Anexo 12: Diseño de prueba experimental segunda prueba de laboratorio

1

w1

5.582 797 39'1

w2

51 w3

6.2881 83.84

1

32.418 202.61

S"

ws w4 Leyenda: Cug Mmeral g

26.130 118.77

83

Anexo 13: Simulación de la segunda prueba de laboratorio mineral Mineral

81 =

0.203

82 =

0.414

WO=

No

W1

1000.00 gr

W2

W3

W4 W5

-0.41 0.00 0.00 1000.00

1

1.00

0.00

2

-0.80

1.00

0.00 0.00 0.00

0.00

3

-0.20

0.00

1.00 0.00 0.00

0.00

4

0.00

0.00

-0.59 1.00 0.00

0.00

5

0.00

0.00

-0.41 0.00 1.00

0.00

1.092

0.000

0.452

o

o

0.870

1.000

0.360

o

o

0.0 W2

870.36

0.221

0.000

1.092

o

o

0.0 W3

221.16

0.130

0.000

0.640

1

o

0.0 W4

129.64

0.092

0.000

0.452

o

1

0.0 W5

91.51

1000.0 W1 1091.51

84

Anexo 14: Simulación de la segunda prueba de laboratorio cobre Cobre

No

81 =

0.853

82 =

0.194

Cu=

38.00 gr

W4 W5

W1

W2

1

1.00

0.00 -0.19 0.00 0.00 38.00

2

-0.15

1.00

0.00 0.00 0.00

0.00

3

-0.85

0.00

1.00 0.00 0.00

0.00

4

0.00

0.00 -0.81 1.00 0.00

0.00

5

0.00

0.00 -0.19 0.00 1.00

0.00

W3

1.198 0.000 0.232

o

o

0.176 1.000 0.034

o

o

0.0 W2

1.022 0.000 1.198

o

o

0.0 W3 38.85

0.824 0.000 0.966

1

o

0.0 W4 31.31

0.198 0.000 0.232

o

1

0.0 W5

38.0 W1 45.53 6.69

7.53

85

Anexo 15: Circuito cerrado de la segunda prueba de laboratorio 45.535 109. 151

1000.00

87036 w2

wl

51

7.5351 91.51

1

r

S?

w5

1 1

38.8461 221.161

r..______:,-----------4J

Leyenda:

Cug Mineral g

1

31.312 129.64

Anexo 16: Balance Metalúrgico del circuito cerrado de la segunda prueba PESO

LEYES

CONT

REC (%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

1000.00

3.80

38.000

100.00

129.64

24.15

31.312

82.40

Medio

91.51

8.23

7.535

19.83

Relave

870.36

0.77

6.688

17.60

Alim.

1091.51

4.17

45.535

119.83

Alim. Frese. Conc. Cu

R. C.

7.71

86

Anexo 17: Balance Metalúrgico proyectada de la segunda prueba PESO

LEYES CONT

gr

Cu(%) Cu(gr)

CABEZA

1000.00

3.80 38.000

Conc. Cu

129.64

24.15 31.312

Relave

870.36

Cab.Calc.

1000.00

REC(%) R. C. Cu 100.00 82.40 7.71

6.688

17.60

3.80 38.000

100.00

0.77

Anexo 18: Tercera prueba de laboratorio

1

1

17.51 164.63

69.s!l

Leyenda: %Cu 1 J 1 Mineral g 1

24.5

87

Anexo 19: Balance metalúrgico de la tercera prueba de laboratorio PESO

LEYES

CONT

REC (%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.000

100.00

Conc. Cu

94.79

24.50

23.223

61.11

Medio

69.84

8.00

5.588

14.70

Relave

835.37

1.10

9.189

24.18

1000.00

3.80

38.000

100.00

Cab.Calc.

R. C.

10.55

Anexo 20: Diseño de prueba experimental tercera prueba de laboratorio

9.189 835 37'1

l V

w1

w2

51 w3

1

5.5881 69.84

28.811 164.63

=.,

w5 w4 Le yen da: eug

23.223

Mineral g

88

Anexo 21: Simulación de la tercera prueba de laboratorio mineral Mineral

81 =

0.165

82 =

0.424

WO=

No

W1

1000.00 gr

W2

W3

W4 W5

-0.42 0.00 0.00 1000.00

1

1.00

0.00

2

-0.84

1.00

0.00 0.00 0.00

0.00

3

-0.16

0.00

1.00 0.00 0.00

0.00

4

0.00

0.00

-0.58 1.00 0.00

0.00

5

0.00

0.00

-0.42 0.00 1.00

0.00

1.075

0.000

0.456

o

o

0.898

1.000

0.381

o

o

0.0 W2

898.09

0.177

0.000

1.075

o

o

0.0 W3

177.00

0.102

0.000

0.619

1

o

0.0 W4

101.91

0.075

0.000

0.456

o

1

0.0 W5

75.09

1000.0 W1 1075.09

89

Anexo 22: Simulación de la tercera prueba de laboratorio cobre Cobre

S1 =

0.758

S2=

0.194

38.00 gr

Cu=

No

W1

W2

W3

W4 W5

0.00 -0.19 0.00 0.00 38.00

1

1.00

2

-0.24

1.00

0.00 0.00 0.00

0.00

3

-0.76

0.00

1.00 0.00 0.00

0.00

4

0.00

0.00 -0.81 1.00 0.00

0.00

5

0.00

0.00 -0.19 0.00 1.00

0.00

1.172 0.000 0.227

o

o

38.0 W1 44.55

0.284 1.000 0.055

o

o

0.0 W2 10.77

0.889 0.000 1.172

o

o

0.0 W3 33.78

0.716 0.000 0.945

1

o

0.0 W4 27.23

0.172 0.000 0.227

o

1

0.0 W5

6.55

90

Anexo 23: Circuito cerrado de la tercera prueba de laboratorio cobre 44.551 1075.09

1000.00

10.773 898.09

w1

w2

51 3

33.778 177.00

w5 Leyenda:

4

Cug Mineral g

27.227 101.91

Anexo 24: Balance Metalúrgico del circuito cerrado de la tercera prueba

Alim. Frese.

PESO

LEYES

CONT

REC (%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

1000.00

3.80

38.00

100.00

101.91

26.72

27.23

71.65

Medio

75.09

8.72

6.55

17.24

Relave

898.09

1.20

10.77

28.35

Alim.

1075.09

4.14

44.55

117.24

Conc. Cu

R. C.

9.81

91

Anexo 25: Balance Metalúrgico proyectada de la tercera prueba PESO

LEYES

CONT

REC(%)

gr

Cu(%)

Cu(gr)

Cu

CABEZA

1000.00

3.80

38.00

100.00

Conc. Cu

101.91

26.72

27.23

. 71.65

Relave

898.09

1.20

10.77

28.35

1000.00

3.80

38.00

100.00

Cab.Calc.

R. C.

9.81

92

"TRATAMIENTO DE MINERALES MIXTO PARA LA CONCENTRACIÓN POR FLOTACIÓN DE COBRE EN LA CONCENTRADORA SAN JOSÉ -2014"

Dr. Ruiz Sánchez, Berardo B. Presidente

Mg. Rodríguez Espinoza, Ronald Vocal

lng. lpanaque ña, Juan M. Secretario

aquin J.

93