Evaluación del efecto de nuevos reactivos colectores y depresores para mejorar la recuperación del proceso de flotación en los circuitos de plomo y zinc de la planta concentradora Antonio Raymondi

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(1)UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA. EVALUACIÓN DEL EFECTO DE NUEVOS REACTIVOS COLECTORES Y DEPRESORES PARA MEJORAR LA RECUPERACIÓN DEL PROCESO DE FLOTACIÓN EN LOS CIRCUITOS DE PLOMO Y ZINC DE LA PLANTA CONCENTRADORA ANTONIO RAYMONDI Tesis presentada por el Bachiller:. VERA DAVILA, CARLOS ALBERTO para optar el Título Profesional de INGENIERO METALURGISTA. AREQUIPA – PERU. 2019.

(2) PRESENTACIÓN. Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos Señor Director de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica Señores Ingenieros Miembros del Jurado. Cumpliendo con el Reglamento de Grados y Títulos de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Facultad de Ingeniería de Procesos de la Universidad Nacional de San Agustín, es que pongo a disposición de ustedes mi Plan de tesis titulado: “EVALUACIÓN. DEL. DEPRESORES. PARA. FLOTACIÓN. EN. EFECTO. LOS. DE. MEJORAR CIRCUITOS. NUEVOS LA. REACTIVOS. RECUPERACIÓN. DE. PLOMO. Y. COLECTORES. DEL. ZINC. DE. PROCESO LA. Y DE. PLANTA. CONCENTRADORA ANTONIO RAYMONDI” a fin que sea evaluado de acuerdo al reglamento y se me permita obtener el Título Profesional de Ingeniera Metalurgista.. Siendo en estos momentos que se han presentado muy variables las mineralizaciones de mina, es que se impone un estudio de investigación para poder obtener una flotación eficiente, y de esta forma incrementar la producción y mejorar la recuperación.. Con el desarrollo del presente trabajo de tesis pretendo optar el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista, agradeciendo por su comprensión a los errores que puedo haber cometido en la elaboración del mismo. I.

(3) ÍNDICE GENERAL. PRESENTACIÓN. I. ÍNDICE GENERAL. II. RESUMEN. V. ABSTRACT. VI. FIRMAS DEL JURADO. VII. CAPITULO I - GENERALIDADES. 1.1.- Planteamiento del problema.. 1. 1.2.- Hipótesis. 1. 1.3.- Objetivo de la tesis.. 1. 1.4.- Justificación. 2. 1.5.- Ubicación y acceso.. 2. 1.5.1.- Accesibilidad. 3. 1.6.- Geología y reservas. 3. 1.6.1.- Aspectos de mineralización. 3. 1.6.2.- Aspecto geológico de la zona. 3. CAPITULO II - DESCRIPCIÓN DE LA ACTUAL PLANTA 2.1.- Descripción de la planta. 12. 2.2.- Sección chancado, molienda, clasificación y flotación. 14. 2.2.1.- Sección Chancado. 15. 2.2.1.1.- Diseño de la tolva de gruesos. 15. 2.2.1.2.- Chancadora primaria de quijadas 5” x 7”. 17. 2.2.1.3.- Zaranda vibratoria. 18. 2.2.1.4.- Tolva de finos. 19. 2.3.- Sección molienda y clasificación. 20. 2.3.1.- Condiciones de operación del molino de bolas 4´x 4´. 21. 2.3.2.- Condiciones de operación del molino de bolas 3´x 4´. 25. 2.4.- Sección flotación 2.4.1.- Celdas de flotación. 27 27. 2.4.1.1.- Bancos de flotación del plomo. 27. 2.4.1.2.- Bancos de flotación del zinc. 30 II.

(4) 2.4.2.- Cálculo tiempo de flotación en cada tipo de celda. 31. 2.4.3.- Preparación de reactivos. 32. CAPITULO III - MARCO CONCEPTUAL 3.1.- Definición de flotación. 34. 3.2.- Química de la flotación. 36. 3.2.1.- Reactivos de flotación. 36. 3.2.1.1.- Colectores. 37. 3.2.1.2.- Espumantes. 39. 3.2.1.3.- Modificadores. 40. 3.2.2.- Variables del proceso de flotación. 42. 3.2.3.- Acción de los reactivos de flotación.. 43. 3.2.3.1.- Efecto de los colectores.. 43. 3.2.3.2.- Efectos de los espumantes. 44. 3.2.3.3.- Efecto de los modificadores.. 45. 3.2.4.- Pruebas de flotación. 47. 3.2.5.- Presencia de contaminantes en los concentrados de sulfuros. 47. CAPITULO IV - PRUEBAS METALÚRGICAS 4.1.- Introducción. 50. 4.2.- Caracterización de la muestra del compósito. 51. 4.2.1.- Mineralogía. 51. 4.2.2.- Análisis químico. 51. 4.3.- Determinaciones iniciales. 52. 4.3.1.- Gravedad especifica. 52. 4.3.2.- Consumo de cal. 52. 4.3.3.- Pruebas de molienda. 53. 4.3.- Flotación experimental. 61. 4.4.- Diseño de Pruebas. 61. 4.5.- Pruebas de Flotación. 67. CAPITULO V - ANÁLISIS DE RESULTADOS 5.1.- Efecto del tamaño de partícula en molienda. 92. 5.2.- Efecto de los depresores en la flotación de plomo. 93 III.

(5) 5.2.1.- Efecto del Bisulfito de Sodio. 93. 5.2.2.- Efecto del Cianuro de Sodio. 94. 5.3.- Efecto de los depresores en la flotación de zinc 5.3.1.- Efecto del bisulfito de sodio. 95 95. CONCLUSIONES. 104. RECOMENDACIONES. 105. BIBLIOGRAFÍA. 106. IV.

(6) RESUMEN. El presente estudio tiene por objeto, mejorar la recuperación del Plomo, Zinc y Plata en la Planta Concentradora Antonio Raymondi, mediante la correcta aplicación de reactivos depresores como el bisulfito de sodio para acompañar al cianuro de sodio que se usa actualmente en planta y evaluar si es factible cambiar el actual reactivo colector Z-11. Una vez determinado si agregar el bisulfito de sodio es correcto, bajo la dosificación obtenida, se evaluarán tres reactivos colectores para comprobar si es necesario reemplazar el Xantato isopropílico de sodio Z-11. Para el presente estudio, los materiales y materias primas para la investigación lo constituyeron básicamente dos equipos de flotación DENVER para laboratorio, un molino de bolas de laboratorio, juego de tamices para análisis granulométrico, reactivos químicos para flotación y mineral proveniente de la mina El Cofre. Las muestras han sido preparadas a 100% pasante malla 10 Tyler con el fin de tener las condiciones adecuadas para realizar la molienda y pruebas de flotación. Luego de haber realizado las pruebas con los depresores, se determinó que la aplicación del Bisulfito de Sodio como reactivo depresor junto con el Cianuro de Sodio es adecuad en la dosificación de 200 gr/ton y 45 gr/ton respectivamente pues en la flotación de Plomo ayudan a deprimir mejor el Hierro y Zinc sin afectar al Plomo y Plata, en la flotación del Zinc se controló mejor el contenido de Hierro en el concentrado. Por otro lado, se realizaron pruebas de flotación con el fin de evaluar el comportamiento de la recuperación al cambiar de reactivo colector que es el Xantato Isopropílico de sodio Z-11 por uno de los tres reactivos alternativos: AEROFLOAT 242, AEROPROMOTER 404 y AEROPHINE 3418A. Concluyéndose que el Z-11 dio mejor resultado en comparación con cada uno de los reactivos alternativos en prueba.. PALABRAS CLAVE: Flotación de Plomo, Flotación Zinc, Bisulfito de Sodio, Z-11, Recuperación.. V.

(7) ABSTRACT. The present study aims to increase the recovery of Lead, Zinc and Silver at Antonio Raymondi’s concentrator plant through the correct application of depressant reagents as sodium bisulfite to go with Sodium cyanide that is currently used in plant and evaluate if it’s necessary to change the current reagent collector Z-11. Once determined if adding the sodium bisulfite is correct, under the dosage obtained, 3 collector reagents will be evaluated to verify if it is necessary to replace the isopropyl sodium xanthate Z-11. For the present study, materials and raw materials for research were basically two laboratory DENVER flotation equipment, one laboratory ball mill, set of sieves for granulometric analysis, chemical reagents for flotation and El Cofre’s mine ores. The samples have been prepared at 100% through mesh 10 Tyler, in order to have the right conditions to perform the milling and flotation tests. After having done the tests with depressors, it was determined that the application of Sodium Bisulfite as a depressant reagent together with Sodium Cyanide is correct in the dosage of 200 gr/ton and 45 gr/ton respectively, because in Lead flotation it helps to depress Iron and Zinc without affecting the Lead and Silver, in Zinc flotation the iron content was better controlled in the concentrate. On the other hand, flotation tests were carried out in order to evaluate the recovery behavior when changing the collector reagent, which is the Xanthate Isopropyl Sodium Z11, by one of the three alternative reagents: AEROFLOAT 242, AEROPROMOTER 404 and AEROPHINE 3418A. Concluding that Z-11 gave much better result comparing with each alternative reagent under test.. KEYWORDS: Lead Flotation, Zinc Flotation, Sodium Bisulfite, Z-11, Recovery.. VI.

(8) VII.

(9) CAPITULO I. GENERALIDADES. 1.1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA. Actualmente son muy variables las mineralizaciones de mina, motivo por lo que se impone un estudio de investigación para poder obtener una flotación eficiente, y de esta forma incrementar la producción y mejorar la recuperación.. 1.2. HIPÓTESIS. Probar nuevos reactivos colectores y depresores mejorará la recuperación del proceso de flotación en los circuitos de Plomo y Zinc en la planta Antonio Raymondi mediante pruebas de flotación batch y circuito cerrado a nivel laboratorio.. 1.3. OBJETIVO DE LA TESIS. Evaluar el comportamiento de la recuperación en el proceso de flotación de los minerales tratados, y así poder:. 1.

(10) a) Demostrar con que añadir bisulfito de sodio como reactivo depresor en el proceso de flotación del Plomo se mejorará la recuperación del Plomo, Plata y Zinc. b) Demostrar con que colector en el proceso de flotación del circuito de Plomo se mejorará la recuperación tanto del Plomo como de la Plata. c) Demostrar que no se necesita modificar el % pasante de malla 200 para mantener una alta recuperación.. 1.4. JUSTIFICACIÓN. El resultado de la evaluación de esta investigación conducirá a un aumento en la producción mejorando la recuperación, trayendo consigo un aumento en las ganancias de la empresa.. 1.5. UBICACIÓN Y ACCESO. La Unidad Minera “ANTONIO RAYMONDI” se halla situada en el distrito de Condoroma provincia de Espinar departamento de Cuzco, entre el flanco montañoso de la Cordillera Occidental a una altura promedio de 4750 m.s.n.m.. CUSCO. ANTONIO RAYMONDI. Figura I-1: Mapa de ubicación 2.

(11) 1.5.1. Accesibilidad: Al proyecto minero se accede a través de la ruta cusco – Sicuani – Espinar, que van por vía asfaltada hasta la localidad de Sicuani, existiendo un desvío carrozable que va directamente al distrito de espinar y luego a través de un desvío se llega a la localidad de condoroma y la zona del proyecto, haciendo un total de 240 Km de recorrido.. 1.6. GEOLOGÍA Y RESERVAS. 1.6.1. ASPECTOS DE MINERALIZACIÓN. Fluidos hidrotermales tibios a calientes generados dentro de la Tierra a partir de depósitos de Zinc, cobre y plomo contienen plata. Estos fluidos percolan en la corteza terrestre a través de fracturas hasta que se encuentran atrapados, precipitando la plata para formar vetas mineralizadas.. Donde ocurren rocas calizas, estos fluidos pueden llenar grandes cavidades para formar depósitos de plomo/zinc/plata. Algunos de estos fluidos pueden alcanzar el fondo de los océanos, en áreas de actividad volcánica, formando depósitos Vulcano génicos, como los que se están formando actualmente en Papua Nueva Guinea y Canadá. Por miles de millones de años los depósitos se han formado de esta manera y eventualmente son expuestos por acción de la erosión. Algunos son completamente erosionados y reciclados por procesos naturales para formar nuevos depósitos sedimentarios.. 1.6.2. ASPECTO GEOLÓGICO DE LA ZONA La caracterización mineralógica de la mina “EL COFRE” consta en esencia de cuatro tipos de especies mineralógicas a saber con características mineragráficas y mineralógicas diferentes entre ellos.. Así el primer tipo de mineral en su mineralogía está dado por sulfuros masivos como. Argentita (Acantita), galena, Esfalerita, calcopirita y otros sulfuros de plata que no se observa microscópicamente a estos lo acompañan minerales de ganga como Pirita mayormente, rodonita,. 3.

(12) rodocrosita, cuarzo y algo de arcillas. Geológicamente este tipo de mineral está asociado a una brecha donde la rodocrosita y el cuarzo están como clastos de estas brechas, este mineral se presenta en gran parte en toda la estructura principal de la mina. Este tipo de mineral puede presentar pequeñas cantidades de limonita en los niveles superiores de los valores por encima de 15 Oz/Tc de Ag y 1 Gr/Tm de Au aproximadamente.. El mineral tipo 2 está dado en vetas y venillas de sulfuros masivos: Argentita (Acantita), Galena, Esfalerita, Calcopirita y otros sulfuros de Plata que no se observan microscópicamente, además su ganga se compone de Pirita en mayor cantidad, Rodonita, Rodocrosita, Cuarzo y arcillas (Caolín, Sericita), en este tipo de mineral la presencia de Arcillas y las venillas de Rodocrosita pueden llegar hasta en un 20% aproximadamente. Geológicamente este tipo de mineral se da en forma de vetas y venillas de sulfuros debido a la forma de mineralización y a la roca huésped es considerado como un mineral de baja ley, los valores que se encuentran en este tipo de mineral están entre 7 – 9 Oz/Tc de Ag. Este tipo de mineral presenta oxidación y está dado por limonitas y óxidos de color negro (MnOx) su característica de este tipo de mineral es la presencia de arcillas de color verde.. El tercer tipo de mineral está dado por sulfuro como Argentita (Acantita), Galena, Esfalerita, Calcopirita y como ganga lo acompañan el cuarzo, Limonitas y muy poco en Arcillas, este tipo de mineral también presenta sulfatos y carbonatos de Cobre como Brocantita, Calcantita, Azurita, estos minerales se presentan como patinas que cubren a los sulfuros, la presencia de estos minerales se debe a un proceso de filtración de agua por las labores antiguas que existen por esa zona se da en forma de venillas y diseminación, este tipo de mineral tiene un aporte del 50% del total del mineral que trata la planta.. El mineral tipo 4 está caracterizado por una estructura silicificada (cuarzo), asociados con óxidos de color rojo y negro (FeOx, MnOx) con pequeñas cantidades de yeso, pirita y azufre nativo, este tipo de mineral presenta pocos sulfuros como mineral mena, aportando plata y oro. En la mina “El Cofre” se tienen dos tipos de galena, una que posee plata en su composición y otra que solo trae plomo, esto quiere decir que la galena que. 4.

(13) solo trae Pb no tiene una relación directa con los demás sulfuros que hay en las estructuras, es probable que este tipo de galena este marcando un evento tardío en la mineralización.. El inter crecimientos de los valores de oro y plata se da mayormente en el mineral de tipo 2 y 3 cuando las venillas de sulfuros se juntan.. De acuerdo a lo observado en las diferentes labores de la mina en las labores antiguas, la mina “El Cofre” presenta una gran gama de variedad de minerales tales como sulfuros, óxidos, sulfatos, carbonatos y silicatos para un mejor entendimiento de los minerales presentes se realiza la siguiente descripción:. Cerusita. : CO3Pb. Dureza : 3.35 PE.. : 6.5. Color. : Blanco. Composición: CO2 = 16.5%, Pb = 85.3%. Características: La cerusita es una importante mena supergénica de plomo, muy distribuida, formada por la acción de aguas carbónicas sobre la galena. Asociada a minerales primarios como la galena y blenda, y a diversos minerales secundarios, tales como la anglesita, piromorfita, smithsonita y limonita. Anglesita. : CO3Pb. Dureza : 2.7 - 3.0 PE.. : 6.3 - 6.4. Color. : Blanco. Composición: SO3 = 26.4%, PbO = 73.6% Características: La anglesita es un mineral supergénico de plomo corriente. Se forma por la oxidación de la galena. Se halla en las partes superiores, oxidadas de los filones de plomo, asociada a la galena, cerusita, blenda, smithsonita, hermimorfita y óxidos de hierro. 5.

(14) Acantita. : Ag2S (Argentita). Dureza : 2 - 2.5 PE.. : 7.3. Color. : Negro con raya brillante. Composición: Ag = 87.1%, S = 12.9%. Características: Es un importante mineral primario que se encuentra asociado a la galena, Esfalerita y calcopirita. Este mineral también está presente en inclusiones microscópica dentro de la galena argentífera. La acantita también puede ser de origen secundario como producto de la alteración de la plata nativa.. Galena. : SPb. Dureza : 2 - 2.5 PE.. : 7.4 - 7.6. Color. : Gris plomo con raya gris plomo. Composición: Pb = 86.6%, S = 13.4%. Características: Los análisis casi siempre dan plata esto se debe por estar mezclado con minerales como acantita. La galena puede contener pequeñas cantidades de Zinc, Cadmio, Bismuto, Antimonio, Arsénico y Bismuto. La galena en filones se encuentra asociada a la Esfalerita, pirita, marcasita, calcopirita, cerusita, anglesita, dolomita, calcita, cuarzo, baritina y fluorita en filones hidrotermales a menudo está asociada a minerales de plata y frecuentemente contiene plata.. Esfalerita. : SZn. Dureza : 3.5 - 4 PE.. : 3.9 - 4.1. Color. : Verde incolora, amarillo, castaño a negro. Composición: Zn = 67%, S = 33%. 6.

(15) Características: EL color de la Esfalerita varía de acuerdo al contenido de fierro. El manganeso y el cadmio se hallan normalmente presentes, aunque en pequeñas cantidades, en solución sólida. La Esfalerita se encuentra en filones, reemplazamiento, etc., asociado a galena, pirita y pirrotita.. Calcopirita : S2CuFe. Dureza : 3.5 - 4 PE.. : 4.1 - 4.3. Color. : Amarillo latón, generalmente con patina bronceado. Composición: Cu = 34.6%, Fe = 30.4%, S = 53.4%. Características. La calcopirita se encuentra asociado a minerales como la galena Esfalerita, este mineral puede contener oro y plata y convertirse en mena de estos metales. Al alterarse frecuentemente se transforma en malaquita y azurita como minerales supergenos.. Pirita. : S2Fe. Dureza : 6 - 6.5 PE.. : 5.02. Color. : Amarillo latón pálido. Composición: Fe = 46.6%, S = 53.4%. Características: Este mineral puede contener pequeñas cantidades de níquel y cobalto frecuentemente asociado a pequeñas cantidades de oro y cobre, probablemente como impurezas microscópicas. La pirita se altera fácilmente a óxidos de hierro normalmente a limonita. La pirita es importante porque podría contener oro o plata, también es mineral más corriente ya sea de origen primario o secundario, asociado a muchos minerales, aunque especialmente la galena, calcopirita y la Esfalerita. Rodonita. : (SiO3)Mn. Dureza : 5.5 - 6 PE.. : 3.4 - 3.7. Color. : Rosado, castaño, ya sea rojizo 7.

(16) Características: Este mineral puede contener pequeñas cantidades de níquel y cobalto frecuentemente asociado a pequeñas cantidades de oro y cobre, probablemente como impurezas microscópicas.. Limonita. : FeO.OH.nH2O. Dureza : 5 - 5.5 PE.. : 3.6 - 4. Color. : Pardo amarillento. Composición: Fe = 62.9%, O = 27%, H2O = 10.1%. Características: La limonita puede contener pequeñas cantidades de magnesio, este mineral está asociado al Psilomelano, hematina, aunque en pequeñas cavidades de la estructura, está asociado al yeso.. Psilomelano. : (Ba,Mn)3(O,OH)6MnSO16. Dureza : 5 - 6 PE.. : 3.7 - 4.7. Color. : Negro. Características: Es un mineral que puede contener cantidades pequeñas de magnesio, calcio, níquel, cobalto, Cobre. El psilomelano es un mineral secundario que se encuentra generalmente asociado a la pirolusita, con el cual tiene un origen y paragénesis similares.. Caolinita. : Al2SiO5(OH)4. Dureza : 2 PE.. : 2.6. Color. : Blanco. Composición: Al2O3 = 39.5%, SiO2 = 46.5%, H2O = 14% Características: Es el principal constituyente de caolín o la arcilla. Es un mineral de origen supergeno que se produce por meteorización o alteración hidrotérmica de los silicatos de aluminio, particularmente de los feldespatos.. 8.

(17) Clorita. : (Mg,Fe)3(Si,Al)4*13(OH)2(Mg,Fe)3(OH)6. Dureza : 2 - 2.5 PE.. : 2.6 - 3.3. Color. : Verde en varias tonalidades. Composición: MgFe = 39.24%, AlSi = 17.92%, OH = 44.31%. Características: La clorita tiene una variación considerable de su composición con el fierro y el aluminio que puede sustituir al magnesio, estas variaciones de su composición son reflejadas en variaciones de sus propiedades físicas, ópticas y de rayos X, La clorita resulta de la alteración de los silicatos que contienen aluminio, hierro ferroso y magnesio, tales como piroxenos, anfíboles, biotita, granate.. Rodocrosita. : CO3Mn. Dureza : 3.5 - 4 PE.. : 3.5 - 3.7. Color. : Presenta tonalidades de rosado a rojo. Composición: MnO = 61.7%, CO2 = 38.35 Características: La rodocrosita se presenta en filones hidrotermales asociado a menas de plata, plomo, cobre y con otros minerales de manganeso, en su composición puede tener pequeñas cantidades de fierro y calcio. Aquí en la mina “El Cofre” se encuentra asociado a venillas de sílice como también en forma de clastos.. Azurita. : (CO3)2Cu3(OH)2. Dureza : 3.5 - 4 PE.. : 3.77. Color. : Azul marino intenso. Composición: CuO = 69.2%, CO2 = 25.6%, H2O = 5.2%, Cu = 55.35%. Características: Es un mineral de origen secundario se encuentra cerca de la superficie este mineral se encuentra asociado a la zona Argilizada y con. 9.

(18) FeOx y MnOx, la presencia de este mineral se incrementa hacia la parte sur de la mina.. Calcita. : CO3Ca. Dureza : 3.0 PE.. : 2.71. Color. : Generalmente blanco o incoloro. Composición: CaO = 56%, CO2 = 44% Características: Tanto el manganeso y el fierro pueden estar presentes en pequeñas proporciones, este mineral se encuentra en la parte norte de la mina en una brecha asociada a fragmentos de clorita, especuladita, calcopirita, Esfalerita, galena y cuarzo cristalizado.. Yeso. : SO4Ca.2H2O. Dureza : 2.0 PE.. : 2.32. Color. : Incoloro, blanco, gris y varias tonalidades de amarillo. Composición: CaO = 32.6%, SO3 = 46.5%, H2O = 20.9% Características: Este mineral se encuentra asociado a óxidos de manganeso, se le encuentra en oquedades pequeños cristales.. Cuarzo. : SiO2. Dureza. : 7. PE.. : 2.65. Color. : Incoloro, blanco, pero frecuentemente colorado por impurezas. Composición: Si = 46.75, O = 53.3%. Características: El cuarzo es uno de los minerales más comunes y más abundantes y presenta las siguientes variedades: • Cristal de Roca: Es un cuarzo incoloro corrientemente cristalizado, los cristales tienen un aproximado de 0.5 cm y están en oquedades.. 10.

(19) • Amatista: Es un cuarzo coloreado en varias tonalidades de violeta, al parecer la coloración se debe a impurezas por presencia de hierro, este cuarzo se encuentra asociado a sulfuros. • Cuarzo lechoso: Es un cuarzo de color blanco lechoso, este tipo de cuarzo se encuentra en forma de venillas o con fragmentos con algunas brechas • Calcedonia: Se trata de una variedad de cuarzo fino que tiene variación de color desde un pardo gris, se encuentra en forma de venillas milimétricas asociado a pirita fina. • Jaspe: Del tipo criptocristalino granular, generalmente presenta un color rojo esto se debe a inclusiones de ogilisto (FeOX), se presenta en forma de manchas y venillas asociadas a una pirita fina.. El cuarzo calcedónico y jaspe posiblemente contengan el oro ya que estos están asociados a la pirita fina.. 11.

(20) CAPITULO II. DESCRIPCIÓN DE LA ACTUAL PLANTA. 2.1. DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA. La planta consta de las siguientes secciones Chancado, molienda y flotación Pb-Zn.. La capacidad de la planta es de 150 TMSD, pudiendo alcanzar esta capacidad en la práctica.. El mineral proveniente de las diferentes labores de mina ingresa a la planta con las siguientes leyes: TABLA II-1: Leyes del mineral de cabeza %Pb. Ag(Oz/Tc). Au(gr/Tm). %Zn. 2.66. 9.18. 0.81. 6.95. Se obtiene dos concentrados, uno de plomo con las leyes siguientes: 36.54% Pb, 102.10 Oz/Tc Ag, 5.50 Gr/Tm Au y 24.97% Zn; Y otro concentrado de Zinc con las leyes siguientes: 4.21 Pb, 17.28 Oz/Tc Ag, 1.83 gr/Tm Au y 44.95% Zn, los promedios diarios de concentrados son: 9.10 TM de concentrado de plomo y 7.93 Tm de concentrado de zinc. El relave descarga alrededor de 132.95 TM con los valores siguientes: 0.42% Pb, 2.09 Oz/TC Ag, 0.50 gr/TM Au y 2.19% Zn.. 12.

(21) El mineral procedente de la mina es extraído del interior mediante carros los cuales almacenan el mineral en pequeñas tolvas de donde es transportado por medio de volquetes a la tolva de gruesos.. El mineral de la tolva de gruesos caen por gravedad a través de un chute a un grizzly vibratorio 3´ x 4ćuyos gruesos pasan a una chancadora de quijadas 18” x 10” con un gape regulado a 1.5”, los finos del grizzly y el producto de la chancadora pasan a la faja transportadora Nº 1 de 182 x 22 m con una inclinación de 25º con respecto a la horizontal, la cual lleva el mineral a la zaranda vibratoria 3´ x 6´ la que trabaja con una malla ½” el undersize de esta zaranda pasa a una tolva de finos de 82 TM de capacidad, el oversize es llevado por la faja transportadora Nº 2 de 18” x 4 m con una inclinación de 19º respecto a la horizontal, la cual lleva el mineral a la chancadora Telsmith de 2” cuyo producto es recibido por la faja transportadora Nº 1 y llevado a la zaranda vibratoria ya mencionada, generándose así una carga circulante. El mineral de la tolva de finos es recibido por la faja transportadora Nº 3 de 18” x 16.5 m y la faja transportadora Nº 4 de 182 x 8.2 m, estas fajas conducen los finos a dos molinos primarios Hardinge 5´ x 36” los que trabajan en circuito directo cada uno con un clasificador helicoidal 30” x 22,5ćuyos finos descargan al cajón de la bomba Warman Nº 1 de 4” x 3” que bombea la pulpa al ciclón Krebs D-10 que opera en circuito inverso (CI) con un molino Denver de bolas 4´ x 4´(molino Nº 3) el overflow del ciclón D-10 es llevado a una celda WS (Wilfredo Serrano) 8´x 8ćuyas espumas son conducidas por gravedad a la cocha de concentrados.. Las colas de la celda WS 8´ x 8´descargan en otra celda WS 6´ x 6ćuyas espumas descargan a la celda recleaner, esta celda pertenece a un circuito de celdas Denver SP Nº 18. El relave de la celda WS 6´ x 6´ descarga a una celda WS 4´ x 4ćuyas espumas alimentan a la celda recleaner perteneciente al mismo circuito mencionado.. El relave de la celda WS 4´ x 4´ es conducido por gravedad al cajón de la bomba Warman Nº 2 de 4” x 4” que bombea este relave a un hidrociclón Krebs D-6 que opera en CCI con un molino de bolas 3´ x 3´ el overflow de este hidrociclón a la primera de dos celdas unitarias COMESA 43´ x 43´, las espumas de estas celdas. 13.

(22) alimentan también a la celda recleaner del mismo banco ya mencionado, y la cola alimenta a la celda Rougher Nº 1 del mismo banco.. El banco de celdas DENVER SP Nº 18 consta de 10 celdas; 4 Rougher, 4 Scavenger, 1 Cleaner y 1 recleaner, de este banco se da un segundo tratamiento al relave de las celdas unitarias, las espumas de la celda recleaner se unen con las espumas de la celda Ws 8´ x 8´, y juntas constituyen el concentrado final; el relave de este circuito es activado con CuSO4 y alimenta al circuito de Zinc, el cual comienza con una celda WS 4´ x 4´ y sus espumas alimentan a la celda Cleaner de otro banco de celdas DENVER SP Nº 18, el relave de esta celda torre (WS) alimenta a otra de la misma dimensión cuya espuma se une con la de la celda anterior y alimenta a la celda Cleaner de este circuito y el relave alimenta a la celda Rougher Nº 1 de este otro circuito ya mencionado. Este circuito consta también de 10 celdas; 4 Scavenger, 4 Rougher, 1 Cleaner y 1 recleaner, las espumas de la recleaner constituyen el concentrado final de Zinc, mientras que el relave constituye el relave final.. 2.2. SECCIÓN CHANCADO, MOLIENDA, CLASIFICACIÓN Y FLOTACIÓN. El procesamiento de minerales, también llamado beneficio de minerales, continua a labor de minado y preparar al mineral para la recuperación de sus valores metálicos en el caso de minas metálicas. Aparte de la regulación del tamaño del mineral, este es un proceso físico de separación de valores metálicos a partir de gangas minerales, para producir una porción enriquecida o concentrado que contienen predominantemente las gangas minerales. Esta concentración o proceso de enriquecimiento reduce considerablemente el volumen del material que debe ser manipulado por el metalurgista, reduciendo así a cantidades económicas la energía y reactivos que se requieren para producir el metal puro.. La conminución está compuesta por una molienda de tal manera que el tamaño de partícula que se obtenga como producto sea una mezcla de partículas limpias del mineral y de ganga.. El correcto grado de liberación es la clave para el éxito en el procesamiento de minerales, la liberación debe ser justamente la necesaria, una sobre molienda del mineral es inútil por cuanto innecesariamente consume energía y hace más. 14.

(23) dificultosa una recuperación eficiente; así que es muy importante evitar la sobre molienda.. El objeto del procesamiento de minerales, cualquiera que sea el método empleado, es siempre el mismo: separar los minerales en dos o más productos con los valiosos en los concentrados y la ganga en relaves o colas; tales separaciones no son por supuesto siempre perfectas.. 2.2.1. SECCIÓN CHANCADO. TOLVA DE GRUESOS, CARACTERÍSTICAS Y CAPACIDAD. La tolva de gruesos está constituida de concreto armado, su forma es de cuña recta, la boca de la tolva es de 5 m x 5 m, en la parte inferior se encuentra la faja alimentadora Nº 1.. La capacidad de la tolva es de aproximadamente de 120 TMH, en la boca de dicha tolva se ubican 18 varillas de acero de tal manera que cada set tiene una medida de 6”, esto ayuda de sobremanera a distribuir mejor el mineral traído de la mina, donde el mineral de mayor dimensión se le reduce con comba y lampa.. 2.2.1.1. Diseño de la Tolva de Gruesos a = 14 ft b = 14 ft. h1 = 4 ft h2 = 5 ft. c = 3 ft Figura II-1: Dimensiones de la tolva de gruesos. 15.

(24) Cálculo de la Sección 1. V = A base x h (volumen del prisma) A base = b x h A base = 14 x 4 = 56 ft2 V = 56 ft2 x 14 ft = 784 ft3 V = 784 ft3. Cálculo de la sección 2. V = A base x b (volumen del prisma) A base = (a + c) x h2 / 2 (Área del trapecio) A base = (14 + 3) x 5 / 2 A base = 42.5 ft2 V = 42.5 ft2 x 14 ft = 595 ft3 V = 595 ft3. Volumen total de la tolva Vt = 784 + 595 = 1379 ft3 Vt = 1379 ft3 x (1m3/35.31 ft3) = 39.054 m3. Capacidad = V x S. S = 3.6 (gravedad específica del mineral) C = 39.054 x 3.6 = 140.59 TM. Capacidad: 140.59 TM, lo cual satisface ampliamente la capacidad designada para la tolva de gruesos que fue de 120 TM.. 16.

(25) CARACTERÍSTICAS PRINCIPALES DE LAS FAJA TRANSPORTADORA. FAJA TRANSPORTADORA. Transporta el producto de la chancadora 6´ x 9´DENVER hacia la tolva de finos.. Dimensiones. : Largo = 13.6 m, ancho = 18 pulg. Espesor = ½ pulg.. Velocidad. : 0.85 m/seg.. Pendiente. : 22º. Motor. : 3.6 HP. Voltaje/Amperaje. : 440/4.0 A. Capacidad. : 21.5 TM/Hr. 2.2.1.2. CHANCADORA PRIMARIA DE QUIJADAS 5” x 7”. La capacidad de la chancadora de quijadas la determinamos por medio de la ecuación de Taggar. T = 0.6 W x Y Dónde:. T = Toneladas cortas por hora Y = Ancho de la abertura de descarga en posición abierta (pulg.) W = Longitud de la abertura de alimentación (Pulg.). Luego: T = 0.6 x 7” x 1.5” T = 68 TCH Las características de la chancadora quijadas 5” x 7” son:. Abertura del set. = 1.0” – 1.5”. Velocidad. = 350 RPM. 17.

(26) Potencia del motor. = 18 HP. Voltaje/Amperaje. = 440/s.. En la chancadora de quijadas 5” x 7” la reducción de tamaño se efectúa entre dos mandíbulas, una móvil y otra fija situada en forma divergente formando un ángulo de aproximadamente 26º. La mandíbula móvil se mueve a una velocidad que depende del tamaño de la máquina (en este caso es mayor por ser la máquina de gran tamaño).. 2.2.1.3. ZARANDA VIBRATORIA CAPACIDAD, CARACTERÍSTICAS Y EFICIENCIA Toneladas zarandeadas por hora. = 6 TMH/Hr. Las principales características de la zaranda vibratoria 2´ x 4´ son: Dimensiones. : Largo = 4 pies, Ancho = 2 pies. Velocidad. : 1740 RPM. Abertura de la malla. : 1 ¼ pulg.. Pendiente. : 15º. Potencia del motor. : 3.6 HP. Voltaje y Amperaje. : 440/s. Para determinar la eficiencia, nos valemos del análisis granulométrico de su alimentación y descarga. TABLA II-2: Análisis granulométrico de la alimentación y descarga de la zaranda 2’ x 4’ Alimentación. Malla Pulg.. Gr.. %Peso. 11/2. Rechazo. %Ac(-). gr.. %Peso. 100. Tamizado %Ac(-). gr.. %Peso. %Ac(-). 100. 100. 1. 240. 4.8. 85.2. 357.75. 11.1. 88.9. 100. 3/4. 565. 11.3. 83.9. 689.72. 21.4. 67.5. 100. 1/2. 1355. 27.1. 56.8. 1202.18. 37.3. 30.2. 100. 1/4. 1320. 26.4. 30.4. 638.16. 19.8. 10.4. 20.25. 28.5. 71.5. 1/8. 850. 17. 13.4. 235.28. 7.3. 3.1. 15.35. 21.6. 49.9. -1/8. 670. 13.4. 0. 99.91. 3.1. 0. 35.46. 49.9. 0. 5000. 100. 3223. 100. 71.06. 100. 18.

(27) De la fila correspondiente a la malla ½” que es la abertura de la malla del cedazo se extraen los valores siguientes: f = Porcentaje de partículas finas inferiores a “d” (½”) en la alimentación. t = Porcentaje de partículas finas inferiores a “d” en el tamizado. r = Porcentaje de partículas finas inferiores a “d” en el rechazo.. f = 56.80 r = 30.2 t = 100. Reemplazando en:. E=. ( f − r ) *100 *100 (100 − r ) * f. Se tiene que:. E=. (56.80 − 30.2) *100 *100 (100 − 30.2) * 56.80. E = 67.90%. 2.2.1.4. Tolva de finos a = 242 cm L = 241.5 cm. h1 =244 cm 22 cm h2 = 103.5 cm 22 cm. Figura II-2: Dimensiones de la tolva de finos. 19.

(28) V Tolva = V paralelepípedo + V pirámide truncada. V Tolva = L x a x h1 +. h2 (A1 + A2 + 3. A1 * A2 ). A1 = 2.415 x 2.42 = 5.8443 m2 A2 = 0.22 x 0.22 = 0.0484 m2 Vp = 2.145 x 2.42 x 2.42 = 14.26 m3 Vtp =. 1.035 x (5.8443 + 0.0484 + 3. 5.8443 x0.0484 ). Vtp = 2.216 m3 Vtolva = (14.26 + 2.216) = 16.476 m3. Considerando 10% de espacios libres Capacidad = 16.476 m3 x 0.9 x 1.48 TMH/m3 = 21.95 TMH. 2.3. SECCIÓN MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN. La operación unitaria de molienda, es aquella mediante la cual se realiza una reducción de tamaños en rangos finos. Constituye la etapa previa a los procesos de flotación, separación gravimétrica, lixiviación, etc., y, por lo tanto, deberá preparar al mineral adecuadamente en características tales como la liberación de partícula o propiedades superficiales. La molienda puede realizarse en húmedo con pulpas de 50 – 80% de sólidos o en seco con materiales de 7% de humedad como máximo. En ambos casos los consumos energéticos son altos y presentan un elevado porcentaje de los costos de las plantas concentradoras.. 20.

(29) 2.3.1. CONDICIONES DE OPERACIÓN DEL MOLINO DE BOLAS 4´x 4´. DATOS: Marca. = COMESA. Tipo. = Molino de bolas. Sentido de rotación. = horario. Tonelaje Tratado. = 45 TCSD. Tonelaje Máximo Admisible. = 50 TCSD. Velocidad Crítica. = 38.32 RPM. Velocidad Actual. = 30 RPM. Porcentaje Velocidad Crítica. = 78.29%. Tipo de Descarga. = Rebose. Porcentaje de Carga de Bolas. = 42%. MOTOR: Marca. =. Potencia. = 46 HP. Velocidad. = 1490 RPM. Consumo de Energía. = 46 Kw. Amperaje Máximo. = 59 A. Amperaje Consumido. = 39 A. Voltaje Placa. = 440. Voltaje de Operación. = 440. Factor de Potencia. = 80%. A) CONSUMO DE ENERGÍA Kw = A x V x F.P. x 1000. 3. Cálculo de potencia para un motor trifásico. Dónde:. A = Amperaje consumido V = Voltaje consumido F.P = Factor de potencia. 21.

(30) Reemplazando tenemos: Kw = 39 x 440 x 0.8 x. 3. 1000. Kw = 13.728 x. 3 = 23.78 Kw.. B) ENERGÍA CONSUMIDA POR Kw – Hr/TCS. Tonelaje tratado = 40 TMSD x. Tc 0.9078.TM. Tonelaje tratado = 44 TCSD. W=. 23.78.Kw = 12.92 Kw-Hr/TCS 1.84TCS / Hr. C) VELOCIDAD CRÍTICA DEL MOLINO. Vc =. 76.63 D. Cálculo de la velocidad crítica de un molino con diámetro en pies.. Vc = 38.315 RPM. D) PORCENTAJE DE VELOCIDAD CRÍTICA. % Vc =. VelocidaActuaRPMl *100 VelocidadCríticaRPM. % Vc =. 30.00 * 100 38.315. % Vc = 78.29%. 22.

(31) E) VELOCIDAD PERIFÉRICA. Vp = 3.1416 x (Vc) x (D). Dónde:. Vc = velocidad crítica D = Diámetro (pie). Vp = 3.1416 x 38.315 x 4 Vp = 481.482 pie/min. F) CONSUMO DE BOLAS Se adicionan 8 bolas 4” por día Por cada bola 4” = 4.320 Kg. CB =. 34.56Kg Kg = 0.864 40TMSD TMSD. G) CORTE DE FAJA. El corte de la faja promedio es de 1.2 Kg/pie. H) EFICIENCIA DEL MOLINO. P = 46 HP x. Ef =. 0.746Kw = 34.316 Kw HP. 34.316Kw x 100 = 74.6 % 46Kw. 23.

(32) CLASIFICADOR MECÁNICO. Datos técnicos del clasificador:. Marca. = DELCROSA. Potencia Instalada. = 6.6 HP. Voltaje. = 440 v. Amperaje Suministrada. = 4.8 A. Amperaje Nominal. = 8.0 A. Factor de Potencia. = 0.80. A. CONSUMO DE ENERGÍA P= A x V x F.P.. 3. 1000. Dónde:. A = Amperaje consumido V = Voltaje consumido F.P = Factor de potencia. Reemplazando tenemos: P = 4.8 x 440 x 0.8. 1000. 3. P = 2.93 Kw. B. ENERGÍA CONSUMIDA POR Kw – Hr/TCS. Tonelaje tratado = 1.84 TCS/Hr Tonelaje tratado = 44 TCSD. W=. 2.93.Kw = 1.59 Kw-Hr/TCS 1.84TCS / Hr. 24.

(33) C. EFICIENCIA DEL CLASIFICADOR. P = 6.6 HP x. Gf =. 0.746Kw = 4.92 Kw HP. 2.93 x 100 4.92. Gf = 59.6%. D DETERMINACIÓN DE LA CARGA CIRCULANTE TABLA II-3: Análisis granulométrico del calificador helicoidal Descarga del. Rebalse del. Arenas del. Molino (d). Clasificador (o). Clasificador (c). Malla. %P. AC (+). AC (-). %P. AC (+). %AC (-). %P. AC (+). AC (-). +50. 18.07. 18.07. 81.93. 0.46. 0.46. 99.54. 25.96. 25.96. 74.04. +65. 18.11. 36.18. 63.82. 2.98. 3.44. 96.56. 17.43. 43.39. 56.61. +100. 17.63. 53.81. 46.19. 16.08. 19.52. 80.48. 19.18. 62.57. 37.43. +150. 21.40. 75.21. 24.79. 39.15. 58.67. 41.33. 19.85. 82.42. 17.58. +200. 18.80. 94.01. 5.99. 27.33. 86.00. 14.00. 13.58. 96.00. 4.00. -200. 5.99. 100.00. 0.00. 14.00. 100.00. 0.00. 4.00. 100.00. 0.00. 2.3.2. CONDICIONES DE OPERACIÓN DEL MOLINO DE BOLAS 3´x 4´. DATOS. Tipo. : Molino de Bolas. Dimensiones. : 3´ x 4´. Sentido de Rotación. : Anti horario. Tonelaje Tratado. : 136 TMSD. Velocidad Crítica. : 44.24 RPM. Velocidad Actual. : 32 RPM. % Velocidad Crítica. : 72.33%. % Carga de Bolas. : 45.00%. MOTOR:. Marca. : Delcrosa. Potencia. : 24 HP. 25.

(34) Velocidad. : 1165 RPM. Consumo de Energía. : 13.413 Kw. Amperaje Máximo. : 30 A. Amperaje Consumido. : 22 A. Voltaje Placa. : 440 V. Voltaje de Operación. : 440 V. Factor de Potencia. : 0.80. A) CONSUMO DE ENERGÍA. Kw =. A * V * 3 * F .P. 1000. Kw =. 22 * 440 * 3 * 0.8 1000. Kw = 13.413 Kw B) ENERGÍA CONSUMIDA POR Kw – Hr/TCS. T = 136 TMS x. T = 149.81. TC 0.9078TM. TCS 1día x día 24Hr. T = 6.24 TCS/Hr. W=. 13.413Kw 6.24TCS / Hr. W = 2.15 Kw-Hr/TCS. 26.

(35) C) VELOCIDAD CRÍTICA DEL MOLINO. Vc =. 76.63 D. Vc = 44.24 RPM. D) PORCENTAJE DE VELOCIDAD CRÍTICA. % Vc =. 32 x 100 44.24. % Vc = 72.33. E) VELOCIDAD PERIFÉRICA. Vp = 3.1416 x Vc x D. Vp = 3.1416 x 44.24 x 3. Vp = 416.95 pie/min. 2.4. SECCIÓN FLOTACIÓN. 2.4.1. CELDAS DE FLOTACIÓN. Se tiene dos secciones, uno para la flotación del plomo y flotación del zinc, está. compuesta. de. los. siguientes. bancos. con. sus. respectivas. características:. 2.4.1.1. Bancos de flotación del plomo. Celda Torre 4´ x 4´. Tipo. : Celda Torre 4´ x 4´. Capacidad. : 50.28 pies3. 27.

(36) Velocidad. : 450 RPM. Dimensiones. : 4´ x 4´ (Øx h). HP. : 7.5. HP consumido. : 5.0. Tipo de faja. : B – 90. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. Celda Unitária 32” x 32”. Tipo. : Celda Denver 32” x 32”. Capacidad. : 24.0 pies3. Velocidad. : 600 RPM. Dimensiones. : 32” x 32” x 30 (L x A x h). Motor. : Delcrosa. Velocidad. : 600 RPM. Volt/Amp. : 440/11.6. Amp. Oper.. : 5.2. HP. : 7.5. HP consumido. : 4.25. Tipo de Faja. : A-66. Nº de Fajas. :2. ROUGHER: Un banco. Tipo. : Celda Denver 24” x 24” (1,2). Capacidad. : 12 pies3. Velocidad. : 600 RPM. Dimensiones. : 24” x 24” x 22 (L x A x h). HP. : 6.6. HP consumido. : 5.42. Tipo de Faja. : A – 77. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. 28.

(37) SCAVENGER: Dos bancos. Tipo. : Celda Denver 24” x 24” (3, 4, 5, 6). Capacidad. : 12 pies3. Velocidad. : 600 RPM. Dimensiones. : 24” x 24” x 22 (L x A x h). HP. : 6.6. HP consumido. : 5.42. Tipo de Faja. : A – 77. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. SCAVENGER: Un banco. Tipo. : Celda Denver 22” x 22” (7,8). Capacidad. : 10 pies3. Velocidad. : 620 RPM. Dimensiones. : 22” x 22” x 22 (L x A x h). HP. : 4.8. HP consumido. : 3.5. Tipo de Faja. : B - 60. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. CLEANER: Un banco. Tipo. : Celda Denver 24” x 24” (7,8). Capacidad. : 12 pies3. Velocidad. : 600 RPM. Dimensiones. : 24” x 24” x 22 (L x A x h). HP. : 6.6. HP consumido. : 5.42. Tipo de Faja. : A - 77. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. 29.

(38) 2.4.1.2. Bancos de flotación del zinc. Celda Torre 4 x 4. Tipo. : Celda Torre 4 x 4. Capacidad. : 50.28 pies3. Velocidad. : 450 RPM. Dimensiones. : 4´ x 4´ (Øx h). HP. : 7.5. HP consumido. : 5.0. Tipo de faja. : B – 70. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. ROUGHER: Dos bancos Tipo. : Celda Denver 24” x 24”. Capacidad. : 12 pies3. Velocidad. : 600 RPM. Dimensiones. : 24” x 24” x 22 (L x A x h). HP. : 6.6. HP consumido. : 5.42. Tipo de Faja. : A – 77. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. SCAVENGER: Un banco Tipo. : Celda Denver 22” x 22”. Capacidad. : 10 pies3. Velocidad. : 620 RPM. Dimensiones. : 22” x 22” x 22 (L x A x h). HP. : 4.8. HP consumido. : 3.5. Tipo de Faja. : B - 60. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. 30.

(39) CLEANER: Un banco. Tipo. : Celda Denver 22” x 22”. Capacidad. : 10 pies3. Velocidad. : 620 RPM. Dimensiones. : 22” x 22” x 22 (L x A x h). HP. : 4.8. HP consumido. : 3.5. Tipo de Faja. : B - 60. Eficiencia. : 90%. Nº de Fajas. :2. 2.4.2. CALCULO TIEMPO DE FLOTACIÓN EN CADA TIPO DE CELDA. T=. V x N Celdas F. Dónde:. T = Tiempo de flotación en minutos V = Volumen de la celda en pies3 F = Flujo de la pulpa pies3/min. ROUGHER I – II. T=. 22.5 x 4 4.5 x 2.119. T = 4.719 min.. CLEANER I – II. T=. 22.5 x 4 6.5 x 2.119. T = 6.53 min.. 31.

(40) SCAVENGER. T=. 22.5 x 4 5.86 x 2.119. T = 7.24 min. Tiempo total de resistencia = 18.489 min.. 2.4.3. PREPARACIÓN DE REACTIVOS. Los reactivos como el Aerofloat y Aeropromotor son preparados como soluciones al 10% en cilindros de 200 lt de capacidad, se mezcla A-242, A404 y Z-11 se obtiene a partir de sus soluciones preparadas en razón de 1:1 en volumen. Mientras que el A-31 se usa puro.. Los espumantes D-250, F-70 se mezclan en una proporción 1:2 y se emplea esta mezcla sin diluir.. El resto de reactivos usados están en soluciones al 5%, también se preparan en cilindros de 200 lt.. En el caso del complejo su preparación es 80% en peso de ZnSO4.7H2O y 20% en peso de NaCN y ésta mezcla es diluida al 5% y la mezcla de NaKSO3-ZnSO4.7H2O consiste en un 70% en peso de ZnSO4.7H2O y 30 en peso de NaKSO3 esta mezcla también es diluida al 5%. La dosificación de estos reactivos varía de acuerdo con la composición y mineralogía del mineral de cabeza la cual es variada; así los minerales del tipo 1 y tipo 2, provenientes del nivel 100, de la mina, son los más dóciles en su operación por la poca presencia de sales de cobre, de la dosificación del complejo, y la mezcla NaKSO3-ZnSO4 es baja.. 32.

(41) Figura II-3: Flowsheet de la concentradora Antonio Raymondi. 33.

(42) CAPITULO III. MARCO CONCEPTUAL. 3.1. DEFINICIÓN DE FLOTACIÓN:. La flotación es sin duda el método más usado en la concentración de minerales; se la utiliza para procesar casi todos los minerales sulfurosos y se aplica extensamente para los minerales metálicos no sulfurosos, los minerales industriales y el carbón mineral.. En la actualidad, la extracción de cobre de menas con bajo contenido de este metal (1% Cu) no vale la pena realizar una fundición en directo. Afortunadamente, los minerales de cobre contenidos en la mena pueden extraerse por medios físicos y formarse concentrados con alto contenido de cobre.. El método más efectivo de concentración, es la flotación en espuma, mediante la cual se obliga a los minerales de cobre adherirse selectivamente a las burbujas de aire elevándose a través de la pulpa espumosa de la mena pulverizada.. La selectividad de la flotación se crea al usar reactivos, los cuales extraen minerales de cobre hidrofóbico, siendo los minerales de la ganga son hidrofílicos. Los minerales "flotados" se mantienen en una espuma estable encima de la celda de flotación donde son retirados mecánicamente para formar el concentrado.. 34.

(43) La flotación puede aplicarse a minerales de baja ley y a minerales que requieren molienda fina para lograr la liberación. Como se trata de un proceso relativamente selectivo, una aplicación importante está en la separación y concentración de los minerales valiosos contenidos en minerales complejos, como, por ejemplo, en sulfuros que contienen cobre, plomo y zinc (como es el caso de la investigación).. La flotación es el principal proceso de concentración basado en la química interfacial de las partículas minerales en solución, también se emplean otros procesos tales como; la floculación selectiva, la aglomeración selectiva y diversas modificaciones del proceso de flotación.. Los principios de la flotación en espuma son los siguientes:. a. Los minerales sulfurados normalmente se humedecen por el agua, pero pueden ser acondicionados con reactivos que los volverán hidrofóbicos. b. Esta hidrofobicidad puede ser creada en minerales específicos dentro de una pulpa agua-mena. c.. Los choques entre las burbujas de aire y los minerales que se han hecho hidrofóbicos darán por resultado la unión entre las burbujas y dichos minerales.. d. Las partículas de mineral no acondicionadas (húmedas) no se unirán a las burbujas de aire.. Por consiguiente, la flotación en espuma como se aplica a las menas de cobre consiste en:. a. El acondicionamiento de la pulpa de mena para hacer hidrofóbicos los minerales de cobre sin afectar a los otros minerales. b. El paso ascendente de una corriente dispersa de burbujas de aire a través de la pulpa.. Estos procedimientos ocasionan que los minerales de cobre se adhieran a las burbujas con las cuales se elevan hasta la superficie de la celda de flotación. Los otros minerales se quedan atrás y abandonan la celda a través de un sistema de descarga.. 35.

(44) 3.2. QUÍMICA DE LA FLOTACIÓN:. Es importante estudiar los principios de la química Interfacial y la base para su utilización en la flotación selectiva de minerales. Aunque la química de la flotación puede estudiarse en términos generales, debe tenerse presente que cada aplicación es un caso especial, en el cual interviene una combinación única de la química del mineral y la del agua. En consecuencia, es imposible seleccionar los reactivos de flotación, las cantidades de reactivo y las condiciones que se requieren en una mina dada únicamente a partir de la separación de los mismos minerales de otros, aunque éste puede ser un buen punto de partida.. 3.2.1 REACTIVOS DE FLOTACIÓN:. La mayoría de los minerales son naturalmente hidrofílicos. Para lograr una separación por flotación, las superficies del mineral deben de volverse selectivamente hidrofóbicas. Esto puede lograrse mediante la regulación de la química de la solución, seguida por la adición de un colector que selectivamente se adsorba y proporcione la superficie hidrofóbica requerida. Solamente un pequeño número de minerales son hidrofóbicos por naturaleza, como el carbón Mineral y la molibdenita. Es posible flotar estos minerales sin ningún colector, aunque es práctica común agregar un "colector suplementario" como se verá más adelante. También pueden volverse hidrofóbicos otros minerales sin el uso de un colector. Las adiciones de grandes concentraciones de sulfuro de sodio a minerales sulfurosos, puede resultar en superficies hidrofóbicas con la subsecuente flotación "sin colectores", este caso se cree que el Ion sulfuro remplaza a los productos de oxidación e hidratación en la superficie del mineral.. La regulación de la química de la solución puede abarcar la adición de reactivos; ya sean activadores que aumentan la selectividad intensificando la adsorción del colector, o depresores, que retardan o evitan la adsorción del colector. También puede incluir la adición de un dispersor para asegurar que las superficies minerales estén libres de partículas finas, o el uso de carbón activado para remover de la solución los iones o moléculas indeseables. Finalmente, la regulación de la química de la solución puede incluir el control. 36.

(45) del pH para asegurar que habrá de existir el colector (que es a menudo un ácido débil) en la solución en la forma deseada.. Otro grupo de reactivos que intervienen en la flotación son los espumantes. Estos tienen dos funciones:. Mejorar la dispersión de las burbujas finas en la pulpa y controlar las características de la espuma.. 3.2.1.1 Colectores:. El colector es el más decisivo de los reactivos de flotación. Los colectores son moléculas o iones orgánicos que se adsorben selectivamente sobre las superficies minerales. Tienen que convertir en hidrofóbica la superficie del mineral para que, en equilibrio (como lo indica el ángulo de contacto), haya adherencia entre burbuja y partícula. Además, deben reducir el tiempo de inducción, para asegurarse de que ocurra adherencia en la colisión entre burbuja y partícula.. La mayoría de los colectores son ácidos débiles, bases o sus sales. Son heteropolares y puede considerarse que tienen dos extremos funcionales, uno iónico, que puede ser absorbido en la superficie mineral ya sea por reacción química con los iones de la superficie mineral (quimio adsorción) o por atracción electrostática a la superficie del mineral (adsorción física), y por el otro una cadena o grupo orgánico, que proporciona la superficie hidrofóbica al mineral. Algunos colectores, empero, son compuestos no ionizantes; una vez adsorbidos, vuelven al mineral hidrofóbico en la misma forma que los colectores heteropolares.. Los colectores aniónicos del tipo tiól, en los que el grupo polar contiene azufre bivalente, se utilizan para la flotación de minerales sulfurosos. Los xantatos y los ditiofosfatos son los que tienen mayor uso; los dialquil tionocarbamatos han sido bien aceptados en años recientes (por ejemplo, el reactivo Dow Z-200); el tiocarbanilido y el mercaptobenzotiozol (por ejemplo, el reactivo Cyanamid R-404) se utilizan como colectores suplementarios; los ditiocarbamatos y los alquil mercaptanos tienen uso limitado. Los formiatos. 37.

(46) de xantógeno (por ejemplo, el Minerec) también se usan limitadamente, esperando que en el futuro tengan más importancia como colectores de sulfuros. Los dixantógenos y de hecho los ditiolatos que resultan de la oxidación de otros colectores del tipo tiól, actúan como colectores, pero, en general se forman en la solución o en la superficie mineral, y no se agregan.. La cadena de hidrocarburos de los colectores tiól es bastante corta. En la mayoría de estos colectores la disminución de la solubilidad, al aumentar la longitud de la cadena, limita dicha longitud alrededor de 6 átomos de carbono. Debe hacerse notar; que en general la mayor longitud de cadena se traduce en una adsorción más intensa del colector, pero en una selectividad reducida entre los sulfuros. Para lograr la máxima selectividad, normalmente se utiliza un colector de cadena corta.. Los colectores aniónicos de oxidrilo se utilizan para la flotación de minerales no sulfurosos. Incluidos en este grupo están los carboxilátos, los sulfatos orgánicos y los sulfonatos. Los carboxilátos [ácidos grasos y los jabones correspondientes (sales de Na+)], son los de uso más frecuente, normalmente como una combinación, que se ha extraído como un subproducto de una planta natural o de una fuente de grasa animal no saturada. El colector de ácido graso de uso más frecuente, se comercializa como "aceite de pulpa de madera" (tall oil). Este aceite contiene aproximadamente 50% de ácido oleico cantidades menores de ácido linoleico, rosínico (abiético) y Linolénico. A menudo se utilizan sales de sodio como colectores, por ser más solubles que los ácidos asociados. Se debe en gran parte a la solubilidad que los ácidos grasos emplean como colectores estén limitados a la cadena de 18 carbonos del ácido oleico (o a una más corta), y a las cadenas de hidrocarburos no saturados.. Los sulfatos y sulfonatos orgánicos no se usan tan frecuentemente como los ácidos grasos. Aunque actúan en forma muy semejante a los ácidos grasos, tienden a adsorberse con menor intensidad y por tanto tienen aplicación en donde se requiere mayor selectividad. Otros colectores, como los hidroxamatos, corresponden también a este grupo; sin embargo, todavía no han tenido una aplicación comercial exitosa.. 38.

(47) Los colectores catiónicos tienen un grupo polar con carga positiva, asociada con la cadena o grupo de hidrocarburos hidrofóbicos. Generalmente son aminas, aunque también hay en uso éter-aminas. Se han utilizado aminas primarias a cuaternarias, pero son las primarias y secundarias las que se usan comúnmente. Estos colectores se derivan a menudo de grasas naturales y se comercializan con frecuencia bajo el mismo nombre de la fuente de grasa en particular (por ejemplo, acetato de la grasa animal). Se emplean ambos grupos de hidrocarburos, los de alquil y los de aril, quedando limitada la longitud de cadena del grupo por la solubilidad de la amina. Para ayudar a la solubilidad, normalmente hay disponibles colectores de aminas en forma de cloruros o acetatos.. También se emplean colectores suplementarios no iónicos. Sin embargo, éstos no son colectores, pero se adsorben en otro colector, en vez de adsorberse en la superficie mineral por sí mismos. Así, se utilizan para incrementar la hidrofobicidad de las partículas, que tienen ya un colector adsorbido en ellas; no son en selectivos hacia los minerales. El aceite combustible se utiliza comúnmente en esta forma.. Continuamente se están desarrollando y probando otros colectores, por lo que se esperan nuevos desarrollos en la materia. De particular interés son las posibilidades de "diseñar" colectores para minerales específicos.. 3.2.1.2 Espumantes:. Los espumantes son reactivos orgánicos solubles en agua que se adsorben en la interfase aire-agua. Son moléculas heteropolares, con un grupo polar que da la solubilidad en agua, y un grupo hidrocarbonado no polar.. El espumante es necesario para formar una espuma arriba de la pulpa, que sea lo suficientemente estable para evitar la desintegración de la misma y el retorno subsiguiente de las partículas a la pulpa antes de que aquella sea removida. Es importante, empero, que la espuma se desintegre rápidamente una vez que se remueve, ya que, de no ser así, se tienen problemas en el bombeo de la pulpa y en los subsecuentes pasos de procesamiento.. 39.

(48) Otro requisito importante de un espumante, es que no se adsorba sobre las partículas minerales: si un espumante actuara como colector, se reduciría la selectividad del colector en uso. Algunos colectores, como los ácidos grasos, exhiben ciertamente propiedades espumantes. Sin embargo, para lograr un buen control de la planta, debe minimizarse la interacción del agente espumante con el colector.. Los alcoholes y compuestos afines, tales como los éteres de glicol, tienen gran utilidad como espumantes, debido en gran parte a su incapacidad para adsorberse sobre las partículas minerales, por lo que no actúan como colectores. Los alcoholes aromáticos procedentes de fuentes naturales, como el aceite de pino o el ácido cresílico, se han utilizado extensamente. Los espumantes sintéticos se emplean mucho en la actualidad; tienen la ventaja de poseer una composición estrechamente controlada, lo cual ayuda a mantenerla estabilidad de la operación de la planta. El metilisobutilcarbinol y los éteres del polipropilenglicol están en esta categoría de espumantes. Cualquier compuesto que se adsorba en la interfase aire-agua tiene propiedades espumantes. En efecto, las soluciones de alta intensidad iónica exhiben propiedades espumantes como resultado del agotamiento de iones que ocurre en la interfase.. 3.2.1.3. Modificadores. La flotación es un proceso de suma complejidad que además de sus fases e interfaces es muy sensible a cualquier cambio que pueda suceder en ellas. La función específica de los reactivos modificadores es, precisamente, preparar las superficies de los minerales para la adsorción y desorción de un cierto reactivo sobre ellas y crear en general en la pulpa condiciones propicias para que se pueda efectuar una flotación satisfactoria. Se conocen tres tipos de modificadores: •. Modificadores de pH. •. Modificadores activadores. •. Modificadores depresores. 40.

(49) Se utilizan para la regulación de las condiciones adecuadas para acción selectiva de los colectores . Depresores. Es un reactivo que inhibe la absorción de un mineral por el colector y por lo tanto previene la flotación los de mayor uso son ▪. Cianuro de sodio, es un dispersante fuerte de sulfuros. Piritas, pirrotita, arsenopirita y esfalerita. ▪. Cal, deprime la pirita, galena, zinc, puede ser usada como lechada o como oxido de calcio. ▪. Dicromato, deprime la galena. ▪. Silicato de sodio, usado para deprimir sílice y coagular lamas. ▪. Hidróxido de sodio, deprime iones de sales solubles. . Activantes. Su acción es contraria así la acción del depresor y los reactivos sirven o para aumentar la absorción de los colectores los más usados son: ➢ Sulfato de cobre, mejor activador de la esfalerita ➢ Bisulfito de sodio, controla las actividades del zinc en el circuito de plomo ➢ Nitrato de plomo, usado para reactivar los sulfuros de cobre, previa depresión con cianuro ➢ Sulfuro de sodio, a bajas concentraciones puede activar menas oxidadas ➢ Sulfuro de hidrogeno, deprime oro, plata, cobre y fierro en separaciones de molibdenita . MODIFICADORES:. ➢ pH ➢ Cal ➢ Ceniza de sodio. 41.

(50) ➢ Soda caustica ➢ Ácido sulfúrico. 3.2.2. VARIABLES DEL PROCESO DE FLOTACIÓN. Algunas de las variables de mayor importancia para el proceso de flotación son:. Granulometría: Adquiere gran importancia dado que la flotación requiere que las especies minerales útiles tengan un grado de liberación adecuado para su concentración.. Tipo de Reactivos: Los reactivos pueden clasificarse en colectores, espumantes y modificadores. La eficiencia del proceso dependerá de la selección de la mejor fórmula de reactivos.. Dosis de Reactivo: La cantidad de reactivos requerida en el proceso dependerá de las pruebas metalúrgicas preliminares y del balance económico desprendido de la evaluación de los consumos.. Densidad de Pulpa: Existe un porcentaje de sólidos óptimo para el proceso que tiene influencia en el tiempo de residencia del mineral en los circuitos.. Aireación: La aireación permitirá aumentar o retardar la flotación en beneficio de la recuperación o de la ley, respectivamente. El aire es uno de los tres elementos imprescindibles en el proceso de flotación, junto con el mineral y el agua.. Regulación del pH: La flotación es sumamente sensible al pH, especialmente cuando se trata de flotación selectiva. Cada fórmula de reactivos tiene un pH óptimo ambiente en el cual se obtendría el mejor resultado operacional.. Tiempo de Residencia: El tiempo de residencia dependerá de la cinética de flotación de los minerales de la cinética de acción de reactivos, del volumen. 42.

(51) de las celdas, del porcentaje de sólidos de las pulpas en las celdas y de las cargas circulantes.. Calidad del Agua: En las Plantas la disponibilidad de agua es un problema. Normalmente se utiliza el agua de recirculación de espesadores que contiene cantidades residuales de reactivos y sólidos en suspensión, con las consecuencias respectivas derivadas por este flujo de recirculación.. 3.2.3. ACCIÓN DE LOS REACTIVOS DE FLOTACIÓN.. En la preparación de los reactivos, se debe tener en cuenta tanto la apariencia física del reactivo, es decir si es líquido o solidó, así como su pureza y el porcentaje de pureza y el porcentaje de potencia a la que se quiere preparar.. El reactivo en su punto óptimo da buenos resultados en la recuperación de valiosos.. Siendo un elemento tan indispensable del proceso, los reactivos de flotación lo influyen además con una extraordinaria sensibilidad. No solamente influye el tipo de reactivo que se agrega, sino que también toda la combinación de reactivos (formula de flotación), su cantidad relativa y absoluta, punto y método de adición y múltiples y otros factores que a veces escapan a una definición precisa.. 3.2.3.1. Efecto de los colectores.. La gran mayoría de los colectores comerciales son moléculas complejas, estructuralmente asimétricas y están compuestos de una parte polar y de una parte no polar, con propiedades diferentes. La parte no polar es orientada hacia el agua debido a que difícilmente reacciona con el agua con los dipolos del agua y por consiguiente tiene propiedades fuertes para repeler el agua, y la parte polar hacia el mineral, debido a la superficie del mineral que presenta una respuesta frente a esta parte de los colectores.. 43.

(52) TABLA III-1: Respuestas de los reactivos colectores. COLECTORES CONVENCIONALES XANTATO Z – 11 (Isopropílico de sodio). RESPUESTA AL EXCESO DE COLECTOR Flotan todo tipo de sulfuros. RESPUESTA AL DEFECTO DEL COLECTOR Espumas muy pobres. XANTATO Z – 6 (Amílico de potasio). Decae drásticamente la selectividad. Los sulfuros valiosos se pasan al relave. AEROFLOAT 25. Incrementa los costos por reactivo. Se incrementa fuertemente el desplazamiento hacia el próximo circuito. AEROFLOAT 31. Disminuye la calidad de los concentrados. Los sulfuros valiosos se pasan al relave. AEROFLOAT 242. Flotan piritas e insolubles. AEROPROMOTER 404 AEROPHINE 3418. Ocasiona el incremento de adición de cal, cianuro de sodio, sulfato de zinc Se envenena la pulpa. Se producen concentrados de buena calidad, pero con baja recuperación. 3.2.3.2. Efectos de los espumantes. ➢. Debe actuar a bajas concentraciones y producir una espuma de volumen y estabilidad suficientes con la finalidad de ser un medio que separe las partículas flotables de las partículas no flotables.. ➢. Las espumas deben destruirse fácilmente a la salida de las celdas con la finalidad de permitir todo tipo de manipuleo ya sea dirección a las celdas de limpieza, el espesamiento o de la filtración.. ➢. Las espumas deben permitir el drenaje o desaguado de las partículas finas que han sido arrastradas, pero no colectadas.. ➢. El espumante debe ser poco sensible a las variaciones del pH y a la presencia de sales disueltas en la pulpa.. 44.

(53) TABLA III-2: Respuestas de los reactivos espumantes. ESPUMANTES. RESPUESTA AL EXCESO. CONVENCIONALES. DE ESPUMANTE. RESPUESTA AL DEFECTO DE ESPUMA. ACEITE DE PINO. Incremento innecesario. Muy baja la columna de espuma. ACIDO CRESILICO. Se genera gran cantidad de espuma. Los sulfuros valiosos se desplazan al. DOWFROTH 250. Rebalsan los canales. relave, o al próximo circuito. FROTHER 70. Se deteriora la selectividad. Se sientan las celdas de limpieza. MIBC. Tendencia ensuciar concentrados. DOWFROTH 200. Rebalsan cajones de las bombas. Perdida de producción. Se incrementa la carga circulante. 3.2.3.3. Efecto de los modificadores.. Son reactivos utilizados para controlar el efecto o la acción de los colectores de los minerales ya sea intensificando o reduciendo su efecto hidrofóbico (repelente al agua) en la superficie del mineral, de manera que la selectividad de la flotación sea incrementada. 45.

(54) TABLA III-3: Respuestas de los reactivos modificadores. MODIFICADORES CONVENCIONALES MODIFICADORES DE pH CAL - Regula pH, deprime pirita CARBONATO DE SODIO - Regula pH, dispersantes de lamas DEPRESORES CIANURO DE SODIO - Deprime sulfuros de zinc, pirita y cobre, disuelve oro, plata y óxidos de cobre SULFATO DE ZINC - Deprime sulfuro de zinc SULFITO DE SODIO - Depresor de esfalerita BISULFITO DE SODIO - Depresor de esfalerita BICROMATO DE SODIO - Depresor de galena silicato de sodio - Dispersante de lamas ACTIVADORES SULFATO DE COBRE - Reactiva los sulfuros de zinc SULFURO DE SODIO - Activa los óxidos. EFECTO DEL EXCESO DE MODIFICADORES CAL Y CARBONATO DE SODIO - Se eleva el pH - Se debilitan las espumas - Aumenta el consumo de colectores CIANURO DE SODIO - En el circuito de plomo puede deprimir los sulfuros de plata y cobre - Incrementa el consumo de sulfato de cobre por fuerte de presión de los sulfuros de zinc - Riesgo de contaminación ambiental SULFATO DE ZINC - Incremento de sulfato de cobre - Se envenena la pulpa BISULFITO DE SODIO - Efectos similares al del sulfato de zinc BICROMATO DE SODIO - Envenena la pulpa - Riesgo de contaminación ambiental SILICATO DE SODIO - Debilitan las espumas - Envenena la pulpa SULFATO DE COBRE - Se incrementa el consumo de cal - Se espesan las espumas y se ensucian con pirita SULFURO DE SODIO: - Deprime todos los sulfuros. RESPUESTA AL DEFECTO DE MODIFICADORES CAL - Baja el pH - Se espesa la espuma - Flota pirita CARBONATO DE SODIO - Baja el pH - Interfieren la lama CIANURO DE SODIO - Flota pirita - Se ensucia el concentrado - Se activa el zinc - En los circuitos de separación se desplaza Cu al concentrado de plomo - Se activan los sulfuros de zinc ensuciando el concentrado de plomo SULFATO DE ZINC - Se activan los sulfuros de zinc BISULFITO DE SODIO - Se activan los sulfuros de zinc BICROMATO DE SODIO - El plomo ensucia el concentrado de cobre SILICATO DE SODIO - Interfieren las lamas, ensuciando el concentrado y se reduce la recuperación SULFURO DE SODIO: - Desplaza los óxidos al relave.. 46.

(55) 3.2.4. PRUEBAS DE FLOTACIÓN:. Los factores relevantes que se toman en cuenta en la bibliografía son:. -. Molienda - Granulometría. -. Acondicionamiento y puntos de adición de Reactivos.. -. Alcalinidad.. -. Humedad.. -. Calidad del agua.. -. Densidad de la pulpa.. -. Tiempo de flotación-Cinética de flotación.. -. Colectores.. -. Espumantes.. -. Modificadores.. -. Depresores.. 3.2.5. PRESENCIA DE CONTAMINANTES EN LOS CONCENTRADOS DE MINERALES SULFURADOS:. La presencia de minerales adicionales en estos concentrados es común debido a que muchas veces se derivan de yacimientos polimetálico:. La presencia de Arsénico y Antimonio en los concentrados de cobre, plomo o Zinc puede deberse a la presencia de una gran variedad de minerales.. En el caso de los concentrados de plomo, la contaminación de Arsénico y Antimonio ocurre por cualquiera de las siguientes causas:. a) Presencia de Geocronita (Pb5SbAsS): Jamesonita (Pb4FeSbS14), Oweheita (Pb5Ag2Sb6S15), Buornonita (CuPbSbS3) u otros minerales similares, la eliminación de Arsénico y Antimonio de los concentrados de plomo o su adecuada depresión durante la flotación no es posible en estos casos por existir entre estos y la galena de similares características de flotación. 47.

(56) b) Presencia de Arsenopirita (FeAsS): esta es una causa bastante común de contaminación de Arsénico en los concentrados de Plomo y Zinc. Si el intercrecimento mineralógico galena arsenopirita no es fino el desplazamiento de Arsénico al concentrado puede ser controlado flotando el Plomo pH: 10.5 – 11 siempre que los iones calcio (Ca+) no afecten a la galena con dosis de cianuro adecuadas, condiciones en las cuales no flota la Arsenopirita. esta práctica se debe realizar durante las etapas de flotación de limpieza y no en las Rougher para evitar pérdidas excesivas de plomo por efecto de pH alto. c) Presencia de Estibina (Sb2S3): En el mineral la cual podría ser activada por cationes o incluso Cu2+ contenidas en las sales solubles del mineral, si este fuera el caso, podría ensayarse la flotación de Plomo a un pH 10.5 logrado por Hidróxido de sodio (OHNa) que tiene propiedades depresoras sobre la Estibina por la alta solubilidad de este sulfuro en medios alcalinos. El Na2S es también buen depresor de Estibina, aunque su uso con este caso no sería factible por deprimir también a la galena d) Presencia de Cobres grises: La presencia de Tetrahedrita – Tennantita en los concentrados de Plomo origina contenidos importantes de Arsénico Y Antimonio en los mismos.. Durante la flotación del Plomo si los contenidos de cobre no son económicamente significantes, la Tetrahedrita – Tennantita podrán ser deprimidos. por. cianuro.. Sin. embargo,. deberán. considerarse. cuidadosamente las pérdidas de Plata en los relaves ya que los cobres grises presentan altos contenidos de este metal.. De otro lado se debe considerar la posibilidad de ejecutar la separación Cobre – Plomo de acuerdo a indicaciones dadas oportunamente, obteniendo un concentrado de Cobre de poco peso y alto contenido de Plata, Arsénico y Antimonio dejando el concentrado de Plomo original como relave. En el caso de concentrados de cobre la presencia de Arsénico – Antimonio puede ocurrir por las siguientes causas principales:. 48.

(57) a) Presencia de Enargita (Cu3AsS4): tetrahedrita – tennantita (3Cu2S – Sb2S3) ó (3Cu2S – As2S3) o minerales similares que producirán concentrados de cobre con contenidos apreciables de As – Sb y también de Plata. Su eliminación de As – Sb de estos concentrados solo podrá realizarse por métodos piro o hidrometalúrgicos. b) Presencia de Arsenopirita: La cual puede ser eliminada en las etapas de limpieza por un pH alto (10.5 – 11.5) y dosis adecuadas de Cianuro. c) Presencia de Hg y Bi: El Hg en la naturaleza se puede encontrar en forma de Sulfuro de Mercurio (Cinabrio) y como mercurio metálico, ambos son muy flotables y se concentran con los valores del mineral, otra fuente de contaminación con el Mercurio es en labores mineras antiguas de extracción de oro por amalgamación. El bismuto generalmente se reporta en los concentrados y por flotación no se puede eliminar este contaminante; sin embargo, su presencia no es crítica como el As, Sb y Hg.. 49.

(58) CAPITULO IV. PRUEBAS METALÚRGICAS. 4.1. INTRODUCCIÓN. Para el desarrollo de las pruebas metalúrgicas se muestreo el mineral del compósito de la minera A. Raymondi, y llenadas en sacos respectivamente, las muestras se encontraban a un tamaño máximo de 3 pulgadas, y exentos de humedad, a continuación, las muestras se juntaron para mezclarse y homogeneizarse con el fin de separar un peso de 30 kg. El resto de la muestra fue sometido a preparación mecánica hasta obtener un producto 100% menos malla Tyler 10 (1700 µm).. Las muestras tenían escasa presencia de material fino. El peso total recopilado se presenta en Tabla N° 4.1.. TABLA IV-1: Peso de las muestras tomadas del stock pile. Muestra. Peso (kg). No 1. 75.2. No 2. 75.4. 50.