nacional Mayor de San Andrés de la Paz, Bolivia. Donde manifiesta que llego a las siguientes conclusiones:
Para la optimización del proceso de flotación de concentrados de zinc y plata se realizó un diagnostico con el fin de obtener una línea base del funcionamiento del Ingenio Minero Rosicler y poder realizar el proceso de optimización. Se verifico y estableció un método de muestreo sistemático el cual tiene grandes beneficios industriales y económicos en la planta empleando una herramienta adecuada de muestreo, se dieron las recomendaciones necesarias en el punto 5.2.2. Si se tiene un buen muestreo no existirá diferencias entre las leyes de compra y leyes de ingenio, por tanto, no se tendrá pérdidas económicas las que se tiene actualmente. Se estableció la influencia de la dosificación de reactivos mediante pruebas experimentales en laboratorio variando las concentraciones de los reactivos de flotación en función al porcentaje de sólidos del mineral de cabeza y además se emplearon depresores de piritas los cuales incrementaron el porcentaje de recuperación de los concentrados de zinc y plata La influencia del pH en la flotación de zinc y plata es de mucha importancia esta se debe encontrar en un rango de 10,5 a 12 ya que a este pH la pirita se encuentra deprimida por el calcio que se introduce como oxido de calcio para subir el pH, y por tanto la flotación de esfalerita es mucho más óptimo. Se realizó un análisis granulométrico para determinar el porcentaje de tamaño de grano en todo el proceso de flotación, y se pudo concluir que 92,9% del
tamaño de grano se encuentra entre 100 y -200 mallas Tyler, tamaño de grano muy fino que perjudica el proceso de flotación, se dieron las recomendaciones necesarias en la parte 5.3.6. Se optimizó el proceso de flotación en el Ingenio Minero Rosicler, habiéndose encontrado cambios en el proceso que podrían ser introducidos para incrementar la recuperación de 85% a 88.5% u 89.5% mediante dos métodos que se encuentran descritos en la parte 5.4.5.1. Como conclusión final observando todo lo realizado en el trabajo se pudo realizar la optimización del proceso de flotación de concentrados de zinc y plata en el Ingenio Minero del Sur Sección Rosicler con técnicas, sencillas y herramientas que no requieren de mucha inversión económica ya que es posible incrementar el porcentaje de recuperación del 85% a 89,5%.
Velásquez Barrenechea, V. (2018), en su investigación titulada: “Optimización de la recuperación de cobre en el circuito de flotación de CODELCO-El Salvador en base a la evaluación de nuevas formulaciones de reactivos de flotación”, tesis realizado en el departamento de Ingeniería Metalúrgica, de la Facultad de Ingeniería, de la Universidad de Concepción, chile. Donde manifiesta lo siguiente: “La restricción de explotación de minerales provenientes de Mina Rajo Abierto “Campamento Antiguo” de Codelco, División Salvador, que presentaba alta Ley de cobre y alto potencial de recuperación en Planta Concentradora, obligó a
generar la rentabilidad esperada en Codelco División Salvador, por lo cual, también se comienza a analizar la opción de recuperar Cu desde escorias provenientes de la fundición Potrerillos”. (p. 148)
La mejor formulación de reactivos para optimizar la recuperación de Cu en la escoria proveniente de fundición a nivel de laboratorio es la siguiente tabla:
Tabla 1. Dosis según la prueba
Prueba Dosis
Alternativa 2
Hostaflot NP-107 (50 gpt) Hostaflot E-980 (50 gpt)
Flotanol H-70 (40 gpt)
La mejor opción para optimizar la recuperación de Cu de la mezcla alimentada con mayor proporción de material de rajo
“QM” es la siguiente tabla:
Tabla 2. Dosificación de reactivos Xantato
343 (g/t)
Hostaflot E-501 (g/t)
Aero-3758 (g/t)
Aero-3730 (g/t)
Espumante (g/t)
- 20 18 12 28
García, J.F..; Guadalupe I.; Alcaraz B., Ibarra, a. y Alaní R.;
(2017) en su tesis “Incremento en ley de concentrados de zinc mediante remolienda antes de limpias”, presentada en la “XXXII
Convención Internacional de Minería Guadalajara, Jalisco, México”, Octubre 25 - 28, 2017.
Donde manifiesta que: Durante 2017 en Unidad Velardeña del Grupo Peñoles se efectuaron pruebas de remolienda a concentrados de zinc para incrementar ley y reducir insoluble. El mineral se caracteriza por tener esfalerita con alta concentración de fierro en solución sólida lo cual dificulta obtener grado 50% de zinc consistentemente al moler cabeza a un K80 de 45 µm.
Además, por el grado de asociación mineralógica, los concentrados contienen alrededor de 4.6% de insoluble. Los flujos del circuito de zinc evaluados con remolienda fueron: concentrado primario 1, concentrado primario 2 y 3, concentrado agotativo, medios de limpia 1 y concentrado final. Posterior a la remolienda se realizaron pruebas de cinética a la granulometría original y con cuatro niveles de remolienda. Como complemento se efectuaron pruebas de flotación en circuito abierto y finalmente pruebas en circuito cerrado sobre cabeza con y sin remolienda. En todos los casos se logró mejorar grado de zinc y reducir insoluble con remolienda (1).
Adicionalmente se determinó la energía específica requerida para varios niveles de tamaño de partícula, llegando a las siguientes conclusiones: Las pruebas de flotación de circuito abierto realizadas con tres etapas de limpia, confirmaron el efecto que tiene la disminución de tamaño de partícula en la disminución de
concentrado primario 2 y 3, concentrado agotativo y medios de limpia 1. Se efectuaron las pruebas de flotación a tres tamaños de partícula y en tres etapas de limpia. Como complemento final, se realizaron dos pruebas de flotación en circuito cerrado a partir de una muestra de alimentación al circuito de flotación. Para el caso del primerio 2 y 3 se logró incrementar el grado de zinc de 25.5 a 47.9%, con la consecuente disminución de insoluble de 32 a 5% al disminuir el tamaño de partícula de 51 a 18 micrones. Efectos similares al primario 2 y 3, se obtuvieron con los flujos del concentrado agotativo y medios de la limpia 1. Lo anterior indica que es posible incrementar la calidad del concentrado de zinc a través de remolienda. Las pruebas se realizaron considerando dos esquemas: sin remolienda, para lo cual solamente se flotó con tres etapas de limpia y el otro fue con remolienda a un tamaño de partícula con K80≈ 20 µm en circuito de zinc previo a etapa de flotación en limpias. La Tabla 5 muestra los balances en circuito cerrado. Con la remolienda, la ley de insoluble disminuyó de 3.3 a 1.0% y su distribución de 1.0 a 0.2%. La remolienda también permitió incrementar la liberación del zinc y el grado aumento de 42.1 a 51.6%, disminuyendo la recuperación en 1% con este incremento de grado. Cabe notar que el grado de zinc obtenido sin remolienda, fue inferior al obtenido en planta debido a que se dio prioridad a la recuperación. Como referencia, el concentrado de zinc obtenido en planta en el mes que se realizaron las pruebas, obtuvo 0.39 g/t de oro, 32 g/t de plata, 0.3% de plomo, 50.19% de
zinc y 11.68% de fierro. La recuperación de zinc fue 88%. Con base en las pruebas de remolienda y flotación de los diversos flujos del circuito de zinc de Velardeña se deduce lo siguiente:
El tamaño de partícula que optimizó el grado del concentrado de zinc fue 15 µm.
La energía específica obtenida para tamaño de partícula de 15 µm fuev14.7 kWh/t.
La curva grado vs recuperación de zinc fue mejor con remolienda.
La curva grado vs recuperación de insoluble también fue mejor con remolienda.
Hay una correlación estrecha entre zinc e insoluble.
Se considera factible reducir insoluble de 5.6 a alrededor de 1%
remoliendo a 15 µm