UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ

FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA

•

Y DE . MATERIALES

ESTUDIO DE LA PROBLEMÁTICA METALÚRGICA DE LOS MINERALES OE ZINC EN EL CONCENTRADO

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DE LAMINA QUIRUVILCA

TESIS

PRESENTADO POR:

S,ch. LUIS TEOFILO QUIÑONES RAMOS

PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE:

INGENIERO METALURGISTA

HUANCAYO - PERÚ

ASESOR:

ING. EUGENIO MUCHA BENITO

DEDICATORIA

Mi eterna gratitud a mis padres, a mi familia por su constante apoyo para el logro de mis aspiraciones, y la fuerza que me prodigaron para el logro de mis metas.

AGRADECIMIENTO

Expreso mi agradecimiento a los Docentes de la Facultad de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales, y a ingenieros que me ayudaron y asesoraron para lograr el desarrollo del presente trabajo, así también a mis profesores quienes volcaron sus conocimientos en mi persona para lograr mi formación profesional, a mi alma mater que me cobijo durante mi estancia como estudiante, también mis agradecimientos a todas las personas que me apoyaron en lograr mis objetivos de formarme como profesional.

RESUMEN

La mala dosificación de reactivos, como el diseño inadecuado de los circuitos en una operación de flotación son causas principales del deterioro del grado de concentrado y de su recuperación del zinc.

Este trabajo de investigación analiza la problemática metalúrgica de los minerales de zinc en la Concentradora Shorey de la mina Quiruvilca. Para el tratamiento del mineral suministrado de la mina subterránea se llega a la conclusión que con una adecuada dosificación de los· reactivos en este caso del colector y con la modificación de los circuitos de rougher y escavenger del zinc, es factible incrementar el grado de zinc y/o la recuperación por medio de la reingeniería para lo cual si hizo las pruebas preliminares en laboratorio y se confirmaron a escala de planta.

Las pruebas metalúrgicas estará orientada a realizar diferentes pruebas a

los circuitos de rougher, escavenger y limpieza para evitar las cargas circulantes innecesarias estos cambios se consigue con bajos costos de inversión.

EL AUTOR

Dedicatoria Agradecimiento Índice

Resumen Introducción

ASPECTOS GENERALES

CONTENIDO

CAPITULO 1

1.1 Ubicación de la Planta Concentradora Shorey 1.2 Accesibilidad

1.3. Geología estructural 1.4 Mineralización

1.5 Método de explotación07 1.5.1 Perforación y voladura 1.5.2 Relleno hidráulico

1.6 Descripción de la Planta concentradora 1.6.1 Producción histórica

1. 7 Proceso de concentración de minerales en la planta 1. 7.1 Circuito de chancado y tamizaje

1.7.2 Circuito de molienda 1. 7.3 Circuito de flotación

1. 7.4 Circuito de espesado y filtrado 1.7.5 Disposición de relaves

1.8 Planta de Neutralización 1.9 Sustancias de flotación

1 .1 O Consumo de energía eléctrica

CAPITULO 11 CARACTERIZACION DEL PROBLEMA

FUNDAMENTO TEÓRICO

ii iii iv 01

03 04 04 05 06

07 08 10 10 10 11 12 15 20 21 22 33 25

27 27

2.2. Variables del proceso de flotación 2.2.1 Granulometría de la mena

2.2.2 Tipo y dosificación de los reactivos de flotación 2.2.3 Densidad de pulpa o porcentaje de sólidos 2.2.4 Tiempo de residencia

2.2.5 pH

2.2.6 Aireación y acondicionamiento de la pulpa 2.2. 7 calidad del agua

2.3 Reactivos de flotación

2.3.1 Colectores y espumantes 2.3.2 Surfactantes

2.3.3 Tio compuestos

2.3.4 Compuestos ionizables no tio 2.3.5 Compuestos no iónicos 2.3.6 Nuevos reactivos

2.3. 7 tendencias actuales en el uso de reactivos de flotación 2.3.8 Colectores de oxi-minerales

2.3.9 espumantes

2.4 Flotación de sulfuros y oximinerales 2.4.1 flotación de sulfuros

2.4.2 Teoría química o de la oxidación superficial 2.4.3 Teoría de semiconductores

2.4.4 teoría electroquímica

2.4.5 Sistema de flotación de diferentes sulfuros 2.5 Activación del zinc

2.6 Caracterización del problema 2. 7 hipótesis

2.8 Objetivos

2.9 práctica de la flotación de menas polimetálicas 2.1 O Optimización del proceso de flotación

2.11 Diseño experimental y optimización

28 29 30 30 31 31 32 32 33 34 34 35 36 36 37 37 38 38 38 38 38 40 41 42 42 44 45 45 46 50 50

2.12 aspectos teórico-prácticos del diseño de experimento en flotación 61 2.13 Cuantificación del objetivo de la experimentación 55 2.14 Sub optimización diseños experimentales y modelos 55 matemáticos estadísticos.

2.15 Diseños simultáneos o factoriales 58

2.16 modelos lineales y diseños de primer orden 61

2.17 diseños secuenciales de búsqueda directa 62

2.18 Modelos cuadráticos y diseño de segundo orden 62

2.19 diseños secuenciales de búsqueda directa 62

CAPITULO 111

PRUEBAS EXPERIMENTALES

3.1 Equipos y materiales usados 3.2 Procedimiento experimental 3.3 Pruebas efectuadas

3.4 Aplicación del diseño hexagonal

3.5 Efecto del nivel de Z-11 en la flotación de cobre-plomo 3.6 Diseño hexagonal estadístico

3.6.1 Análisis de los resultados

3.6.2 Dosificación de xantatoisopropílico de sodio (Z-11) 3.7 Modificación en el circuito de zinc

4.1 Análisis económico

CAPITULO IV

EVALUACIÓN ECONÓMICA

4.2 Valoración de los concentrados 4.3 Estado de ganancias y pérdidas Conclusiones

Recomendaciones

64 65 66 67 67 69 69 71 72

74 74 76 77 79

INTRODUCCIÓN

El trabajo que presento a consideración está dirigido a lograr optimizar la calidad del concentrado de Zinc y su recuperación respectiva. Este trabajo se ha realizado con los minerales tratados en la Concentradora de Shorey de la mina Quiruvilca.

En primer lugar hago un estudio minerográfico del concentrado final del Zinc con la finalidad de determinar las especies mineralógicos presentes y el tipo de asociación existente. Luego de diagnosticar la falta de liberación y asociación con piritas por lo que se procedí a realizar un muestreo en planta de los productos finales y corrientes intermedios del circuito de flotación de zinc.

Con el dato anteriormente encontrado de que no tiene buena flotabilidad del Zinc en los bancos de rougher y scavenger, además encontrando la existencia de cargas circulantes se realiza las pruebas con distribuciones más adecuadas de las pulpas, para deprimir la pirita, insolubles etc.

Con el objeto de mejorar la calidad de concentrado y recuperación aplico los métodos experimentales consistentes en: el juicio de expertos y el respectivo diseño experimental.

En el presente trabajo, consta de los siguientes puntos: Capitulo 1, trata de los aspectos generales de la Compañía Minera, que comprende, la ubicación, Geología, estructural, mineralogía, operaciones metalúrgicas de la planta concentradora.

En el Capitulo 11, comprende la caracterización de! problema, objetivos del procedimiento experimental, optimización del proceso de flotación, diseño experimental y optimización, aspectos teórico - prácticos del diseño de experimento en flotación, diseños simultáneos, factoriales, modelos cuadráticos y diseños de segundo orden.

En el Capitulo 111, trata sobre los equipos y materiales usados en las pruebas realizadas a escala de laboratorio, aplicación del diseño hexagonal, efecto del nivel de adición del colector Z-11 en la flotación Cobre 1 Plomo y Zinc, análisis de los resultados metalúrgicos obtenidos, modificación en el circuito de zinc, eliminación de dos bombas.

En el Capitulo IV, comprende el análisis económico, balance metalúrgico con los resultados obtenidos antes y después de las modificaciones realizadas en el circuito de zinc, valorización de los concentrados de plomo y zinc, estado de ganancias y pérdidas.

Finalmente se da las conclusiones y recomendaciones del presente trabajo.

CAPITULO 1

ASPECTOS GENERALES

Pan American SilverSac viene operando la mina Quiruvilca en el Perú desde fines del 1995. Es una de las minas más antiguas del Perú con evidencias de actividades mineras que datan por lo meno del siglo XVI.

Las obras subterráneas en Quiruvilca cubren un área de 4 kilómetros de largo por 3 kilómetros de ancho y se extienden a más de 400 metros de profundidad.

Quiruvilca fue la unidad de producción más rentable de la empresa en el

1.1. UBÍCACÍÓN DE LA PLANTA CONCENTRADORA SHOREY:

Pan American SilverSAC es una Compañía Minera Canadiense con sede en Vancouver- Canadá, la cual se dedicaprincipalmente a la producción de Plata en el mundo, pero también produce zinc, plomo y cobre; tal es así que cuenta con asientos mineros en Perú, tales como: Quiruvilca, Huarón, Morococha, etc. en México, La colorada y Álamo Dorado en Bolivia, San Vicente y en Argentina, la mina Manantial Espejo.

El yacimiento minero de Quiruvilca se encuentra ubicado en el lado Oeste de la Cordillera Occidental de los Andes del Perú, en el subsuelo del pueblo de Quiruvilca a 80 Km al N-E en línea recta de la ciudad de Trujillo, pertenece a la provincia de Santiago de Chuco, Departamento. De la Libertad. Está comprendido en las coordenadas geográficas siguientes:

08° 19'1 O" Longitud Oeste 08° 00'00" Latitud Sur

3 600 á4 150 metros de altura sobre el nivel del mar a una distancia de 355 km. de la Ciudad de Trujillo.

1. 2. ACCESIBILIDAD:

Para llegar a! Campamento de la Empresa Minera Pan American Silver SAC se puede utilizar son las rutas de acceso; que es la carretera de la Ciudad de Trujillo a Huamachuco, o la de Trujillo a Santiago de Chuco,

1.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL:

La mina de Quiruvilca es un yacimiento del tipo filoneado, emplazado en las secuencias volcánicas de edad terciaria del grupo Callipuy, dicho grupo tiene como basamento a las secuencias sedimentarias y metamórficas de edad cretácea que están constituidas por las cuarcitas Chimú del grupo Goyllarizquisga.

Los esfuerzos compresivos de dirección NE-SO dieron origen a estructuras regionales con dirección E-0, tales como Falla Río Huaygorral ubicado al norte de. la ciudad, falla veta Sin Nombre ubicado en el bloque norte, las vetas Napoleón- Morococha, ubicadas en e! centro de la unidad, falla veta Luz Angélica ubicada en el bloque sur de la unidad y la falla Río Moche ubicada hacia el sur de la ciudad, estas estructuras dieron origen a las vetas de rumbo N 45°E, las cuales son las vetas principales de la mina Quiruvilca con lamineralización más económica de !a ciudad y que han sido y siguen siendo minadas a lo largo de toda la historia de la mina. Estas vetas de rumbo N45oE a su vez dieron origen a las vetas tensiónales de poca extensión y con mineralización errática del tipo rosario pero que también dan un gran aporte para la producción de Quiruvilca. De igual modo, el conjunto de esfuerzos también dio origen a estructuras con dirección N80°0 tales como las fallas vetas Tacna-Arica, Satélite, Sistema DI NA y otras aun por descubrir.

1.4. MINERALIZACIÓN:

Los minerales de mena están representados por Tetraedrita, Esfalerita, Galena, Enargita, calcopirita, Argentita. Los minerales ganga están representados por la Rodocrosita, Rodonita, Calcita, Pirita y Cuarzo.

La mina Quiruvilca presenta un zoneamiento típico en forma dómica y concéntrica de adentro hacia fuera Zona de cobre en mineralización de enargita. Zona de transición con altos contenidos de plata en la tetraedrita, zona de sulfuras básicos con mineralización de esfalerita y galena, finalmente la zona de carbonatas y estibina. Existe además hacia el SO de la unidad una zona de oro que se extiende desde la zona de sulfuras básicos hasta la zona de estibina, el oro en esta zona se encuentra asociado a la arsenopirita.

La alteración más favorable a !a mineralización de !a mina Quiruvilca, es la sericitica que se encuentra como pervasiva hacia el centro del depósito y en forma de halos en la periferia de las vetas, convirtiéndose la alteración sericitica como guía principal en las exploraciones. Seguidamente y distanciándose de la mineralización se encuentra la alteración argilica, y finalmente la alteración propilitica.

El minera! se encuentra en vetas brachosas, estando constituidas principalmente por:

~ Rocas Encajonantes.- calizas pucará, intrusitas monsoniticas, brechas etc.

~ Ganga.- rodocrosita, cuarzo, calcita, etc. Geológicamente se considera como mineral C triple, cuando el contenido de cobre es el doble del plomo.

~ El tipo de explotación es de corte y relleno, empleándose además el método tradicional de shirincage.

1.5. MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

Nuestro yacimiento es de tipo filoneano, con vetas angostas de 0.55m de potencia, contamos con 30 vetas, entre principales y tensionales.

Tenemos 70 tájeos operativos con 115 alas. Como estándar, cada tajeo tiene 70 m de longitud, con 2 alas de 35m cada uno.

En el 2004 se ha obtenido en promedio 276 tms/mes.

El método de explotación aplicado a nuestro yacimiento es el corte y relleno ascendente, con aplicación del relleno hidráulico y del relleno detrítico.

1.5.1 PERFORACIÓN Y VOLADURA

Por ser una mina convencional, se utiliza solamente las perforadoras manuales tipo Jack Leg y Stoper.

La longitud de perforación es de 6 pies.

En el 2004 se ha realizado 3.1 millones de pies perforados en los tájeos

Para la voladura 1 utilizamos la dinamita de 65%, fulminantes Nro. 6, guías de seguridad, conectores, mecha rápida.

En el 2004 se ha obtenido un factor de potencia en tájeos de 0.49 kg/tms y en avances 28.6kg/m (incluye exploraciones, desarrollos, preparaciones y operaciones mina).

1 ,5,2. RELLENO HIDRÁULICO

El relleno hidráulico es impulsado por una bomba de diafragma de 177 HP (GEHO Mod. TZPM-180), instalada en Santa Catalina a una cota de 3,800msnm, hasta el tanque Luz Angélica a 3,925msnm, por tubería de 3"

con una longitud de 2,370m y que cruza la quebrada del río moche en la cota 3,670msnm. Se manejan densidades de 1750 a 1900 gr/lt.

A continuación se muestra e! cuadro estadístico de R. H. y R. C. en la que se puede notar la tendencia a bajar como consecuencia de la reducción de la producción:

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1.6. DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA CONCENTRADORA

La Planta Concentradora de Shorey inició sus operaciones en e! año de 1978.

1.6.1 PRODUCCIÓN HISTÓRICA

En el 2011 se procesaron 381237 T.M.S. con leyes de cabeza en Plata de 235.42 grs/TMS, Cobre 0.43%, Plomo 1.19% y Zinc 3.57%, las recuperaciones efectivas por cada elemento fueron: Ag de 87.90%, Cobre 66.60%, Plomo 83.75% y Zinc 85.02%, la calidad de concentrados en cobre fue de 18.00% (Ag/Cu 8028.05 grs/TMS), Plomo 56.59% (Ag/Pb 3789.97 grs/TMS) y, Zinc 55.73% (Ag/Zn 118.37 grs/TMS).

Chancado, operó 3482 horas (39.6% de lo disponible) con una producción horaria de 109.5 TMS.

Molienda- Flotación, operó 6128.5 Hrs (69.8% de lo disponible) con una producción horaria de 62.0 TMS.

1.7. PROCESO DE CONCENTRACIÓN DEL MINERAL EN LA PLANTA:

Losprocedimientos empleados enla mina Quiruvilca de la EmpresaMinera Pan American Silver SAC en el beneficio de los minerales sulfurados de cobre, plomo y zinc, desde su liberación hasta la obtención de sus respectivos concentrados es como se describe a continuación.

1.7.1 CIRCUITO DE CHANCADO Y TAMIZAJE:

El área de mina entrega el mineral a la planta de beneficio (concentradora), hasta un tamaño máximo de 12", la cual sealmacena en dos tolvas de 1 000 TM de capacidad respectivamente.

El circuito de chancado de la Planta Concentradora Shorey, donde se reduce el tamaño del mineral procedente de la mina antes de su ingreso a los molinos consta de dos etapas:

a. Chancado primario, el minera! proveniente de la mina es almacenado en dos tolvas de allí se alimenta a una chancadora de Quijadas de 24" x 36" marca Comesa.

b. Chancado secundario: el producto de chancado primario de aproximadamente 4" es alimentado a esta etapa de chancado secundario en donde se tiene dos chancadoras, una chancadora cónica SYMONS 4 14' y una chancadora terciaria SYMONS Short Head de 3', obteniéndose de esta etapa de chancado un producto de 3/8" aproximadamente.

SECCION CHANCADO

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LEYENDA

1.- Tolva de Gruesos (1000TMS) 2.- Alimentador de placas 48" x 28"

3.- Alimentador de placas 36" x 17"

4.- Faja Transportadora reversible 30" x 187' 5.- Faja Transportadora E-20A 30" x 190' 6.- Faja Transportadora Nro 3 30" x 90' 7.- Faja Transportadora N ro 2 24" x 80' 8.- Grizzly vibratorios· x T

9.- Chancadora de quijada 24" x 36"

10.- Faja Transportadora N ro 4 30" x 99'6"

11.- Faja transportadora E-208 30" x 195' 12.- Zaranda vibratoria TY Rock s· x 12' 13.- Faja transportadora E-40 24" x 12' 14.- Chancadora de cono SYMONS S.H. 3' 15.- Chancadora cónica SYMONS 4 1/4 16.- Faja transportadora E35 24" x 10' 17.- Faja transportadora ESO 24" x 1147' 18.- Zaranda vibratoria TY Rock 4'x 10·

19.- Faja transportadora E55 24" x 120' 20.- Faja transportadora E60 24" x 890' 21.- Faja transportadora E63 24" x 990' 22.- Faja transportadora E64 24" x 456'

1.7,2. CIRCUITO DE MOLIENDA:

Sin embargo los procesos de conminución de mineral juegan un rol trascendental en la recuperación de elementos valiosos desde sus menas. Dentro de ellos la molienda tiene importancia especial, no solamente por sus altos costos operativos, sino también al hecho de que las propiedades físicas y mineralógicas del producto molido resultante es determinante en gran medida de la efectividad de las siguientes etapas. Es por eso que la optimización de esta operación unitaria disminuiría considerablemente los costos de operación

El mineral 3/8" es alimentado a un molino primario de bolas Marcy 9 ~'x12', parte de la descarga es alimentado a un molino de bolas de 6'x 4 ~·que trabaja en circuito cerrado con un hidrociclón de D -20". El producto de molienda que es el overflow del hidrociclónes alimentado a! circuito de flotación, siendo la granulometría del producto 14 % + 65 mallas, y 58% -200 mallas.

DIAGRAMA DE LA SECCIÓN MOLIENDA

12

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DESCRIPCIÓN

01 Tolva de finos (1 OOOTMS) 02 Alimentador Constante 03 Alimentador Variable 04 Faja Transportadora 05 Balanza Merrick Scale Meg 06 Molino de bolas Marcy 9 1 12··x12 · 07 Molino de bolas Marcy 6x4 Y:!' 08 Bomba Denver SRL-.C 09 Hidrociclon Krebbs D- 20 1 O Lubricador auto matico Lincoln 11 Bombas de lubricación 12 Tommel de basura

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1.7.3 CIRCUÍTO DE FLOTACIÓN:

El circuito general de flotación de la planta concentradora Shorey comprende básicamente tres secciones, las cuales son

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);> Sección flotación de zinc

a) La sección flotación Bu!k.- Comprende tres etapas de flotación rougher con bancos que comprende: primer Rougher de una celda OK-16, el segundo Rougher comprende 3 celdas DR 300 y el tercer Rougherco etapa de limpieza comprendida de 8 celdas DR- 24, la misma que tiene un banco scavenger comprendida de 6 celdas DR- 24 de donde el relave de estas celdas es enviada a la cabeza de la celda OK-16.

Para una operación normal de! circuito de flotación bulk, requiere controlar los siguientes parámetros:

i. Granulometría de 58 a 60 % - 200 mallas,

ii. Densidad de la pulpa en el rebose del clasificador de1320a1340grllt.

iii. pH en la flotación bulk es de 8.2 a 8.5.

DIAGRAMA DE FLUJO DE LA FLOTACIÓN BULK Cu-Pb

CABEZA FRESCA

~

118

11

b) La sección de flotación cobre - plomo.- En esta etapa se realiza la flotación bulk cobre- plomo a un pH ligeramente alcalino que varia en el rango 8.2 a 8.5, se adiciona Z-11 como colector principal, la depresión del zinc y fierro se logra empleando el complejo NaCN 1 ZnS04adicionada en la molienda y en la primera limpieza Cu-Pb.

La operación se lleva a cabo en tres bancos rougher y un banco de limpieza. El concentrado bulk obtenido es separado mediante la adición del complejo NaCN/ZnO, obteniéndose un concentrado de plomo de alta ley y un preconcentrado de cobre de baja ley, el cual es enviado al circuito de cobre.

El preconcentrado obtenido en la etapa anterior, que contiene cobre-plomo-zinc-fierro finamente asociados es remolido en un molino Hardinge 4 %'x 24" a 85 % - 325mallas, luego es enviado a un circuito de flotación, con el objeto de obtener un concentrado bulk cobre- plomo. De este concentrado mediante la adición de los reactivos de : bisulfito de sodio, agua acida, y Z-6 a un pH de 7.5 se obtiene un concentrado final de cobre y un concentrado de plomo ambos con altos contenidos de plata.

snJéN

2da. limpia de Cu/Pb

K A< /L

Concentrado de Pb - 4 - - - _ _ j

DESCRIPCIÓN

01 1 Espesador Magensa 24 x 19"

02 1 Molino de Bolas Hardinge 4 Y. x 24"

03 1 Bomba Ash 3" x 3" y 1 bomba denver 3" x 3"

04 2 Hidrociclon Krebs D- 6 05 1 Acondicionador 5 ·x 5·

06 4 Celdas Wemnco N°44 07 1 Bomba vertical Galigher 08 2 Celdas Denver N"18 09 2 Celdas denver N°18

10 1 Acondicionador3"x3"

11 4 Celdas Wemnco No 44 12 2 celdas Den ver No 18 13 1 Bomba vertical Galioher

Relave de la separación Pb/Cu

relave de retra

Concentrado de Cu

e) Flotación de Zinc- El relave de las celdas DR- 300 es la cabeza para el circuito de zinc, la misma que es enviada a 2 acondicionadores sulfato de cobre y cal, como colector se emplea el Z-11 y como secundario el ditiofosfato de sodio.

La pulpa acondicionada ingresa a dos etapas de flotación rougher con bancos que comprende el primer rougher que es de 3 celdas DR-300 y el segundo rougher es de 3 celdaWenco

No

No

1.7.4 CIRCUITO DE ESPESADO Y FILTRADO

En el proceso de Flotación se realiza la parte principal de la concentración de minerales que es la obtención de los concentrados. Sin embargo contienen mucho agua y es necesario quitar todo el agua posible.

a) Espesado.- En el espesamiento se consigue eliminar la mayor cantidad de agua contenida en los concentrados.

En la planta concentradora Shorey se cuenta con un

Espesador Denver 16'x 8'para el concentrado de Cu y otro de la misma capacidad para el concentrado de Pb, cabe mencionar aquí que todo el agua de los over de los espesadores es recirculado a la planta.

b) Filtrado.- Con la filtración, procuramos quitar todo lo que se pueda el agua que a quedado después del espesamiento. En la planta concentradora Shorey se tiene un Filtro de tambor Peterson 11.6' x 12' para el concentrado de Zn obteniendo el producto final con un 8 %de humedad; para el caso de Pb se tiene un Filtro de tambor Peterson 8' x12' obteniendo el producto final con un 9 -1 O % de humedad y para el Cu se tiene un Filtro de tambor Peterson 6' x 6⁸ obteniendo el producto final con un 10 -11 %de humedad dependiendo mucho aquí del grado del concentrado.

1.7.5 DISPOSICIÓN DE RELAVES

El método de disposición de relaves es aguas abajo, la presa esta a una distancia de 1480 m y a una altura estática de 60.96 m de la planta, el relave es bombeado hasta la presa por 4 bombas Ash 6" x 6" modelo B-6-5 este es clasificado en un nido de 3 ciclones Krebs D-1 O pero la mayor parte (65 - 70 %) es utilizado con relleno hidráulico en la mina. Todo el agua del

1.8. PLANTA DE NEUTRALIZACIÓN:

En Mayo de 1999, Pan American Silver SAC, Mina Quiruvilca, puso en marcha la Planta de Neutralización de Lodos de Alta Densidad para el tratamiento de drenajes ácidos generados por las actividades operativas de la mina.

Desde inicio del siglo se registra la actividad en Mina Quiruvilca, La extracción de minerales sulfurados y la existencia de aguas de mina que poco a poco fueron reduciendo la calidad del agua del río Moche fue evidente, alterando la ecología y fauna de! río.

Antes de la puesta en marcha de la Planta de Neutralización la calidad de! río Moche fue reducida en casi la totalidad de los 120 Km.

Sin embargo, la puesta en marcha de los proyectos ambientales del Programa de Adecuación y Manejo Ambiental, el cumplimiento de la normatividad ambiental y el cambio de actitud del MEM hacia el manejo ambiental, han permitido el cumplimiento de los objetivos de la rehabilitación ambiental: la recuperación definitiva del río Moche.

DIAGRAMA DE LA PLANTA DE NEUTRALIZACIÓN

Alimentación de4 drenaje ácido de roca Lechada de cal

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Alimentación de Floculante

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Tanque de Mezcla Lodo- cal

Recirculación de lodos

1 Aguas tratadas

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Tanque de Aereación / Tanque Clasificador

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1.9. SUSTANCIAS DE FLOTACIÓN:

La dosificación de los reactivos se muestra en la siguiente tabla N° 01

Reactivos Gr. Esp %sólidos Cc/min lb/m in

Bisulfito de sodio 1,068 10 650 0,363

Cianuro de sodio 1,070 10 540 0,301

Xantato (Z- 11) 1,001 5 240 0,063

Sulfato de zinc 1,090 15 540 0,453

Sulfato de cobre 1,100 30 340 0,588

Lechada de cal 10,090 12,5 18,0 12,840

Tabla No 01: DOSIFICACION DE REACTIVOS PARA EL CIRCUITO DE FLOTACIÓN

La adición de los reactivos son como se indica:

1) El cianuro de sodio, sulfato de Zinc, la lechada de cal, se adicionan en la descarga del clasificador (carga circulante) con la finalidad de dar mayor contacto con los minerales.

2) El xantatoisopropilico de sodio (Z-11) que es el colector principal se alimenta a la cabeza del circuito de flotación.

3) Sulfato de cobre se alimenta al primer acondicionador de zinc con el objeto de reactivar el zinc deprimido en el circuito de molienda.

4) El complejo NaCN 1 ZnO se alimenta a la primera celda del circuito de separación de cobre - plomo y una pequeña cantidad al alimento de la primera limpieza de Plomo.

5) Lechada de cal, se alimenta a ¡os acondicionadores para regular e! pH del circuito de Zinc, y a la primera celda de la separación cobre - plomo.

1.1 O. CONSUMO DE ENERGÍA ELÉCTRICA:

El suministro actual de energía eléctrica de la Unidad Minera Quiruvilca se realiza desde · la su estación eléctrica Motil en 33 kv propiedad de la Empresa Hidrandina, y llevada a través de una linea de sub- transmisión de 20 km en 33 kv, hasta !a sub estación eléctrica de Shorey 33 kv, desde donde se distribuye la energía eléctrica a través del sistema de distribución (33 kv y en 2.3 kv) hacia las sub estaciones de distribución de la unidad minera.

De la sub estación Shorey en 33 kv salen los siguientes tresalimentaciones: Línea Blanca Morococha, Línea Azul Morococha y alimentadora Casa de Fuerza. El mayor consumo de energía eléctrica, se encuentraprácticamente en el suministro de casa de Fuerza que representa el 59% delconsumo de la energía eléctrica de la unidad minera.

El suministro de la energía eléctrica que se aplica a la unidad minera Quiruvilca es del tipo regulado, donde .Para el consumo de la

Para esta condición de facturaciói1, e! cargo por energía reactiva se ha incrementado notablemente, por lo que la unidad minera Quiruvilca ha decidido contar con un sistema de compensación reactiva para disminuir la penalización de energía reactiva.

CAPITULO 11

CARACTERIZACIÓN DEL PROBLEMA

FUNDAMENTO TEORICO 2.1. FLOTACIÓN

La definición tradicional de flotación dice que es una técnica de concentración de minerales en húmedo, en la que se aprovechan las propiedades físico-químicas superficiales de las partículas para efectuar la selección. En otras palabras, se trata de un proceso de separación de materias de distinto origen que se efectúa desde sus pulpas acuosas por medio de burbujas de gas y a base de sus propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas. Según la definición, la flotación contempla la presencia de tres fases sólida, líquida y gaseosa. La fase sólida está representada por las materias a separar, la fase líquida es el agua y la fase gas es el aire.

normalmente no superior a 40% de sólidos. Una vez ingresada la pulpa al proceso, se inyecta el aire para poder formar las burbujas, que son los centros sobre los cuales se adhieren las partículas sólidas. Para lograr una buena concentración se requiere que las especies que constituyen la mena estén separadas o liberadas. Esto se logra en las etapas previas de chancado y molienda. Para la mayoría de los minerales, se logra un adecuado grado de liberación moliendo a tamaños cercanos a los 100 micrones (0, 1 mm). Al aumentar el tamaño de la partícula, crecen las posibilidades de mala adherencia al a burbuja; en tanto que las partículas muy finas no tienen el suficiente impulso para producir un encuentro efectivo partícula burbuja.

2.2. VARIABLES DEL PROCESO DE FLOTACIÓN

Las variables que más afectan la flotación de los minerales son las siguientes:

~ 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.

2.2.1. Granulometría de la Mena.

Existe un tamaño de partícula que presenta una mayor recuperación metalúrgica, observándose, en general, una disminución de ésta para tamaños más gruesos y más finos de la mena. La recuperación disminuye para tamaños pequeños, lo cual se relaciona con la dificultad de adhesión partícula/burbuja, dedo a que éstas no adquieren la energía cinética suficiente para producir un agregado partícula/burbuja estable. Por otra parte, las partículas pequeñas son arrastradas más fácilmente a la espuma, ya que el drenaje a la pulpa se favorece con el incremento de la velocidad de sedimentación. Es importante destacar que, en la etapa de flotación primaria (etapa rougher) la flotación se realiza con una granulometría de mena en la cual no es necesaria la liberación de la partícula, sin embargo, en la etapa de limpieza donde es necesaria la selectividad de las partículas útiles, es fundamental realizar una remolienda del concentrado de la etapa rougher para la liberación de las especies útiles de la mena. De esta manera, el tamaño de partícula es la variable sobre la cual debe ponerse más énfasis en su control, debido a su efecto en la recuperación metalúrgica y en la selectividad del concentrado final, así como, por la alta incidencia que tiene en los costos de operación del proceso global de concentración.

2.2.2. Tipo y Dosificación de los Reactivos de Flotación.

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 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.

2.2.3. Densidad de Pulpa o Porcentaje de Sólidos

La densidad de la pulpa o porcentaje de sólidos en la flotación de minerales viene determinada desde la etapa de

porcentaje de sólidos antes de ehtrar a la etapa de flotación, sin embargo, es un factor importante, ya que la flotación de los minerales ocurre en forma eficiente cuando la pulpa presenta un valor adecuado de 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 de cobre operan 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.

2.2.4. 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 et al. a través de pruebas cinéticas de flotación.

2.2.5. 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

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.

2.2.6. Aireación y Acondicionamiento de la Pulpa

El acondicionamiento es una etapa clave ya que proporciona el tiempo necesario para que actúen en forma eficiente los reactivos de flotación. Algunos colectores y modificadores presentan cinética de adsorción en los minerales bastante lenta por lo cual deben incorporarse al molino de bolas, mientras que otros reactivos se incorporan directamente al estanque acondicionador de la pulpa.

La aireación de la pulpa en la celda es una variable importante que normalmente es controlada por el operador de la planta, la cual permite la aceleración o retardación de la flotación en beneficio de la recuperación metalúrgica o de la ley del elemento útil.

2.2.7. Calidad del Agua

Dada la gran cantidad de interacciones que se producen entre las variables del proceso, las cuales acondicionan el ambiente fisico- 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

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 evaluado, a fin de evitar que éstos superen los niveles críticos para la flotación.

2.3. REACTIVOS DE FLOTACIÓN

En un sistema de flotación los reactivos se dividen de acuerdo a la función específica que desempeñan en : colectores, espumantes y modificadores.

Los colectores y espumantes son sustancias orgánicas empleadas generalmente en dosificaciones comprendidas entre 1 a 1000 g/ton de alimentación. Químicamente, son clasificados como surfactantes ("surfactant"), es decir, molécula de carácter doble, que consiste de un grupo polar y un grupo no-polar. El grupo polar posee un momento de dipolo permanente y representa la parte hidrofílica de la molécula. El grupo no-polar no posee un dipolo permanente y representa la parte hidrofóbica de la molécula. Los surfactantes cumplen dos papeles fundamentales en la flotación. Primero, se adsorben en la interfase sólido/líquido y actúan como colectores tornando hidrofóbica la superficie de ciertos minerales. Segundo, influyen en la cinética de la adhesión burbuja/mineral, actuando como espumantes. De esta forma el

la formación de la espuma a través de la disminución de la tensión superficial.

Los modificadores son sustancias inorgánicas u orgánicas empleadas en cantidades que generalmente varían entre 20 a 1000 g/ton.

2.3.1 Colectores y Espumantes

Colectores: Son sustancias orgánicas que se adsorben en la superficie del mineral, confiriéndole características de repelencia al agua (hidrofobicidad).

Espumantes: Son agentes tensoactivos que se adicionan a objeto de:

1. Estabilizar la espuma

2. Disminuir la tensión superficial del agua

3. Mejorar la cinética de interacciónburbuja - partícula

4. Disminuir el fenómeno de unión de dos o . más burbujas (coalescencia)

2.3.2. Surfactantes

Los surfactantes más importantes en relación a la flotación pueden ser agrupados en tres clases:

~ Tia-compuestos, que actúan como colectores de sulfuros metálicos.

~ Compuestos ionizables no-tio, que pueden actuar como colectores o espumantes y se utilizan en la flotación de

~ Compuestos no iónicos, que actúan principalmente como espumantes.

Los surfactantes utilizados en flotación son integrados a las interfases a través de una fase acuosa. De esta manera, solamente aquellos reactivos que presentan alguna solubilidad en agua pueden ser empleados. En algunos casos se utilizan hidrocarburos insolubles o aceites los cuales deben ser previamente dispersos en agua, en la forma de emulsiones.

2.3.3Tio-compuestos

En los tia-compuestos el grupo polar contiene átomos de azufre no ligados al oxígeno.

Entre los colectores del tipo tia-compuestos sobresalen los xantatos por ser de uso muy generalizado en la flotación de sulfuros. Algunos xantatos son los siguientes:

Etilxantato de potasio.

Etilxantato de sodio.

Propilxantato de potasio.

Propilxantato de sodio.

lsopropilxantato de potasio.

lsopropilxantato de sodio.

Butilxantato de potasio.Butilxantato de sodio.

lsobutilxantato de sodio.

\

Hexilxantato de potasio.

Hexilxantato de sodio.

2.3.4. Compuestos ionizables no-tio

Los reactivos de flotación de este tipo más importantes son : Carboxilatos: ácido (R-COOH) y sus sales de sodio y de potasio.

Sulfatos de alquil:

Sulfonatos de alquil: , la unión C-S presente en los sulfonatos hace que estos compuestos sean más estables que los sulfatos.

2.3.5. Compuestos no-iónicos

Los compuestos no-iónicos más importantes son los siguientes : Alcoholes: R-OH (de C₆ a C₉ para R parafínico y C₆ y C₁₆ para R ramificado). Alcoholes cíclicos son representados por "ácidos cresílicos", terpinoles, naftoles, etc.).

Eteres: como trietóxibutano.

Derivados polioxietilénicos de alcoholes, ácidos carboxilicos, aminas no-substituidas u otras, convertidos en surfactantes amónicos por la adición de n grupos oxietilenos.

Derivados polipoxi'propilénicos de alcoholes y grupos surfactantes. Las ramificaciones conteniendo el radical metil tornan los polímeros del grupo propileno mucho más hidrofóbico que aquellos no oxietileno.

Los espumantes comerciales más importantes son los siguientes:

aceite de pino, ácido cresílico, alcoholes del tipo ROH (metilisobutil carbinol, 2 etilhexanol, poliglicoles).

2.3.6. Nuevos reactivos

Entre los nuevos tipos de reactivos de flotación se destacan los siguientes :

~ Nuevos grupos polares: ácidos fosfónicos y sus sales, ácidos grasos sulfonados,

~ hidroxamatos, oximas, etc.

~ Combinación de dos o más grupos polares, unidos al mismo hidrocarburo de cadena larga. Las combinaciones usadas en flotación incluyen amino-carboxilatos y amidasulfonatos.

~ Substitución del grupo hidrocarburo del surfactante por un organosil ícico

fluorocarburo.

~ Polimerización de surfactantes con el propósito de crear estructuras de bloque alternando grupos hidrofóbicos e h id rofíl icos.

2.3.7. Tendencias actuales en el uso de reactivos de flotación Colectores de súlfuros

Dosis menores por unidad de metal en la alimentación.

Mayor énfasis en el tratamiento de menas de súlfuros complejos.

Mejores niveles de secuencia en los procesos de flotación que

Reducción del uso de cal..

2.3.8. Colectores de oxi-minerales

Énfasis en una mayor eficiencia para la recuperación de partículas finas.

Énfasis en el mejoramiento de la flotación diferencial de menas de óxidos complejos. Mayor selectividad· en la flotación aniónica en relación a la sílice.

2.3.9. Espumantes

Mejorar la dosificación de espumante por unidad de metal en la alimentación.

Aumentar la recuperación de partículas gruesas y de baja liberación.

Mejorar los niveles de espuma tendientes a optimizar los efectos del tamaño de partícula.

Aumentar el énfasis sobre la velocidad cinética de flotación.

2.4. FLOTACIÓN DE SÚLFUROS Y OXI-MINERALES 2.4.1. Flotación de Súlfuros

2.4.1.1. Teorías de flotación

Varias hipótesis fueron presentadas en el pasado tratando de explicar el mecanismo de acción de los xantatos en la colección de sulfuros.

Tres m~canismos han sido aceptados para la explicación de la interacción mineral sulfurado/xantato:

>-

>-

>-

2.4.2. Teoría química o de la oxidación superficial

En medio acuoso alcalino, la mayoría de los minerales sulfurados sufren oxidación superficial. Para el caso particular de la galena, existen numerosos estudios que demuestran que la superficie estaría recubierta por especies oxidadas, especialmente tiosulfato básico de plomo. La reacción con un xantato ocurriría por mediación de esta capa oxidada, operando un mecanismo de intercambio iónico. El mecanismo propuesto puede resumirse en las siguientes reacciones:

2PbS + 202 + H20 o~~ At>S203 + Pb(OH)2 PbS203 + 2ROCS-2P~€S2)2 + S202

-3

De esta forma se explica la formación de un recubrimiento de colector formado por xantato de plomo, el que sería responsable de la hidrofobización de la partícula. Sin embargo, resultados experimentales de varios autores, han mostrado que superficies de plomo recubiertas con este compuesto conservan su hidrofobicidad. Este mecanismo de oxidación superficial es poco

se ha adicionado xantato a superficies libres de especies oxidadas.

2.4.3. Teoría de semiconductores

Esta teoría presenta una diferencia fundamental con la anterior, puesto que, la hidrofobización se atribuye a la formación de una especie oxidada del colector, un disulfuro orgánico conocido como dixantógeno, el que se formaría directamente sobre la superficie mineral. El rol del oxigeno, que es un fuerte aceptar de electrones,

1

se interpreta en el sentido que su adsorción tomaría los electrones libres de las capas superficiales del retículo cristalino del súlfuro semiconductor, de tal forma que de semiconductor tipo -n pasaría a semiconductor tipo -p.

Cuando las bandas de conducción de un súlfuro semiconductor son electrones en exceso, se habla de semiconductores tipo -n (negativos), mientras que, cuando las bandas están representadas por huecos, se tienen semiconductores tipo -p (positivos). Así, la adsorción de especies aniónicas, como xantato, estaría favorecida sobre una especie semiconductora tipo -p.

La oxidación de xantato a dixantógeno se produciría por el paso de un electrón a la red cristalina, debido a la presencia de huecos (ausencia de electrones libres). El dixantógeno, por ser una molécula neutra, permanecería co-adsorbido físicamente en la película de colector, confiriéndole a la superficie una fuerte

2.4.4. Teoría electroquímica

Según la literatura, el mecanismo más común de interacción entre xantato y sulfuros es de naturaleza electroquímica. Iones xantatos son oxidados a dixantógeno o xantato del metal, de acuerdo con una de las siguientes reacciones:

2ROCS-2(ROCS2~ + 2e-

MeS + 2ROCS-2Me{R-(j)CS2)2 +S + 2e-

MeS + 3H20 + 4ROCS-22MetRf)CS-2)2 +S2032- + 6H+ Be-

Independientemente de la trayectoria de oxidación del xantato, este proceso anódico precisa ser balanceado por una reacción catódica. Uno de los papeles importantes del oxígeno en sistemas xantato/mineral sulfurado es entregar la reacción catódica. El producto real de la reducción de oxígeno en ambiente acuoso puede ser H20oOH- , de acuerdo con una de las reacciones:

02 + 4H++4e- 02 + 2H2 + 4e-

--.~ 2H20

--.~ 40H-

La primera de estas reacciones es más apropiada paradescribir el proceso en medio ácido (bajo acción catalítica de la superficie mineral). La segunda reacción es más realista en medio alcalino.

El mecanismo electroquímico es coherente con varias evidencias experimentales, tales como, la presencia de xantato de metal o dixantógeno, la adsorción no uniforme del colector en la superficie

2.4.5. Sistemas de Flotación de Diferentes Súlfuros 2.4.5.1. Plomo~Zinc

Los principales minerales son la galena PbS y la esfalerita o blenda ZnS. Otras especies: wurtzita, marmatita y formas oxidadas. Depósitos conteniendo galena finamente cristalizada en general contienen oro y plata disueltos, actuando como núcleos de cristalización.

Metales preciosos pueden aún estar disueltos en otros sulfuros, por ejemplo a pirita, o estar presente en los contornos de los granos. Los principales minerales de ganga son pirita y pirrotita (sulfuros), dolomita y calcita (básicos) y, cuarzo y silicatos (ácidos). Las menas tratadas presentan en general una ley combinada de plomo y cinc de 3% a 20%.

El procedimiento padrón es flotar secuencialmente el plomo y el cinc, a pesar de existir por lo menos un ejemplo de flotación "bulk", seguida de separación.

2.4.5.2. Plomo-Zinc-Fierro

En estos sistema de emplea la flotación diferencial siendo los sulfuros de fierro los últimos a flotarse. En algunos casos son producidos concentrados separados de pirita (FeS2) y pirrotita (FeSx)

2.4.5.3. Cobre-Plomo-Cinc-Fierro

Las menas complejas que contienen cobre, plomo, cinc y fierro finamente diseminados están entre los sistemas de más difícil beneficiamiento por flotación, especialmente cuando la oxidación superficial lleva a la disolución de iones cúpricos que activan la esfalerita, disminuyendo la selectividad del proceso. El esquema de flotación es semejante a los anteriores, excepto la primera etapa la cual, generalmente, involucra la producción de un concentrado "bulk" de cobre y plomo, cuya separación puede realizarse deprimiendo tanto uno como otro grupo de súlfuros. Existe por lo menos un ejemplo de producción de un concentrado "bulk" de cobre y cinc, seguido de desactivación y separación entre el cobre y el cinc.

2.5. Activacióndel zinc

La esfalerita es usualmente flotada por Xantatos de cadena corta después de su activación por iones cobre. Pero también es factible de ser flotada cuando las condiciones de oxido-reducción con pH altos se producen en aereadores. En contacto con el hierro o la pirita, una significante cantidad de Xantato es tomado por la esfalerita. Esto se debe a la activación del ZnS por Fe2+ y Fe3+ formado como resultado de la oxidación del hierro o la pirita, o

consecuentemente también el hierro en el mineral. Quedando, así, solo el hierro de los medios de molienda como el principal agente ferrico. De esta manera, la esfalerita es capaz de captar sobre su superficie compuestos férricos y/o ferrosos los cuales motivan su flotabilidad. Al disminuir la pirita el pH de la pulpa empezara a incrementarse, lo cual facilitara la activación de la esfalerita. Según M. Xu y colaboradores, el mecanismo de flotación comprende tres etapas, adsorción de especies ferrosas, oxidación a especies ferricas, e interacción con el xantanto. El ión ferrico cataliza la oxidación del xantato, y el dixantogeno resultante es adsorbido en la superficie de la esfalerita

En contacto con hierro, la cantidad de azufre formada en la _esfalerita suele incrementarse cuando la oxidación se realiza en presencia de xantatos. La formación de mayor cantidad de azufre haría la esfalerita más flotable, y la selectividad en la flotación disminuye.

2.6 CARACTERIZACIÓN DEL PROBLEMA:

La compañía minera de Quiruvilca trata minerales de plomo, plata, cobre, zinc con leyes de cabeza promedio:

Pb% Cu% Zinc % Ag gr/ton

0.90 0.63 3.26 216.07

Los elementos contaminante en el concentrado de zinc son: fierro de 4.0 a 6.5%, plomo 0.90 a 0.30%, cobre de 0.40 a 0.50 %.

El problema metalúrgico del procesamiento de minerales de la planta

y su recuperación de acuerdo a los objetivos trazados, notándose alta activación del fierro, y plomo e insolubles.

El contenido de plata en el concentrado de zinc es mínimo por lo que es despreciable para la valorización del mineral.

2.6.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

¿Es posible lograr un grado de calidad de concentrado de zinc y su recuperación de acuerdo a la calidad comercial?

2.7 HIPÓTESIS

Si es posible mejorar la calidad del concentrado de zinc empleando diseños experimentales para optimizar la recuperación del zinc

2.8 OBJETIVOS 2.8.1 GENERAL

Determinar el diseño experimental para optimizar la recuperación del zinc.

2.8.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS

~ Identificar el porqué la disminución del grado de concentrado y su recuperación del zinc.

~ Determinar el parámetro de recuperación del zinc, en 1% a 4%

~ determinar cuales son las variables que tiene mayor efecto para lograr mayor grado y recuperación del zinc.

~ Encontrar parámetros de trabajo a menor inversión en la compra de nuevos reactivos, eliminación de equipos con modificación del circuito, una vez hallado los parámetros en laboratorio optimizarlo a nivel de piloto para luego aplicarlo a escala industrial en la planta.

2.9 PRACTICA DE LA FLOTACIÓN DE MENAS POLÍMETALICAS:

Sin ánimo de disminuir la importancia de la investigación básica en flotación, sino únicamente circunscribiendo su importancia a objetivos de largo plazo, y en vista de la imperiosa necesidad que el país tiene de generar más recursos para satisfacer nuestras apremiantes necesidades económicas, el esfuerzo de nuestros profesionales metalurgistas debe dirigirse a la investigación aplicada, y al desarrollo de proyectos de corto, o mediano plazo a lo sumo. Debe por ello emplearse las bases teóricas como un medio y no como un fin, incentivándose el enfoque realista e imaginativo de la solución de nuestros problemas metalúrgicos, dejando de lados las sofisticaciones tecnológicas innecesarias y aceptando la transferencia de sólo aquella tecnología que nos hace menos dependientes, pero sobre todo maximizando el empleo de nuestros propios recursos humanos y materiales.

El tratamiento de minerales poli metálicos es quizás el mejor área para

familiarizado con nuestros complejos minerales que nosotros los ingenieros peruanos, ni nadie sino nosotros mismos puede tener mística para resolver los problemas peruanos; se puede considerar en la actualidad que la totalidad de las operaciones minero - metalúrgicas poli metálicas están en manos de técnicos peruanos y que existe en el país la experiencia y capacidad necesarias para impulsar el auge de la industria minera poli metálica.

La complejidad de !a mayor parte de los minerales (poli metálicos) que se concentran en nuestro país determina la selección de complicados procesos para su tratamiento. Por ejemplo, en el primer circuito de la flotación de minerales de Pb- Cu - Ag - Zinc, generalmente se obtiene un concentrado "bulk" de Cu-Pb-Ag, deprimiendo al Zinc con los elementos indeseables o "ganga". En un segundo circuito se concentra el zinc separándolo de la ganga. En el caso de existir un alto contenido de Cu en el primer concentrado, en un circuito adiciona! se separa este en dos concentrados, uno de cobre y el otro de plomo (ver gráfico No 1 ), cada uno de estas etapas requiere el ajuste preciso de una serie de variables que controlan el proceso; llámese reactivos, molienda, densidad de pulpa, aire, etc. Solo en la primera etapa del proceso mencionado los reactivos pueden llegar a seis o más, lo que refleja la alta complejidad del sistema y dificulta la atención de una combinación óptima de estas variables.

Para complicar aun más el, panorama, el mineral crudo que se alimenta a

las bruscas variaciones de precios que se observan en los mercados de metales obliga a continuo cambios en la receta del proceso para obtener concentrados de la calidad requerida, aumentando la recuperación relativa de los distintos elementos en función de las condiciones económicas cambiantes que afectan a la comercialización de los productos.

GRAFICO 1 DIAGRAMA DE FLUJO DEL PROCESO DE FLOTACIÓN DE MINERALES POLIMETÁLICOS

Si la concentración de Cu es alta

: · · ·

ai

CABEZA:

CONCENTRADO BULK Cu + Pb + Ag + Au

1 er Circuito utiliza:

·Cal o carbonato de sodio modificador

Cu + Pb + Ag + Au + Zn +ganga

- Xantato (colector) - Espumante (varios tipos) -Cianuro de sodio (depresor

"""

-

-Otros de acuerdo a los casos.

RELAVE INTERMEDIO:

Zn +ganga

CONCENTRADO Zn

2er Circuito utiliza:

-Sulfato de cobre (activado de la esfalerita) -Cal (modificador) - Xantato (colector)

···-~

CONCENTRADO Cu + Ag + Au

3er Circuito utiliza:

- NaCN/ZnO - NaCN/ZnSO, -Cal - Agua ácida

CONCENTRAD(

Pb+Ag+Au

2. 10 OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE FLOTACIÓN:

Consiste en "maximizar"la función objetivo o buscar por aproximaciones sucesivas su más alto valor posible.

En el caso de varios elementos valiosos en el mineral a beneficiar es inoperante el empleo de leyes y recuperaciones físicas para efectos de optimización. En cambio, el realizar el procedimiento de optimización con un índice global de eficiencia se podrá hallar simultáneamente las recuperaciones relativas óptimas entre los distintos metales y las leyes óptimas en cada concentrado.

El cálculo de recuperación económica se basa en los siguientes datos:

leyes de los principales elementos en los concentrados y relaves, relación de pesos, precios y castigos unitarios de estos elementos según los contratos de fundición, los respectivos costos de maquilas y fletes, y por ultimo los costos de reactivos.

2.11 DISEÑO EXPERIMENTAL Y OPTIMIZACIÓN:

No es posible mejorar el rendimiento experimenta!, ya que no existen formulas universales en flotación y se deberá hallar un conjunto de soluciones específicas para cada mina. La experimentación debe desarrollarse siguiendo una serie de pasos ordenados hacia el fin que se persigue y en la forma más efectiva posible. Dada !a capacidad de la computadora para relacionar simultáneamente muchas variables es posible realizar un diseño experimental radicalmente distinto al

tradicional, en el que se experimentaba con solo una o dos variables a la vez dejando a las demás constantes.

El primer paso es determinar el nivel de la experimentación (pruebas de gabinete en laboratorio, pruebas en planta piloto, o pruebas en la planta de producción), que depende del grado de precisión requerida. En planta los experimentos deben ser mas cautelosos, so pena de incurrir en pérdidas económicas.

En segundo lugar se determinan las variables controlables con las que se va a experimentar. Este problema tiene aspectos cualitativos y cuantitativos. Lo cualitativo (cuales reactivos a variar, etc.) depende de ia experiencia del metalurgista sobre las variables más importantes que afectan al proceso cuantitativamente, el problema radica en que a mayor numero de variables se requerirá un numero más que proporcional de experimentos para llegar a una solución óptima. La decisión sobre el número de variables requiere un conocimiento de las restricciones presupuestarias que dependen de cada empresa.

Luego se desarrolla el diseño de los experimentos. La Metodología a emplear puede denominarse de "optimización experimental" y consta de dos etapas:

La primera etapa de experimentación emplearía métodos secuénciales directos que llevan rápidamente a la región cercana al óptimo para un nivel promedio de leyes de cabeza, y de precios.

de una superficie de rendimiento ("response surface"),a partir del punto al que se llegó en la primera etapa. Esta estimación se puede efectuar con métodos de regresión múltiple, ajustando una función cuadrática a los datos. El ajuste cuadrático es satisfactorio cuando e! conjunto de datos ajustados se encuentra alrededor del máximo de la función.

Sobre la base de la función estimada se puede hallar un conjunto general de soluciones eficientes usando rutinas conocidas de optimización, no solo para condiciones "promedio", como en la primera etapa, sino en función de las leyes de cabezas y a diferentes niveles de precios.

a optimización experimental debe complementarse con un buen sistema de calibración dado que los errores en los datos, debidos mayormente a la variabilidad de las muestra puede ser apreciables.

2.12. ASPECTOS TEÓRICO- PRÁCTICOS DEL DISEÑO DE EXPERIMENTO EN FLOTACIÓN:

La flotación es un proceso industrial complejo en el que confluyen diversos factores. En la figura A-1 se muestra el rol central del proceso de toma de decisiones para determinar e! modo de operación. Las decisiones se facilitan si se puede desarrollar modelos matemáticos adecuados entre las variables del sistema. La experimentación se hace necesaria en flotación a! no existir modelos matemáticos "a priori" que definen la relación entre las variables de entrada ("input") y los productos ("ouput") del sistema, cada mena requiere un tratamiento especial.

Generalmente el trabajo experimental empieza en el laboratorio y luego se van ajustando los niveles de las variables en la planta. Los criterios de experimentación no obedecen en estos casos a consideraciones matemáticaso estadísticas sino de orden metalúrgico. Esta modalidad de experimentación, los incrementos en rendimiento son a veces espectaculares arrancando derecuperaciones económicas de 30 % a40% y subiendo a 50 % o' 60%