Evaluación Recuperación Guía X Taller Refuerzo Periodo I ...
EVALUACIÓN DE LA RECUPERACIÓN DE PLATA EN LA UNIDAD …
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UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA EVALUACIÓN DE LA RECUPERACIÓN DE PLATA EN LA UNIDAD MINERA CERRO LINDO Tesis presentada por el Bachiller: GALLEGOS CACERES, CESAR AUGUSTO Para optar el Título Profesional de INGENIERO METALURGISTA AREQUIPA - PERÚ 2018
Transcript of EVALUACIÓN DE LA RECUPERACIÓN DE PLATA EN LA UNIDAD …
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA
FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA
EVALUACIÓN DE LA RECUPERACIÓN DE PLATA EN LA
UNIDAD MINERA CERRO LINDO
Tesis presentada por el Bachiller:
GALLEGOS CACERES, CESAR AUGUSTO
Para optar el Título Profesional de
INGENIERO METALURGISTA
AREQUIPA - PERÚ
2018
II
DEDICATORIA
A mis padres Julia Cáceres Peralta y Manuel Huayna Carpio
por su apoyo incondicional, sus sacrificios, esfuerzos realizados
y luchas personales a ellos les debo mi empeño y lo que soy.
III
PRESENTACIÓN
Sr. Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos.
Sr. Director de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica.
Señores Ingenieros Miembros del Jurado.
Cumpliendo con el reglamento de grados y títulos correspondientes y con el objeto de
optar el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista, pongo a vuestra disposición el
presente trabajo de estudio como tesis titulado: “EVALUACION DE LA
RECUPERACION DE PLATA EN LA UNIDAD MINERA CERRO LINDO”.
La evaluación de los diferentes procesos en Metalurgia Extractiva nos permite mejorar
los procesos, basada en experiencias y pruebas que se realizan para determinar nuevas
formas de mejorar los procesos y poder definir variables que afectan a cada a cada uno
de ellos en las recuperaciones de cada uno de los metales de interés.
Estos métodos de evaluación permiten mejorar la calidad de los concentrados que se
obtienen en los procesos y mejora los costos en la producción industrial.
En Metalurgia Extractiva estudiamos el comportamiento de un mineral frente a procesos
tales como la flotación u otros procesos, nuestro propósito es determinar las condiciones
de operación que hacen posible un alto grado de extracción y una óptima recuperación
de plata de los concentrados de cobre y plomo.
En razón al tratamiento de material, su composición o en la forma en la cual sus
componentes son sometidos a un tratamiento con adición de ciertas cantidades de
reactivos y por ende el gran número de variables que es necesario considerar.
IV
RESUMEN
La finalidad del presente trabajos de tesis es realizar un estudio de los posibles reactivos
aptos para poder aumentar la recuperación de plata en los concentrados de cobre y
plomo como subproductos para así aumentar el valor comercial de los concentrados en
la unidad minera cerro lindo.
La Planta Concentradora de Cerro Lindo localizada en el paraje de Huapunga, distrito
de Chavín, provincia de Chincha, Región Ica, a 2100 msnm, lleva a cabo una operación
de concentración de minerales por flotación selectiva, el cual permite obtener tres tipos
de concentrados valiosos: zinc, cobre y plomo, en orden decreciente de producción con
subproductos de plata en los concentrados de cobre y plomo. Adicionalmente, se
obtiene un producto no valioso también llamado relave, el mismo que se deposita
adecuadamente en la propia mina mediante el proceso de pasta cementada, otra parte
se envía a filtrado para luego ser secado y compactado en el depósito de relaves.
Para evaluar las recuperaciones plata en los concentrados se realizaron pruebas de
flotación con los diferentes reactivos como: Aerophine 3418, Aerofloat 208, Aerofloat
404, Aerofloat 3406 los cuales mostraron diferente performance con respecto a la
recuperación de plata en los subproductos de cobre y plomo, destacando el Aerophine
3418 como el mejor reactivo para la recuperación de plata.
Palabras Claves: Recuperación, Plata, Aerophine, Flotación, Reactivos.
V
ABSTRACT
The purpose of this thesis is to study the possible reagents that are capable of increasing
the recovery of silver in copper and lead concentrates as by-products in order to increase
the commercial value of the concentrates in the Cerro Linda mining unit.
The Cerro Lindo Concentrator Plant located in the Huapunga area, Chavín district,
Chincha province, Ica Region, at 2100 meters above sea level, carries out an operation
of concentration of minerals by selective flotation, which allows obtaining three types of
valuable concentrates: zinc, copper and lead, in decreasing order of production with
silver by-products in copper and lead concentrates. Additionally, a non-valuable product
also called tailings is obtained, which is properly deposited in the mine itself by means
of the cemented paste process, another part is sent to the filtrate and then dried and
compacted in the tailings deposit.
To evaluate the silver recoveries in the concentrates, flotation tests were carried out with
the different reagents such as: Aerophine 3418, Aerofloat 208, Aerofloat 404,
Aerofloat 3406 which showed different performance with respect to the recovery of
silver in the copper and lead by-products, highlighting the Aerophine 3418 as the best
reagent for silver recovery.
Keywords: Recovery, Silver, Aerophine, Flotation, Reagents.
VI
VII
INDICE DE CONTENIDO
PRESENTACIÓN ........................................................................................................................... III
RESUMEN ................................................................................................................................... IV
ABSTRACT.................................................................................................................................... V
INDICE DE TABLAS ........................................................................................................................X
INDICE DE ILUSTRACIONES ......................................................................................................... XII
1. GENERALIDADES................................................................................................................... 1
1.1. ANTECEDENTES ............................................................................................................ 1
1.2. JUSTIFICACION.............................................................................................................. 1
1.3. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ................................................................................ 1
1.4. OBJETIVOS DE ESTUDIO ................................................................................................ 2
1.4.1. OBJETIVO GENERAL .............................................................................................. 2
1.4.2. OBJETIVOS ESPECIFICOS ....................................................................................... 2
1.5. MINERALOGIA .............................................................................................................. 2
1.5.1. CARACTERIZACIÓN QUÍMICA ................................................................................ 2
1.6. CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA ............................................................................. 4
1.6.1. MUESTRAS VARIABILIDAD .................................................................................... 4
1.6.2. COMPÓSITOS ........................................................................................................ 4
1.7. PROGRAMA DE FLOTACIÓN.......................................................................................... 7
1.7.1. VARIABILIDAD ....................................................................................................... 7
1.7.2. MINERALOGÍA CONCENTRADO ............................................................................ 9
2. DESCRIPCION DE LA PLANTA CONCENTRADORA CERRO LINDO ......................................... 10
2.1. ÁREA CHANCADO ....................................................................................................... 10
2.1.1. SISTEMA DE EXTRACCIÓN DE POLVOS ................................................................ 10
2.1.2. CHANCADO PRIMARIO ....................................................................................... 10
2.1.3. CHANCADO SECUNDARIO / TERCIARIO .............................................................. 11
2.2. AREA DE MOLIENDA ................................................................................................... 12
2.2.1. MOLIENDA PRIMARIA ......................................................................................... 12
2.2.2. MOLIENDA SECUNDARIA .................................................................................... 13
2.3. AREA DE FLOTACIÓN POR ESPUMAS .......................................................................... 14
2.3.1. CIRCUITO DE FLOTACIÓN BULK .......................................................................... 14
VIII
2.3.2. CIRCUITO DE FLOTACIÓN DE SEPARACIÓN PLOMO-COBRE ................................ 15
2.3.3. CIRCUITO DE FLOTACIÓN DE ZINC ...................................................................... 15
2.4. ESPESAMIENTO Y FILTRADO DE CONCENTRADOS ...................................................... 16
2.5. DESPACHOS DE CONCENTRADOS ............................................................................... 17
2.6. ESPESAMIENTO DE RELAVES ...................................................................................... 17
2.7. RELLENO EN PASTA .................................................................................................... 18
2.7.1. PLANTA DE RELLENO EN PASTA N° 1 .................................................................. 18
2.7.2. PLANTA DE RELLENO EN PASTA N° 2 .................................................................. 19
2.8. PLANTA DE FILTRADO DE RELAVES ............................................................................. 19
2.8.1. PILA DE RELAVE FILTRADO Y CARGUÍO DE RELAVES FILTRADOS ........................ 20
2.8.2. TRANSPORTE Y DESCARGA EN LAS CANCHAS DE RELAVE ................................... 21
2.8.3. CONFORMADO Y SECADO DEL RELAVE .............................................................. 21
2.8.4. COMPACTACIÓN DEL RELAVE Y PRUEBAS DE COMPACTACIÓN IN SITU ............. 21
2.9. DEPÓSITO DE RELAVE ................................................................................................. 22
2.10. INSTALACIONES AUXILIARES ................................................................................... 22
2.10.1. PLANTA DE REACTIVOS ....................................................................................... 22
2.10.2. LABORATORIO QUÍMICO-METALÚRGICO ........................................................... 23
2.10.3. ENERGÍA ELÉCTRICA ........................................................................................... 25
2.10.4. CASA COMPRESORA Y SOPLADORES .................................................................. 25
2.11. PLANTA DE TRATAMIENTO DE AGUA RECUPERADA ............................................... 25
2.12. PLANTA DESALINIZADORA DE AGUA DE MAR ........................................................ 26
3. MARCO TEÓRICO ................................................................................................................ 38
3.1. FUNDAMENTOS DE FLOTACIÓN ................................................................................. 38
3.1.1. FLOTACIÓN POR ESPUMA ................................................................................... 39
3.1.2. FLOTACIÓN BULK ................................................................................................ 40
3.1.3. FLOTACIÓN DIFERENCIAL ................................................................................... 40
3.1.4. MECANISMO DE FLOTACIÓN .............................................................................. 40
3.1.5. REACTIVOS DE FLOTACIÓN ................................................................................. 41
3.2. TERMODINÁMICA DE LA FLOTACION ......................................................................... 44
3.2.1. ETAPAS DE FLOTACIÓN ....................................................................................... 45
3.3. CINETICA DE FLOTACIÓN ............................................................................................ 47
3.3.1. TEORIA CINETICA DE FLOTACIÓN ....................................................................... 47
3.3.2. MECANISMO DE FIJACIÓN DE UN SÓLIDO A UNA BURBUJA DE AIRE ................. 49
IX
3.4. SISTEMAS DE FLOTACIÓN DE DIFERENTES SÚLFUROS ................................................ 51
3.4.1. PLOMO-ZINC ....................................................................................................... 51
3.4.2. PLOMO-ZINC-FIERRO .......................................................................................... 51
3.4.3. COBRE-PLOMO-ZINC-FIERRO .............................................................................. 51
3.4.4. SEPARACIÓN COBRE / PLOMO ............................................................................ 53
3.5. REACTIVOS UTILIZADOS.............................................................................................. 54
3.5.1. PROMOTER AEROPHINE 3418 A ......................................................................... 54
3.5.2. AEROFLOAT 208 PROMOTER .............................................................................. 54
3.5.3. AEROFLOAT 404 PROMOTER .............................................................................. 54
3.5.4. AEROFLOAT 3406 PROMOTER ............................................................................ 55
4. PRUEBAS EXPERIMENTALES ............................................................................................... 55
4.1. CARACTERIZACION DEL MINERAL ............................................................................... 55
4.2. PRUEBAS EN LABORATORIO ....................................................................................... 57
4.2.1. EQUIPO E INSTRUMENTACIÓN DEL LABORATORIO QUÍMICO. ........................... 57
4.2.2. ANALISIS QUIMICO DE LA MUESTRA .................................................................. 58
4.2.3. ANALISIS GRANULOMETRICO ............................................................................. 58
4.2.4. PRUEBAS DE FLOTACION .................................................................................... 59
4.3. PRUEBAS A NIVEL INDUSTRIAL ................................................................................... 62
4.4. ANALISIS ECONOMICO ............................................................................................... 64
4.5. DISEÑO EXPERIMENTAL A NIVEL DE LABORATORIO ................................................... 65
4.5.1. SELECCIÓN DE VARIABLES PARA LA RECUPERACION DE Pb ................................ 65
4.5.2. DISEÑO FACTORIAL DE LAS PRUEBAS DE FLOTACION DE Ag .............................. 66
4.5.3. EVALUACIÓN DE LA RECUPERACION DE Ag ........................................................ 66
4.5.4. EVALUACIÓN Y CÁLCULO DE LOS EFECTOS DE LAS VARIABLES EXPERIMENTALES
PARA LA RECUPERACION DE Ag ......................................................................................... 67
4.6. ANALISIS DE RESIDUOS PARA LA RECUPERACION ...................................................... 69
4.7. ANALISIS DE PARETO .................................................................................................. 70
4.8. REPRESENTACIÓN DEL MODELO MATEMÁTICO ......................................................... 70
4.9. REPRESENTACIÓN GRÁFICA DEL MODELO MATEMÁTICO .......................................... 72
5. CONCLUSIONES .................................................................................................................. 73
6. BIBLIOGRAFIA ..................................................................................................................... 74
X
INDICE DE TABLAS
Tabla 1. Muestras de la variabilidad del mineral ................................................................... 3
Tabla 2. Disolución del Cobre .................................................................................................. 4
Tabla 3. % Especies Mineralógicas – Sulfuros ..................................................................... 4
Tabla 4. % Especies Mineralógicas - Sulfuros ...................................................................... 5
Tabla 5. Asociaciones Mineralógicas- Calcopirita ................................................................ 5
Tabla 6. Asociaciones Mineralógicas- Esfalerita................................................................... 6
Tabla 7. Asociaciones Mineralógicas- Galena ...................................................................... 6
Tabla 8. Asociaciones Mineralógicas- Calcopirita ................................................................ 7
Tabla 9. Recuperación Rougher - Cu ..................................................................................... 7
Tabla 10. Recuperación Bulk Pb ............................................................................................. 8
Tabla 11. Recuperación Bulk Zn ............................................................................................. 8
Tabla 12. Concentrado de cobre ............................................................................................. 9
Tabla 13. Concentrado de Zinc ............................................................................................... 9
Tabla 14. Principales reactivos .............................................................................................. 23
Tabla 15. Principales reactivos puros ................................................................................... 23
Tabla 16. Producto de solubilidad de los principales minerales de Plomo...................... 45
Tabla 17. Análisis granulométrico valorado de relave ........................................................ 57
Tabla 18. Ley de cabeza ........................................................................................................ 58
Tabla 19.Estándar de moliendabilidad = 55% malla -200 ................................................. 58
Tabla 20. Concentración de los reactivos para prueba ...................................................... 59
Tabla 21. %Recuperación Ag- Rougher I (Tiempo = 5 minutos) ...................................... 60
Tabla 22. %Recuperación Ag- Rougher I (Tiempo =5 minutos) ....................................... 61
Tabla 23. Cinética de flotación plata (Aerophine 3418 A) ................................................. 61
Tabla 24. Mallas valoradas usando 3418 ............................................................................ 63
Tabla 25. Metalurgia de la plata 2017 .................................................................................. 63
Tabla 26. Recuperación de Ag – 2017 ................................................................................. 64
Tabla 27. Relave de Ag – 2017 ............................................................................................. 64
Tabla 28. Balance económico – Incremento de Rec.Ag .................................................... 65
Tabla 29. Variables Controladas ........................................................................................... 65
Tabla 30. Matriz del diseño factorial ..................................................................................... 66
Tabla 31. Calculo de los Efectos del Diseño 23 .................................................................. 68
XI
Tabla 32. Análisis de Residuales .......................................................................................... 69
Tabla 33. Análisis de Pareto .................................................................................................. 70
Tabla 34. Coeficientes de Regresión.................................................................................... 71
Tabla 35. Análisis de Superficie ............................................................................................ 72
XII
INDICE DE ILUSTRACIONES
Ilustración 1. Ciclo de proceso de disposición de relaves ............................................. 21
Ilustración 2. Planta desalinizadora ................................................................................ 27
Ilustración 3. Estaciones de bombas y filtros ................................................................. 28
Ilustración 4. Diagrama de flujos chancado primario ..................................................... 29
Ilustración 5. Diagrama de flujos de chancado secundario .......................................... 30
Ilustración 6. Diagrama de flujo - molienda- clasificación .............................................. 31
Ilustración 7.Diagrama de flujos-flotación bulk .............................................................. 32
Ilustración 8. Diagrama de flujo-flotación zinc ............................................................... 33
Ilustración 9. Diagrama de flujo-separación Pb-Cu ...................................................... 34
Ilustración 10. Diagrama de flujo-preparación de reactivos. ......................................... 35
Ilustración 11. Diagrama de flujo de espesamiento y filtrado de concentrados ............ 36
Ilustración 12. Diagrama de flujo de espesadores de relaves ....................................... 37
1
1. GENERALIDADES
1.1. ANTECEDENTES
En la actualidad la tendencia mundial hacia una economía globalizada, ha Incrementado
competitividad en las industrias en general, obligando por lo tanto a las empresas a
incrementar su eficiencia, a través de la evaluación de sus diferentes procesos de
extracción, así como el desarrollo de nuevas alternativas para la obtención de productos
de calidad y que sean comercialmente competitivas en el mercado. Por lo general para
lograr estos objetivos, se hace uso de un método de experimentación con el fin de
mejorar el proceso de extracción de los diferentes metales, en el nuestro es recuperar
plata de los concentrados de cobre y plomo.
1.2. JUSTIFICACION
La evaluación del proceso de flotación en todo procesamiento de minerales se debe
tener una estrategia adecuada obtenemos las condiciones óptimas de una manera
rápida eficiente y confiable, debido al constante cambio mineralógico de los minerales.
El desarrollo del presente trabajo está orientado a solucionar un problema tecnológico,
ya que en la mayoría de las empresas que procesan mineral polimetálico tienen
problemas operacionales y de optimización, que dificultan la recuperación de los
metales en forma de concentrado.
1.3. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
En el tratamiento de los minerales, para obtener resultados satisfactorios, es necesaria
la conjugación de muchos factores, dentro de ellos es determinar los parámetros y
condiciones óptimas para el control del proceso de flotación, la finalidad es obtener una
buena calidad de los concentrados.
Cualquier tipo de actividad orientada al incremento de los ingresos y reducción de costos
son los principales indicadores para el logro de una competitividad minera
nacional e internacional, La plata proporciona un valor económico altamente
significativo a los concentrados de nuestra unidad minera por lo tanto la importancia en
2
la recuperación de este metal es parte fundamental en nuestros estudios y programas
de mejora continua, fortalecidos por la cultura de innovación que tiene la organización.
Los métodos de concentración se basan en la característica de la mineralogía del
yacimiento. En Cerro Lindo cuando se habla de portadores de plata se menciona la
presencia de sulfosales de cobre y plomo, Las sulfosales de cobre son el segundo grupo
de minerales importancia de aporte de plata (tetraedrita, tenantita, otros), de los cuales
se evalúa su recuperación.
1.4. OBJETIVOS DE ESTUDIO
1.4.1. OBJETIVO GENERAL
Evaluar la recuperación de plata de los concentrados de cobre y plomo en la Planta
Concentradora Cerro Lindo.
1.4.2. OBJETIVOS ESPECIFICOS
• Evaluar los factores que afectan el proceso de flotación de plata.
• Determinar los rangos óptimos de las variables más influyentes en el proceso de
flotación de la plata.
• Obtener una mejor recuperación en función a los rangos óptimos obtenidos de
los concentrados de cobre y plomo.
1.5. MINERALOGIA
1.5.1. CARACTERIZACIÓN QUÍMICA
En la siguiente tabla se muestra la viabilidad del mineral, teniendo en cuenta las 15
muestras.
3
Tabla 1. Muestras de la variabilidad del mineral
Sample Ag, g/t Cu, % Pb, % Zn, % S, % Fe, % As, % Mn, %
LAS-01 10.6 0.55 0.01 0.01 50.58 43.7 0.021 0.0211
LAS-02 18.20 0.7421 0.01 0.26 53.25 45.97 0.025 0.0072
LAS-03 1.7 0.038 0.01 0.26 51.33 43.39 0.016 0.0209
LAS-04 5.6 0.425 0.02 1.37 47.27 39.32 0.009 0.0116
LAS-05 31.0 0.265 0.16 0.91 49.13 39.75 0.003 0.0094
LAS-06 5.6 0.1039 0.06 0.91 50.94 42.09 0.006 0.0100
LAS-07 33.5 0.134 0.89 3.52 38.93 27.25 0.003 0.0110
LAS-08 23.0 0.201 0.35 6.49 45.32 32.86 0.007 0.0229
LAS-09 37.2 0.297 1.23 11.20 37.22 22.01 0.003 0.0276
LAS-10 26.0 0.30 0.57 4.94 38.4 26.2 0.001 0.0176
LAS-11 31 0.87 0.31 3.65 41.8 30.25 0.002 0.0115
LAS-12 25.5 1.47 0.01 5.61 40.7 29.5 0.004 0.0216
LAS-13 12.70 0.34 0.0378 3.5 41.0 29.3 0.004 0.0118
LAS-14 25.80 0.10 0.9815 4.4 36.3 24.4 0.003 0.0171
LAS-15 10.30 0.62 0.0121 0.0 51.9 44.9 0.016 0.0084
En la caracterización química determinamos el cobre secuencia de acuerdo al siguiente
diagrama. Así mismo en la Tabla Nº 1.2, mostramos el porcentaje aproximado de
disolución.
Diagrama Nº 1.1.
Determinación de Cobre Secuencial
4
1.6. CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA
1.6.1. MUESTRAS VARIABILIDAD
➢ % Especies Mineralógicas – Sulfuros
1.6.2. COMPÓSITOS
A continuación, mostramos las diferentes especies y asociaciones del mineral.
84%
86%
88%
90%
92%
94%
96%
98%
100%
LAS-
07
LAS-
08
LAS-
09
LAS-
10
LAS-
11
LAS-
12
LAS-
13
LAS-
14
LAS-
01
LAS-
02
LAS-
03
LAS-
04
LAS-
05
LAS-
06
LAS-
15
SPB SPP
Min
era
ls M
ass
, %
Others
Phosphate
Carbonates
Oxides &Hydroxides
Silicates
Sulphides &Sulphates
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
LAS-
07
LAS-
08
LAS-
09
LAS-
10
LAS-
11
LAS-
12
LAS-
13
LAS-
14
LAS-
01
LAS-
02
LAS-
03
LAS-
04
LAS-
05
LAS-
06
LAS-
15
SPB SPP
Su
lph
ide
s &
Su
lph
ate
s, M
ine
rals
Ma
ss, %
Acanthite
Barite
Pyrite
Sphalerite with high Fe
Sphalerite with low Fe
Chalcopyrite
Tabla 2. Disolución del Cobre
Tabla 3. % Especies Mineralógicas – Sulfuros
5
% Especies Mineralógicas - Sulfuros
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
OB 1 OB 1 OB 5
LAC-01 LAC-02 LAC-03
Min
eral
Mas
s, %
Oxides &Hydroxides
Others
Silicates
Carbonates
Sulphides & Suphate
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
LAC-01 LAC-02 LAC-03
Sulp
hide
& S
ulph
ate
Min
eral
Mas
s, %
Chalcopyrite
Sphalerite
Sphalerite with high Fe
Galena
Pyrite
Pyrrhotite
Barite
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
OB 1 OB 1 OB 5
LAC 01 LAC 02 LAC 03
Ch
alc
op
yrit
e
K-Feldspar
Fe Clay
Plagioclase
Chlorite
Quartz
Mica
Epidote
Others
Barite
Sphalerite
Fe Oxide
Pyrite
Free
Tabla 4. % Especies Mineralógicas - Sulfuros
Tabla 5. Asociaciones Mineralógicas- Calcopirita
6
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
OB 1 OB 1 OB 5
LAC 01 LAC 02 LAC 03
Sph
ale
rite
Tennantite/TetrahedriteGalena
Pyrrhotite
Quartz
Chlorite
Garnet
Fe Oxide
Free
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
OB 1 OB 5
LAC 02 LAC 03
Ga
len
a
Sphalerite
Pyrite
Barite
Quartz
K-Feldspar
Mica
Al Clay
Fe Clay
Free
Tabla 6. Asociaciones Mineralógicas- Esfalerita
Tabla 7. Asociaciones Mineralógicas- Galena
7
1.7. PROGRAMA DE FLOTACIÓN
1.7.1. VARIABILIDAD
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
06_LAC-02_+212
µm
07_LAC-02_+150
µm
08_LAC-02_+106
µm
09_LAC-02_+53
µm
10_LAC-02_-53
µm
Ch
alc
op
yrit
e W
eigh
t% L
ock
ed I
n
LAC-02
Free
Pyrite
Fe Oxide
Sphalerite
Barite
Others
Epidote
Mica
Quartz
Chlorite
Plagioclase
Fe Clay
K-Feldspar
LAS-08
LAS-09
LAS-13
LAS-15LAS-02
LAS-05
LAS-06
LAS-07
LAS-14
LAS-01
LAS-03
LAS-04
LAS-10
LAS-11
LAS-12
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
0.0 20.0 40.0 60.0 80.0 100.0
Frec
uen
cia
Acu
mu
lad
a, %
Recuperacion Ro Global, Cu %
Tabla 8. Asociaciones Mineralógicas- Calcopirita
Tabla 9. Recuperación Rougher - Cu
8
LAS-08
LAS-09
LAS-13
LAS-15
LAS-02
LAS-05
LAS-06
LAS-07
LAS-14
LAS-01
LAS-03
LAS-04
LAS-10
LAS-11
LAS-120%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
0.00 10.00 20.00 30.00 40.00 50.00 60.00 70.00 80.00 90.00 100.00
Frec
uen
cia
Acu
mu
lad
a, %
Recuperacion Ro Bulk, Zn %
LAS-08
LAS-09
LAS-13
LAS-15
LAS-02
LAS-05
LAS-06
LAS-07
LAS-14
LAS-01
LAS-03
LAS-04
LAS-10
LAS-11
LAS-12
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
0.0 10.0 20.0 30.0 40.0 50.0 60.0 70.0 80.0 90.0 100.0
Frec
uen
cia
Acu
mu
lad
a, %
Recuperacion Ro Bulk, Pb %
Tabla 10. Recuperación Bulk Pb
Tabla 11. Recuperación Bulk Zn
9
1.7.2. MINERALOGÍA CONCENTRADO
0
10
20
30
40
50
60
Chalcopyrite Sphaleritewith low Fe
Sphaleritewith high Fe
Galena Pyrite Pyrrhotite Barite Quartz
Min
eral
Mas
s, %
Concentrado de Cu
0
10
20
30
40
50
60
70
80
Chalcopyrite Sphalerite with lowFe
Sphalerite withhigh Fe
Pyrite Barite Others
Min
eral
Mas
s, %
Concentrado de Zn
Tabla 12. Concentrado de cobre
Tabla 13. Concentrado de Zinc
10
2. DESCRIPCION DE LA PLANTA CONCENTRADORA CERRO LINDO
La Planta Concentradora de Cerro Lindo localizada en el paraje de Huapunga, distrito
de Chavín, provincia de Chincha, Región Ica, a 2,100 m.s.n.m., lleva a cabo una
operación de concentración de minerales por flotación selectiva, el cual permite obtener
tres tipos de concentrados valiosos: zinc, cobre y plomo, en orden decreciente de
producción. Adicionalmente, se obtiene un producto no valioso también llamado relave,
el mismo que se deposita adecuadamente en la propia mina mediante el proceso de
pasta cementada, otra parte se envía a filtrado para luego ser secado y compactado en
el depósito de relaves.
La capacidad de tratamiento actual de la Planta Concentradora es de 17,988 TMSD
2.1. ÁREA CHANCADO
2.1.1. SISTEMA DE EXTRACCIÓN DE POLVOS
Debido al aumento de mineral a tratar en la tolva de gruesos, chancado secundario –
terciario, tolva de finos y molienda, se ha implementado un sistema de extracción de
polvos que cuenta con:
✓ 03 ventiladores (220/300 extractores)
✓ 03 colectores de polvo centralizado 220/300-CP
✓ 07 colectores de polvo insertable 220-CP,
✓ 24 campanas de extracción
La implementación de este sistema garantiza una operación con mínima exposición de
polvo al personal.
2.1.2. CHANCADO PRIMARIO
Este proceso se efectúa dentro de la mina subterránea. Se tiene dos alimentadores
reciprocantes 1A y 1B que descargan a las Fajas 1A y 1B respectivamente, dichas
11
fajas envían el mineral hacia la Faja N° 1; en ésta faja se encuentra un electroimán y un
detector de metales para captar los inchancables (fierros, etc.); llegando a la Faja N° 2
y el material grueso ingresa a la Chancadora de Mandíbula de 42” x 55” obteniendo un
producto triturado con un tamaño aproximado de entre 5” y 6”, éste material triturado
llega también a la Faja Nº 2, para luego pasar sucesivamente a la Faja Nº 3, Faja Nº 4
y Faja Nº 5.
La salida a la superficie del producto de chancado primario se realiza por la Faja N° 3
por el nivel 1,945 m.s.n.m., llegando a la planta en el nivel 2,167 m.s.n.m., a través de
la Faja N° 5 para ser almacenado en un stock pile de gruesos de 30,000 toneladas de
capacidad.
En la faja N° 03 se cuenta con una chancadora móvil (locotrack) que mediante un chute
alimenta a la faja N° 3 para ser transportado a la tolva de gruesos.
2.1.3. CHANCADO SECUNDARIO / TERCIARIO
El Chancado secundario/terciario se realiza a través de dos circuitos independientes,
(Circuito N° 1 y Circuito N° 2), cada circuito tiene una Chancadora secundaria y una
chancadora terciaria que trabajan en circuito cerrado.
Se cuenta con cuatro alimentadores reciprocantes debajo del Stock Pile de Gruesos.
Los Alimentadores N° 1 y N° 2 alimentan a la Faja Nº 6 y los alimentadores N° 3 y N° 4
alimentan a la Faja N° 6-1, dirigiéndose a un mismo chute distribuidor que alimentan a
cada una de las zarandas secundarias vibratorias de doble Deck (dos pisos), de los
circuitos independientes.
Circuito N° 1: Los gruesos del cedazo vibratorio Secundario Nº 1 METSO 8´ x 20´pasan
a la Chancadora Secundaria Cónica Nº 1 SANDVIK CH-660, el producto de la
Chancadora Secundaria pasa a la Faja Nº 7, donde se encuentra un electroimán
para captar los inchancables (fierros, etc.), la carga de la faja N° 7 alimenta a la Faja
Nº 8, que llega a un cedazo vibratorio Terciario Nº 1 METSO 12´ x 20´, los gruesos
pasan a la Chancadora Terciaria Cónica Nº 1 SANDVIK CH-870 el producto pasa a la
Faja Nº 7, cerrándose así el circuito, los finos de los cedazos vibratorios Secundario Nº
12
1 y Terciario Nº 1 pasan a la Faja Nº 9. El tamaño del producto final del chancado (F80)
es 100% - malla 3/8”.
Este circuito cuenta con un circuito by pass de una chancadora CH 440 y una zaranda
FYM este circuito recibe parte de carga de la faja N° 07 los finos se van a la faja N° 01
y es depositado en la tolva de finos, de la misma forma la parte gruesa es devuelto a la
faja N° 07 para continuar un proceso de recirculación.
Circuito N°2: Los gruesos del cedazo vibratorio Secundario Nº 2 METSO 8´ x 20´ pasan
a la Chancadora Secundaria Cónica Nº 2 SANDVIK CH-660, el producto de la
Chancadora Secundaria pasa a la Faja Nº 7-1, donde se encuentra un electroimán para
captar los inchancables (fierros, etc.), continuando a la Faja Nº 7-2 y Faja Nº 8-1, que
llega a un cedazo vibratorio Terciario Nº 2 METSO 12´ x 20´, los gruesos pasan a la
Chancadora Terciaria Cónica Nº 2 SANDVIK CH-870 el producto pasa a la Faja Nº 7-
1, cerrándose así el circuito, los finos de los cedazos vibratorios Secundario Nº 2 y
Terciario Nº 2 pasan a la Faja Nº 9-2, Faja Nº 9-1, llegando a la Faja Nº 9. El tamaño del
producto final del chancado (F 80) es 100% - malla 3/8”.
2.2. AREA DE MOLIENDA
2.2.1. MOLIENDA PRIMARIA
Está conformado básicamente por dos molinos de bolas primarios METSO 16.5´ x 24´
y MARCY 14.5´ x 23.5´. Cada molino pertenece a un circuito cerrado independiente, con
un tamaño promedio del producto de descarga del molino (P80) de 400 micras (35% -
m200).
MOLINO METSO: Se inicia con la descarga de la tolva de finos, hacia las fajas
alimentadoras 2A, 2B, 3A y 3B las mismas que descargan a la Faja Nº 11, alimentando
al Molino METSO 16.5´ x 24’, que opera en circuito cerrado y con bolas de 2 ½” y 3”. La
descarga del molino se envía a través de las bombas N° 3011 y 3012 (una como stand
by) al cajón distribuidor de las Celdas SK o celdas Flash en este circuito
se cuenta con dos Celdas Skim Air 500 y dos Celdas Skim Air 240, las
espumas son enviadas mediante las bombas N° 3096A y 3096B (una como stand by)
hacia el Circuito de Separación Cu/Pb y los relaves de Celdas Skim Air hacia un
13
mismo cajón, siendo después enviados mediante las bombas N°30331 y 30332 (una
como stand by) hacia un distribuidor principal que luego alimentará a las Zarandas de
Alta Frecuencia, este proceso de selección granulométrica húmeda trabaja con ocho
Zarandas de alta frecuencia de la marca Derrick cada uno está conformado por cinco
pisos. El undersize (finos) de cada uno de las ZAF pasan a una canaleta que va como
alimento al Circuito de Flotación Bulk (Cu/Pb) y el oversize (gruesos) alimenta al Molino
Metso II (molino secundario). El tamaño promedio del U/S (finos) es de 40% -m200.
MOLINO MARCY: Se inicia con la descarga de la tolva de finos hacia las fajas
alimentadoras 1A y 1B, la mismas que descargas a la faja Nº 10, que alimenta al Molino
Marcy 14.5’ x 23.5’, que opera en circuito cerrado y con bolas de 2 ½’. La descarga del
molino se envía a través de dos bombas que son la 3019 y 3016 hacia un cajón
distribuidor de las Celdas SK o celdas Flash; en este circuito se cuenta con dos Celdas
Skim Air 500 donde las espumas de las Celdas Skim Air 500 son enviadas mediante
las bombas N° 3096A y 3096B (una como stand by) hacia el Circuito de Separación
Cu/Pb y los relaves de las dos celdas Skim Air 500 hacia un cajón, los cuales son
enviados mediante dos bombas N° 3015 y 3018 (una como stand by) hacia el distribuidor
primario, este cajón alimenta a distribuidores secundarios que alimenta a las Zarandas
de Alta Frecuencia; este molino trabaja con 6 Zarandas de alta frecuencia de la marca
Derrick cada uno está conformado por cinco pisos. El producto undersize (finos) de cada
uno de las ZAF pasan a una canaleta que va como alimento al Circuito de Flotación Bulk
(Cu/Pb) y el oversize (gruesos) retornan al Molino Marcy. El tamaño promedio del U/S
(finos) es de 50% -m200.
Se acondiciono el molino Comesa 8 * 8 para procesar el O/F de la ZAF N°02 a fin de
minimizar carga circulante al Molino y proyectar un mayor tratamiento en esta área.
2.2.2. MOLIENDA SECUNDARIA
Está conformado básicamente por un molino de bolas METSO 16.5´ x 24´ y que solo
trabaja con el circuito Metso primario y dos Celdas Skim Air 500; el tamaño promedio
del producto de descarga del molino es (P80) de 200 micras (45% -m220).
14
El molino secundario METSO 16.5´ x 24´ N° II es alimentado con los gruesos de la
zaranda de alta frecuencia del circuito Metso primario que opera en circuito cerrado y
con bolas de 2”. La descarga del molino secundario alimenta a 2 Celdas Skim Air 500
donde las espumas de las Celdas Skim Air 500 son enviadas mediante las bombas N°
4A y 4B (una como stand by) hacia el Circuito de Bulk Cu/Pb y los relaves de las dos
celdas Skim Air 500 hacia un cajón, los cuales son enviados mediante dos bombas N°
2A y 2B (una como stand by) hacia el distribuidor de las Zarandas de Alta Frecuencia
del circuito Metso Primario;
Las diferentes actividades que se realizan dentro del área de Molienda primaria
secundaria y clasificación de partículas en las Zarandas de alta frecuencia Derrick están
basadas en los Instructivos de trabajo PETS y estándares de la unidad minera.
2.3. AREA DE FLOTACIÓN POR ESPUMAS
Está conformado por los siguientes circuitos:
➢ Circuito flotación Bulk.
➢ Circuito flotación separación Cobre-Plomo.
➢ Circuito flotación Zinc.
2.3.1. CIRCUITO DE FLOTACIÓN BULK
Este circuito se inicia con el alimento del Undersize (finos) de las Zarandas de alta
frecuencia, obteniendo como producto parcial un concentrado de Pb/Cu y una cola
(relave) que pasa a alimentar al Circuito de Flotación Zn. En el circuito Rougher Bulk
se cuenta con diez Celdas, que están distribuidos en 4 celdas OK (70 m3) y una celda
RCS (50 m3) en el Rougher I, dos celdas RCS (50 m3) en el Rougher II, una celda OK-
30 (30 m3) en el Rougher III, dos celdas OK-30 (30 m3) en el Rougher IV y 2 celdas OK-
30 (30 m3) Scavenger; en el Circuito Scavenger Bulk se cuenta con dos celdas OK-30
(30 m3), en el Circuito Cleaner I con cuatro Celdas OK-5 (5 m3), con cuatro
Celdas OK-5 (5 m3), en el Circuito Scavenger cleaner I con dos Celdas OK (5 m3) y
dos Celdas RCS (10 m3), en el Circuito Scavenger cleaner II tres Celdas RCS (10 m3)
y el Scavenger cleaner III dos celdas OK-30 (30 m3). El relave de éste último circuito
15
mencionado pasa a remolarse mediante el molino 16.5’ x 24’ (molino Metso II) en circuito
cerrado con ZAF.
Las espumas de Celdas Skim Air del circuito Metso primario Metso secundario y Marcy
primario, alimentan al Circuito de separación Cu/Pb.
2.3.2. CIRCUITO DE FLOTACIÓN DE SEPARACIÓN PLOMO-COBRE
Las espumas de las celdas Flash de los 3 molinos son recepcionados en una nueva
celda SK 240 donde el relave se va a la cleaner I y las espumas a la separación
plomo/cobre así mismo las espumas del concentrado del Cleaner II Bulk, y el relave
Cleaner I Pb, son los alimentos que ingresan a los dos acondicionadores de Separación
Pb/Cu para luego pasar a las celdas Rougher (donde se tiene dos celdas OK (5 m3) y
dos celdas RCS (10 m3). La separación se efectúa deprimiendo el Cobre y flotando el
Plomo, el Cobre se deprime con solución de complejo (NaCN y Óxido de Zinc). El
acondicionamiento en la alimentación de la Separación Pb-Cu se realiza con Carbón
Activado, luego en la etapa de Rougher se flota el Plomo con Z-11.
Las espumas del circuito Rougher Pb/Cu, ricas en Plomo ingresan a limpiarse al Cleaner
I Pb (cuatro celdas de 1.5 m3), el relave de éste ingresa a los acondicionadores de la
Separación Cu/Pb y sus espumas pasan al Cleaner II Pb (10 celdas de 0.5 m3), el relave
del Cleaner II regresa al Cleaner I, el producto de estas celdas son el Concentrado final
de Plomo y el relave final del circuito Rougher Pb/Cu es el concentrado final de Cobre.
2.3.3. CIRCUITO DE FLOTACIÓN DE ZINC
El relave de flotación Bulk (cola) es alimento a la primera rougher el cual se acondiciona
a un pH de 10.8 - 11 con lechada de Cal. El Sulfato de Cobre se emplea como activador
de los sulfuros de Zinc que fueron deprimidos en la molienda y el circuito bulk para
flotar plomo y cobre. El circuito Rougher I Zn consta de un banco de
cuatro celdas RCS 100 m3; la Flotación Rougher II con 4 banco de dos celdas RCS 70
m3; la Flotación Rougher III dos celdas RCS 70 m3 y con 3 celda OK 40 m3; Scavenger
Zn lo conforman tres celdas OK 40m3.
16
El relave del Rougher I pasa al Rougher II, el relave Rougher II va hacia al banco de
celdas Rougher III y el relave de este al Scavenger, el relave de las celdas Scavenger
son el relave final; las espumas del Rougher II junto con las espumas de Rougher III van
hacia una bomba que luego lleva a un cajón de bombas del molino COMESA 8’ x 8’
(Circuito de remolienda Zinc) el cual bombea hacia un Ciclón, el Underflow (gruesos) se
envía hacia la entrada de molino, la descarga del molino retorna hacia el cajón y su
Overflow (finos) se envía hacia las celdas Cleaner I (cinco celdas RCS 10 m3), su relave
pasa a las celdas Cleaner SCV I (cuatro celdas RCS 10 m3), las espumas de las celdas
Cleaner SCV I van hacia Rougher III y su relave retorna al Cleaner I; Ias espumas del
Cleaner I van hacia las celdas Cleaner II (ocho celdas OK 5 m3) el relave de estas celdas
van al cajón de bombas de molino COMESA y sus espumas van a las celdas Cleaner
III, el relave del Cleaner III regresa al Cleaner II y las espumas del cleaner III son el
concentrado final de Zinc.
Las diferentes actividades que se realizan dentro del área de flotación están basadas
en los Instructivos de trabajo, PETS y estándares de la unidad minera.
2.4. ESPESAMIENTO Y FILTRADO DE CONCENTRADOS
La operación de espesamiento y filtrado de concentrados trata inicialmente en una
primera etapa sobre la sedimentación continua por floculación de los sólidos en los
espesadores de los tres productos obtenidos del circuito de flotación: concentrado de
zinc, concentrado de cobre y concentrado de plomo. La sedimentación es lograda
mediante la dosificación de floculante, luego el concentrado espesado es bombeado
desde la descarga del cono del espesador hacia la tasa ó artesa de los filtros. Los filtros
de discos emplean un sistema de vacío mediante un eje central donde usa la fuerza
impulsora de la filtración para extraer la mayor cantidad de agua con el menor porcentaje
de sólidos en suspensión utilizando telas de alta resistencia, luego de ello mediante el
soplado de aire se descarga la torta, todo esto es traducido en un menor porcentaje de
humedad del concentrado como producto final.
Esta operación consta de un espesador de 22 m Ø x 3 m de altura para el concentrado
de zinc, espesador de 12 m Ø x 3 m de altura para el concentrado de cobre y un
espesador de 6 m Ø x 3 m de altura para concentrados de plomo.
17
Los filtros utilizados para extraer el agua de los concentrados son:
Filtrado de concentrados de Zinc
✓ Filtro Comesa (9´ x 12D)
✓ Filtro Fundición y Maestranza (9´ x 12D)
✓ Filtro N° 1 (9´ x 6D)
✓ Filtro N° 2 (9´ x 6D)
Filtrado de concentrados de Cobre.
✓ Filtro N° 1 (9´ x 6D)
✓ Filtro N° 2 (9´ x 6D)
Filtrado de concentrados de Plomo.
✓ Filtro N°1 (9´ x 6D)
2.5. DESPACHOS DE CONCENTRADOS
Los concentrados obtenidos de la sección de filtrado de concentrados con una humedad
promedio de zinc de 9%, Cobre 9.8% y Plomo 7% son transportados a Lima mediante
volquetes metaleros cubiertos adecuadamente para minimizar las pérdidas del producto
y evitar impactos ambientales. Esta actividad se lleva a cabo durante el turno noche. El
promedio diario de despacho es de 50 camiones con un peso promedio de 35 toneladas
húmedas por camión.
2.6. ESPESAMIENTO DE RELAVES
La planta de espesamiento de relaves es alimentada por la corriente de relaves
producida en la planta concentradora a un espesador de 22 m Ø, tipo high rate
compresión, también se tiene un espesador de 18 m Ø que opera como stand by del
anterior.
18
El transporte de la descarga del Espesador depende de que alternativa se esté usando;
sea esta la disposición superficial en el área de la presa por medio de bombeo, o
haciendo uso de la descarga por gravedad para alimentar la planta de pasta. Los
espesadores están equipados con un dispositivo para medir el torque de la rastra,
sólidos en suspensión y nivel entre sólidos y agua clara.
✓ El relave ingresa con 30% sólidos.
✓ El relave en el under flow del espesador sale con 80% sólidos.
✓ Volumen de agua recuperada es de 420 m3/hr.
✓ pH = 9.0
El rebose de dichos espesadores van hacia el clarificador de 22 m Ø y mediante bombeo
son almacenados en los tanques de agua recuperada de 3,600 m3 del cual retorna al
proceso en planta concentradora.
2.7. RELLENO EN PASTA
La pulpa espesada fluye por gravedad desde el Espesador 22 m o 18 m en el nivel 2112
m.s.n.m., hacia un tanque agitador que distribuye mediante válvulas automáticas con
sensor de nivel a los tanques Holding Tank de cada planta (N° 1 y N° 2) y esta alimenta
al distribuidor del filtro banda en la planta de pasta, ubicada en el nivel 1973 m.s.n.m.
2.7.1. PLANTA DE RELLENO EN PASTA N° 1
El filtro de banda horizontal se alimenta continuamente por bombeo controlado mediante
un lazo de control entre el VFD, el holding Tank está equipado con un agitador para
mantener en suspensión los sólidos; la pulpa del tanque es envía a través de las bombas
N° 82505 y 82503 (una como stand by) al distribuidor del filtro banda. La alimentación
al filtro se distribuye uniformemente sobre la banda en el extremo opuesto del
rodillo de tracción del filtro-banda. El producto del equipo de filtración es una
torta de aproximadamente 10-12 mm de espesor que descarga
continuamente de todo lo ancho de la banda sobre la faja Cake 82559, que traslada el
relave filtrado al MIXER donde se realiza la mescla del relave con el cemento, este
producto es alimentado a la bomba PUTZMEISTER N° 1 y N° 2 (una como stand by) el
19
cual finalmente es dispuesto a los diferentes tajos de interior mina mediante este
equipo.
2.7.2. PLANTA DE RELLENO EN PASTA N° 2
El filtro de banda horizontal se alimenta continuamente por bombeo controlado mediante
un lazo de control entre el VFD, el holding Tank está equipado con un agitador para
mantener en suspensión los sólidos; la pulpa del tanque es envía a través de las bombas
N° 82213 y 82214 (una como stand by) al distribuidor del filtro banda. La alimentación
al filtro se distribuye uniformemente sobre la banda en el extremo opuesto del rodillo de
tracción del filtro-banda. El producto del equipo de filtración es una torta de
aproximadamente 10-12 mm de espesor que descarga continuamente de todo lo ancho
de la banda sobre la faja Cake 82242, que traslada el relave filtrado al MIXER donde se
realiza la mescla del relave con el cemento, este producto es alimentado a la bomba
PUTZMEISTER N° 3 y N° 5 (una como stand by) el cual finalmente es dispuesto a los
diferentes tajos de interior mina mediante este equipo.
En la planta de Relleno en Pasta se elabora una pasta que consiste en una mezcla de
relave, cemento tipo V, Fly ash y agua, hasta obtener la consistencia definida para poder
ser bombeada y rellenada a los diferentes niveles de tajos explotados mediante una
bomba de desplazamiento positivo. El relave de la planta por diseño va a ser utilizado
mayormente para relleno de la mina subterránea, previo procesamiento en la planta de
Relleno en pasta; aquí se mezclará el relave filtrado -97% en peso con cemento -3%.
Esta pasta a una consistencia de sólidos de 83%, será bombeada a las labores de mina
para el relleno de los tajeos. En la actualidad el 60% del relave de la planta
concentradora se envía para relleno de la mina subterránea previo procesamiento en
las dos planta de Relleno en pasta.
2.8. PLANTA DE FILTRADO DE RELAVES
La planta de filtrado de relaves está localizado muy próxima al depósito de relaves, el
mismo que está constituido por 03 filtros banda, 01 filtro prensa, bombas y tanques. La
20
disposición en superficie de los relaves requiere un queque (torta) a la máxima
deshidratación posible. La concentración de sólidos mayores a 88% permite un buen
manejo en la disposición y compactación que garantiza una buena estabilidad del
depósito. La operación del filtro es idéntica a la del filtro en la Planta de Pasta. El filtrado
y el agua turbia de limpieza del filtro retornan al Espesador. La operación del filtro en
estado estacionario es automática por medio de un PLC desde el panel de control local.
El queque descarga a una banda transportadora que arruma los sólidos en el área de
carguío de los camiones que llevan el material a su disposición superficial en la presa
de relaves.
Los drenajes de agua o filtraciones en la presa son retornados por bombeo al tanque de
agua de proceso del filtro. Dos bombas desde el tanque de agua de proceso bombean
al Espesador (se usa 4 ciclones en esta etapa) toda el agua recuperada en el área de
la disposición superficial. En la actualidad se envía a la planta de filtrado de relaves un
volumen aproximado de 40% de la totalidad del relave producido para ser filtrado en 3
filtros de banda y este relave filtrado, luego de pasar por controles granulométricos y de
humedad, es transportado por volquetes a un depósito especial de relaves filtrados para
su almacenamiento.
El equipamiento suministrado por Delkor para la Unidad Minera Cerro Lindo consiste en
dos (3) Filtros Banda Horizontal (HBF) de 73 m2 que serán alimentados con pulpa de
relaves proveniente de la descarga de espesadores. Ambos HBF son idénticos y su
modelo es 32B/08-30V. Las características principales de cada filtro son:
✓ Área Filtración: 73 m2
✓ Potencia Instalada Accionamiento: 45 kW.
✓ Longitud caja de vacío: 24 m.
✓ Ancho de la correa: 3.2 m.
✓ Modelo Bomba Vacío: Nash CL 6003.
✓ Potencia Instalada Bomba Vacío: 250 kW.
✓ Presión de Vacío a 2150 m.s.n.m., y 25ºC: -17.7” Hg (-60.0 kPa).
2.8.1. PILA DE RELAVE FILTRADO Y CARGUÍO DE RELAVES FILTRADOS
21
El relave filtrado en los filtros de banda y filtro prensa caen a una faja transportadora
que lo envía a la plataforma de relaves. De esta plataforma se carga a los volquetes
para su transporte a las canchas de relaves. La capacidad de la plataforma es de 10,000
ton. Se realiza con volquetes de 15 m3 y 30 ton. De capacidad. Un cargador frontal de
3.8 m3 de capacidad. El carguío por volquete se da aprox. en 2 min.
2.8.2. TRANSPORTE Y DESCARGA EN LAS CANCHAS DE RELAVE
El transporte desde el stock a la cancha de relaves se realiza en 10 min. Haciendo un
ciclo total de 20 min por viaje. La descarga del relave se realiza en toda la plataforma
para avanzar uniformemente cada capa.
2.8.3. CONFORMADO Y SECADO DEL RELAVE
Los relaves con 12% humedad son descargados y esparcidos mediante un tractor.
Durante 3 días se realiza el desecado de los relaves, haciendo surcos y dando vuelta al
material. Finalmente se obtendrá una humedad entre 6 -7%.
2.8.4. COMPACTACIÓN DEL RELAVE Y PRUEBAS DE COMPACTACIÓN IN
SITU
Con la humedad requerida, se conforma el relave y se procede a la compactación con
un rodillo liso de 10 toneladas. Esta compactación deberá alcanzar como mínima
densidad de compactación el 95% del Proctor Estándar. Se realiza ensayos de densidad
de compactación in situ (prueba del cono de arena), para verificar la densidad obtenida.
Ilustración 1. Ciclo de proceso de disposición de relaves
22
2.9. DEPÓSITO DE RELAVE
El depósito de relave consta de dos zonas de operación:
✓ Zona de operación Pahuaypite1 que consta de 2 plataformas de secado,
denominados plataforma 1 de 13,250 m2 de área y la plataforma 2 de 29,800
m2.
✓ Zona de operación Pahuaypite 2 que consta también de dos plataformas de
secado, denominados plataforma 3 de 16,900 m2 de área y la plataforma
número 4 de 17,400 m2 de área.
La capacidad del depósito de relave:
✓ El depósito de relave Pahuaypite1 tiene una capacidad de 10 millones de
metros cúbicos de almacenamiento, donde tenemos almacenado hasta la
fecha 2.81 millones de metros cúbicos de relave
✓ El depósito de relave Pahuaypite 2 tiene una capacidad de 10 millones de
metros cúbicos de almacenamiento, donde tenemos almacenado hasta la
fecha 121,000 metros cúbicos de relave.
2.10. INSTALACIONES AUXILIARES
2.10.1. PLANTA DE REACTIVOS
En esta área se preparan nueve tipos de reactivos como colectores, modificadores,
activadores y depresores que en volumen son los más necesarios para el proceso
integral. A la vez se utilizan cinco reactivos puros como colectores, espumantes y
23
ayuda filtrante. Las instalaciones están adyacentes a la concentradora y se tienen las
precauciones para controlar los derrames que se pudieran registrar accidentalmente.
Los Principales reactivos que se preparan son:
Tabla 14. Principales reactivos
Fuente: Milpo.
Principales reactivos puros:
Tabla 15. Principales reactivos puros
Fuente: Milpo.
2.10.2. LABORATORIO QUÍMICO-METALÚRGICO
Reactivos Fórmula
Oxido de calcio (cal viva) CaO
Sulfato de Zinc ZnSO4.7H2O
Cianuro de Sodio NaCN
Sulfato de Cobre CuSO4.5H2O
Xantato Amílico de Sodio Z-6
Xantato Isopropilico de Sodio Z-11
Carbón Activado C
Floculante PHP-40 Plus
Complejo ZnO + NaCN
Reactivos Fórmula /Nombre
comercial
Ditiofosfatos MT-3682
Poliglicol + alcohol Espumante H-425, MT362-4
Hostafloc X-231
Aerophine E-3418
Ayuda Filtrante AF-710
24
Sirve de apoyo al control de parámetros de operación, producción diaria y pruebas
metalúrgicas. Así como realizar el abastecimiento de reactivos y aceros. Calibración de
las balanzas de las Fajas N° 10 y 11.
Igualmente es una valiosa herramienta que contribuye con los trabajos de exploración
y explotación del yacimiento, realizando los ensayes químicos de las diversas
muestras geológicas.
25
2.10.3. ENERGÍA ELÉCTRICA
El suministro de electricidad proviene del sistema interconectado Nacional, de donde se
toma energía -220 kV hacia la S.E. desierto en Grocio Prado, Chincha. Desde allí se
traslada la energía hacia la S. E. Cerro Lindo -60 kV; la misma que llega a la zona
industrial localizada en la parte superior de los tanques de almacenamiento de agua. Se
dispone de energía de emergencia de 1000 kw para los servicios básicos de la
operación.
2.10.4. CASA COMPRESORA Y SOPLADORES
En este ambiente están instalados los equipos que proveen aire al proceso y equipos
de la planta; especialmente para instrumentos neumáticos de control. El aire de alta
presión es provisto por las dos compresoras de 500 CFM y el aire instrumental es
proporcionado por dos secadores de 250 CFM. Finalmente, el aire de baja presión para
las celdas de flotación es entregado por los dos sopladores Spencer de 8000 CFM cada
uno.
2.11. PLANTA DE TRATAMIENTO DE AGUA RECUPERADA
El tratamiento de agua recuperada se realiza dosificando peróxido de hidrogeno y
floculante. El floculante es un reactivo sólido preparado en tanques y el peróxido de
hidrógeno un reactivo líquido que viene en cubos de almacenamiento, sin embargo,
existe un tanque de almacenamiento para la recepción del peróxido de hidrógeno,
cuando éste llega en cisterna. La Planta de tratamiento de agua recuperada posee
cuatro clarificadores, cuyo rebose llega a un tanque de almacenamiento para luego ser
bombeado a la sección de Filtrado de Relaves, donde se utiliza como agua de
refrigeración para la caja de vacío de los filtros banda.
26
2.12. PLANTA DESALINIZADORA DE AGUA DE MAR
La Planta desalinizadora se encuentra ubicada en el extremo norte de la Playa Jaguai,
exactamente en el Km. 180 de la Panamericana Sur, perteneciente al distrito de Grocio
Prado, Provincia de Chincha, departamento de Ica.
La Cía. Minera MILPO S.A.A. se decidió por la construcción de una planta que desalinice
el agua de mar mediante la filtración por membranas a alta presión conocida como
ÓSMOSIS INVERSA, donde el agua de mar es bombeada a altas presiones a través de
membranas semipermeables que retienen las sales generando una salmuera y
obteniendo agua desalinizada, la cual se utiliza para las operaciones Minero-
metalúrgicas de la Unidad Minera Cerro Lindo, estas técnicas de desalinización se
convierten en una alternativa GLOBAL para poder utilizar agua de mar en procesos
industriales y en la obtención de agua potable, que acompañada de criterios adecuados
en su ubicación y volumen de descargas de salmuera al cuerpo receptor, se garantiza
la mitigación del impacto ambiental al ecosistema marino y conservar el agua de la
quebrada Topará.
Desde el tanque de almacenamiento ubicado en la estación desaladora, el agua de mar
recibe el pre-tratamiento y el tratamiento por ósmosis inversa. Como el agua solo se
requiere para uso industrial, el post tratamiento solo comprenderá; almacenamiento y
bombeo del agua producida. El agua tratada es trasladada a través de tres
estaciones de bombeo hasta las instalaciones de Cerro Lindo ubicado en la costa
2,200 m.s.n.m., a través de un recorrido de 60 Km. Donde es recepcionada en un
tanque de 18 m diámetro x 15 m altura con una de capacidad 3,600 m3.
27
Ilustración 2. Planta desalinizadora
28
• Las plantas de desalinización son una alternativa para el uso del agua de mar
en usos industriales y domésticos.
• Se puede usar esta fuente de agua alternativa (agua de mar) para las
operaciones minero-metalúrgicas, evitando el uso de agua superficial y
subterránea del área de influencia del proyecto, sin perjudicar a las
comunidades usuarias de este recurso.
• La unidad minera Cerro Lindo cumple con el compromiso asumido en el EIA,
NO capta agua de la Quebrada Topara y tampoco genera vertimiento.
• De esta manera se conserva la convivencia armónica con las poblaciones
vecinas y se evitan conflictos por el uso de agua.
Ilustración 3. Estaciones de bombas y filtros
29
Ilustración 4. Diagrama de flujos chancado primario
30
Ilustración 5. Diagrama de flujos de chancado secundario
31
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Ilustración 6. Diagrama de flujo - molienda- clasificación
32
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Ilustración 7.Diagrama de flujos-flotación bulk
33
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Ilustración 8. Diagrama de flujo-flotación zinc
34
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Ilustración 9. Diagrama de flujo-separación Pb-Cu
35
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Ilustración 10. Diagrama de flujo-preparación de reactivos.
36
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30
Ilustración 11. Diagrama de flujo de espesamiento y filtrado de concentrados
37
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Ilustración 12. Diagrama de flujo de espesadores de relaves
38
3. MARCO TEÓRICO
3.1. FUNDAMENTOS DE FLOTACIÓN
Este proceso quizá es el más importante de los desarrollados para el procesamiento de
los minerales, y que hacen posible la recuperación de valores de baja ley.
Siempre se pensó que era un arte el lograr que una partícula se vuelva hidrofóbica, se
junte a una burbuja de aire y formando un conjunto de menor densidad que el agua flote
hacia la superficie. La selectividad y el desarrollo logrado finalmente en la flotación hasta
nuestros días (sean la flotación de celdas de gran volumen y en columnas), hacen que
estos compuestos se entiendan cada vez mejor.
La flotación de minerales es un fenómeno físico-químico, usado como un proceso de
concentración de minerales finamente dividido, que comprende el tratamiento físico y
químico de una pulpa de mineral creando condiciones favorables, para la adhesión de
partículas de un mineral predeterminado a las burbujas de aire.
En este proceso que es bastante complejo, en el cual se efectúa la separación, está
compuesto por tres fases: La fase líquida, generalmente agua, la cual es química y
físicamente activa; la fase gaseosa, generalmente aire, la cual es relativamente simple
y la fase sólida la que puede ser considerada infinitamente variable. Las partículas de
aire o burbujas llevan los minerales seleccionados desde el fondo de las máquinas o
celdas de flotación hasta la superficie de la pulpa formando una espuma estabilizada de
la cual las partículas predeterminadas son recuperadas.
Para que la flotación de minerales sea efectiva, se requiere de los siguientes aspectos.
Reactivos químicos
✓ Colectores
✓ Espumantes
✓ Activadores
✓ Depresores
✓ pH
39
Componentes del equipo
✓ Diseño de la celda
✓ Sistema de agitación
✓ Flujo de aire
✓ Control de los bancos de celdas
✓ Configuración de los bancos de celdas
Componentes de la operación
✓ Velocidad de alimentación
✓ Mineralogía
✓ Tamaño de las partículas
✓ Densidad de pulpa
✓ Temperatura
3.1.1. FLOTACIÓN POR ESPUMA
Es el proceso que separa minerales que están en suspensión en agua (pulpa),
atacándolos con una burbuja de aire que selectivamente, hace que el grupo de
minerales, los mismos que posteriormente serán fundidos hasta lograr la mayor parte
de metales.
Los minerales flotables son de dos tipos: Polares y no polares, se hace esta definición
de acuerdo al enlace superficial.
La superficie de los MINERALES NO POLARES tiene enlaces relativamente muy
débiles, difíciles de hidratar. En consecuencia, estos son hidrofóbicos. Los minerales no
polares (que incluyen el grafito, azufre, molibdenita, carbón y talco), son todos
naturalmente flotables al estado puro. Los minerales de estas menas requieren
normalmente la adición de algunos colectores tipo: aceites, petróleo, kerosene y/o
destilados de carbón. Estos reactivos ayudaran a incrementar la hidrofobicidad de la
fracción flotable.
40
Los MINERALES POLARES tienen superficialmente, fuertes enlaces covalentes o iones
con alta energía libre. La hidratación de la superficie es muy rápida debido a la fuerte
reacción con las moléculas de agua, formando rápidamente capas sobre la superficie
del mineral. Así es que se hacen Hidrofilicas o mojables. Los minerales se agrupan
según la magnitud de la polaridad.
3.1.2. FLOTACIÓN BULK
Es un término no muy preciso, Generalmente es una flotación de una sola etapa, con
desbaste y agotamiento, donde un mineral simple o un grupo de minerales valiosos son
separados de las gangas. El ejemplo más simple es la flotación de diversas especies de
Sulfuros de Cobre de una MENA que también contiene pirita e insolubles.
3.1.3. FLOTACIÓN DIFERENCIAL
Es el término que describe la separación de menas complejas, la separación individual
de minerales de flotación similar (Cobre, Plomo, Zinc, Plata y Oro de una sola mena; o
Molibdenita de un concentrado de Cobre) justificado económicamente el proceso y que
involucra el uso de reactivos (colectores, espumantes, depresantes y activadores).
3.1.4. MECANISMO DE FLOTACIÓN
La morfología de la flotación por espuma no es muy clara en sistemas a escala industrial.
Pero en términos microscópicos se puede explicar cómo que, las espumas de
concentrado se forman debido a una captura selectiva del mineral en la zona de
generación de burbujas; luego sigue una segunda zona, donde está ocurriendo la
coagulación de una discreta corriente de burbujas formando en una pequeña espuma.
Estas dos primeras zonas se identifican como ¨pulpa¨ de la celda de flotación, la altura
puede ser fijada por un mecanismo de control de nivel.
La tercera región aparece cuando la fase gaseosa predomina sobre la fase liquida,
conformando una zona de espuma estable (que es evacuada por el labio superior de la
41
celda). La altura de esta capa de espumas puede ser fijada tanto por diseño como por
el operador.
Las variables de operación que debe ser consideradas son muchas, las más
importantes: densidad de la pulpa, flujo, velocidad de aireación, intensidad de agitación,
altura de interfase pulpa/espuma, y altura del overflow para evacuación de espumas.
El asunto que aún no se ha definido exactamente, es como una burbuja captura
solamente al mineral valioso de un conjunto de partículas que conforman las menas.
Las apreciaciones confirman que esta selectividad se da porque el mineral es de
flotación natural o están cubiertas preferentemente por un colector.
Existe consenso en indicar que las fuerzas que hacen que una partícula mineral se
adhiere a una burbuja y que definen la velocidad de captura del mineral son dos:
Si el mineral es conductor hay una transferencia de electrones y que son fuerzas de
tensión superficial, cuando el mineral es aislante.
3.1.5. REACTIVOS DE FLOTACIÓN
La mayoría de minerales son mojables (hidrofílicos) por naturaleza. Si ese es el caso,
para lograr la flotación de una especie mineral y separarlas de otras es necesario
convertir su superficie selectivamente en hidrofóbica (No se moje).
Ello se logra regulando las condiciones generales de la solución acuosa del sistema
(eliminación de iones, pH ajustado) y agregando seguidamente un reactivo denominado
COLECTOR que se adsorbe selectivamente a la superficie de las especies minerales
deseadas y las hidrofóbicas.
Aunque se presente al caso de especies minerales no mojables por naturaleza (tipo de
carbones y molibdenita), se prefiere agregar de todos modos un colector suplementario.
Es necesario dar cuenta también del caso en que algunas especies minerales pueden
hacerse hidrofóbicos sin el uso de colectores. Ello ocurre cuando se usan un exceso de
sulfuro de sodio en el tratamiento de menas sulfuros y que tiene como resultado la
42
formación de películas superficiales bastante estables e hidrofóbicas, posibles de lograr
la flotación (irregular) sin la adición de un colector especial.
Cuando se hace referencia a la regulación química de solución acuosa, puede
considerarse la adición especifica de reactivos ACTIVADORES, que incrementan la
selectividad aumentando la adsorción del colector o DEPRESANTES, que previenen o
retardan la adsorción del colector.
En este mismo aspecto es posible también considerar la adición de DISPERSANTES
para lograr que las superficies minerales se vean libres de partículas finas o lamas que
pudiesen estar recubriéndolas.
Finalmente se hace especial referencia a que también se puede regular el aspecto
químico de la solución por control del pH para lograr que el colector se encuentre en
solución de la forma más adecuada posible.
Otro grupo importante de reactivos de flotación son los ESPUMANTES, que tiene
básicamente dos funciones: Alcanzar la dispersión de pequeñas burbujas dentro de la
pulpa, controlar las características de la espuma.
3.1.5.1. COLECTORES
Son sustancias que se usan en la flotación para convertir a determinados minerales,
repelentes al agua; por lo general, los colectores son sustancias orgánicas. Los
minerales se vuelven repelentes al agua, debido a la adsorción de iones o moléculas
del colector, sobre la superficie mineral. Bajo estas condiciones, el nivel de energía de
la superficie del mineral hidratado (humedecido con agua), se reduce a un punto donde
es posible la formación de un perímetro de contacto de tres fases, al adherirse la
partícula mineral a una burbuja.
La mayoría de colectores, son moléculas complejas; estructuralmente asimétricas y
consisten de dos partes una polar y otra no polar, con propiedades diferentes.
En la adsorción de estos colectores sobre la superficie del mineral, la parte no polar se
orienta hacia la fase del agua y la parte polar hacia la fase mineral. Esta orientación es
lo que hace a la superficie mineral repelente al agua.
43
3.1.5.2. ESPUMANTES
Los espumantes son sustancias activas sobre las superficies, que por concentrarse en
la interfase aire- agua, ayudan a mantener las burbujas de aire dispersadas y previenen
su coalescencia o unión. Los agentes espumantes incrementan la estabilidad de las
espumas de flotación decreciendo la energía libre superficial de la burbuja.
3.1.5.3. ACCIÓN DEL ESPUMANTE
Cuando la superficie de una partícula mineral ha sido convertida repelente al agua, por
acción de un colector, la estabilidad de la adherencia de la partícula a la burbuja,
depende de la eficiencia del espumante. Los espumantes son sustancias orgánicas
heteropolares, activas sobre la superficie y que pueden ser adsorbidas sobre una
interfase aire-agua.
Los espumantes más comunes, son aquellos que contienen el grupo OH, por ejemplo,
aceites de pino C10H17OH, cresoles CH3C6H4OH, y alcoholes tales como C5H11OH. El
grupo OH tiene fuertes propiedades hidrofílicas y solo raras veces, es adsorbida en los
minerales produciendo un mínimo efecto de colección.
La función más importante de un espumante es formar una espuma estable, lo cual
luego permitirá extraer al concentrado; pero los espumantes tienen también valiosos
efectos en un circuito de flotación tales como:
• Origina la formación de burbujas más finas, es decir mejorar la dispersión del
aire en la celda de flotación.
• Previene la coalescencia, fusión o unión de las burbujas de aire separadas.
• Decrece la velocidad a la cual las burbujas suben hacia la superficie de la pulpa.
• Afectan la acción del colector.
• Incrementan la resistencia de la película de la burbuja y la estabilidad de la
espuma formada, cuando las burbujas mineralizadas emergen a la superficie.
3.1.5.4. MODIFICADORES O REGULADORES
Los modificadores son reactivos usados en la flotación, para controlar la acción de un
colector sobre los minerales, con el objeto de intensificar o reducir su efecto repelente
44
al agua, de las superficies minerales. Los reguladores hacen la acción colectora, más
selectiva con respecto a los minerales, asegurando una precisión de separación
razonable entre ellos. Cuando tal regulador (modificador) se adiciona a la pulpa, el
colector luego es capaz de convertir solo ciertos minerales, repelentes al agua, sin
resultar perceptible en los otros minerales. La función del modificador involucra tanta
reacción con el mineral, así como con los iones presentes en la pulpa en muchos casos
la reacción es de naturaleza química.
La lista de modificadores o agentes reguladores usados en flotación, es variada; y en
general, el termino regulador, es aplicado a todos aquellos reactivos, los cuales no
tienen tareas específicas de colección o espumación. Estos se clasifican como siguen:
DEPRESORES: Es un reactivo que inhibe o evita la adsorción de un colector por un
mineral; y por tanto previene su flotación.
ACTIVADORES: Es un reactivo que mejora o ayuda a la adsorción de un colector.
MODIFICADOR DE pH: Es un reactivo que cambia la concentración del ión hidrogeno
de la pulpa, lo cual tiene como propósito incrementar o decrecer la adsorción del
colector, como se desee.
Considerando la flotación de la Galena, usando Xantato o Aerofloat como colector, e
Hidróxido de Sodio para el control de pH, se tendrían las siguientes reacciones:
PbS + NaOH ↔ Pb (OH)2 + 2Na+ + S
Pb(OH)2 + (C2H5OCS2)-- ↔ Pb(OH).C2H5OCS2(adsorvido) + OH−
3.2. TERMODINÁMICA DE LA FLOTACION
Los principios termodinámicos, aplicados a flotación de sulfuros y óxidos metálicos
insolubles, podrían aplicarse para definir sistemas de flotación de carbonatos, sulfatos
y silicatos, sin embargo, esta simplicidad se ve afectada por su estructura cristalina,
origen secundario, complejidad y textura fina, convirtiéndose estos minerales a veces
45
en problemas difíciles de analizar, afectados aún más por su alta solubilidad, la cual
agrava severamente la flotación.
Por ejemplo, si comparamos el producto de solubilidad (Kps) del sulfuro, carbonato y
sulfato de plomo, podemos observar que a medida que este valor aumenta, la
flotabilidad del mineral disminuye:
Tabla 16. Producto de solubilidad de los principales minerales de Plomo
MINERAL Kps
Galena 7 x 10-29
Cerusita 1.5 x 10-13
Anglesita 1.3 x 10-8
Otro factor importante en la solubilidad de los minerales oxidados es su estructura
cristalina y los planos de clivaje que se forman durante su reducción de tamaño;
Glembovsky (1,964) en sus estudios con minerales oxidados de plomo encontró que la
solubilidad de una superficie de anglesita es 300 veces más alta que la superficie de la
cerusita, lo cual se distingue por la presencia de un número significativo de cationes de
plomo en los niveles superiores de su superficie, la anglesita por el contrario se
caracteriza por la ausencia de iones de plomo en los niveles superiores de su superficie
de clivaje lo que determina su carácter más hidrofílico.
También en la solubilidad y en la activación de los minerales es el pH de la solución y
el tiempo de acondicionamiento lo que influye en su comportamiento
hidrofílico/hidrofóbico, por ejemplo algunos minerales se activan en medios ácidos y
alcalinos, por eso Lekr y colaboradores (1977) propusieron un modelo para estudiar las
propiedades de flotación de minerales semisolubles, basados en diagramas
termodinámicos de solubilidad de las especies que constituye el mineral.
3.2.1. ETAPAS DE FLOTACIÓN
La flotación de minerales se realiza en etapas (también llamados circuitos), cuyos
objetivos involucran una alta recuperación de las especies útiles con la mayor
selectividad posible. Para cumplir con estos objetivos los circuitos estar divididos en
46
etapas destinadas a que se consigan esos propósitos, y en estas etapas las celdas de
flotación están ordenadas en bancos de celdas y en columnas de flotación. Así, en las
plantas concentradoras existe el banco de celdas rougher, las celdas columnares de la
etapa cleaner, el banco de celdas cleaner-scavenger, etc.
La etapa rougher es la etapa primaria, en ella se logran altas recuperaciones y se elimina
gran parte de la ganga. Debido a que esta etapa se opera con la mayor granulometría
posible, el concentrado rougher está constituido por materiales medios, por lo cual las
leyes de este concentrado son de bajas y requieren una etapa de limpieza que selective
el concentrado. Al circuito rougher llega la alimentación del proceso de flotación, y en
algunas oportunidades, concentrados de la etapa scavenger o colas de la etapa cleaner.
Las colas de la etapa rougher pueden ser colas finales del proceso, o bien, alimentación
a un circuito scavenger.
La etapa scavenger o de barrido tiene como objetivo aumentar la recuperación de las
especies útiles desde las colas de la etapa rougher. Producen colas finales del proceso
y un concentrado de baja ley que puede juntarse a la alimentación del proceso de
flotación, o a una etapa de remolienda y su posterior tratamiento.
Los circuitos cleaner o de limpieza, junto a los circuitos recleaner, tienen como objetivo
aumentar la ley de los concentrados rougher, a fin de alcanzar un producto que cumpla
con las exigencias del mercado, o bien, de la etapa del proceso siguiente a que será
sometido el concentrado. Dado que la etapa cleaner es selectiva, normalmente el
concentrado rougher es sometido a una etapa de remolienda previa, para alcanzar la
mayor liberación posible de las especies útiles. Antes de alimentarse al circuito cleaner.
En las plantas concentradoras de cobre se utilizan circuitos cleaner-scavenger, los
cuales se alimentan con las colas de la etapa cleaner. En general, el concentrado de la
etapa cleaner-scavenger se junta a los concentrados rougher y alimentan la etapa
cleaner. Las colas de los circuitos cleaner-scavenger, dependiendo de la ley que posea
se juntan a las colas finales.
47
3.3. CINETICA DE FLOTACIÓN
Los primeros estudios sobre la cinética de la flotación de minerales han tenido por objeto
sobre todo reducir el fenómeno a unas ecuaciones expresadas con la ayuda de variables
individuales. Actualmente, el fin es totalmente otro y el estudio de la cinética interesa
también tanto al fabricante de celdas que desea mejorar su producto, como al
metalurgista que desea pasar los resultados de la escala de laboratorio o los de la escala
de planta piloto, a escala industrial.
Es totalmente cierto que la malla de liberación y el modo de la fragmentación sean las
variables más importantes que interesan a las operaciones de trituración, molienda y
clasificación. Por lo mismo, la fijación del colector parece ser el factor principal del
acondicionamiento y la conjunción de la relación burbuja - mineral que se rige gran parte
de la flotación de minerales propiamente dicha.
El objetivo de la cinética de la flotación consiste en determinar la forma de la ecuación
de la velocidad de flotación y los efectos cuantitativos de las variables principales sobre
los parámetros de la cinética.
3.3.1. TEORIA CINETICA DE FLOTACIÓN
Los investigadores han centrado su atención en la analogía existente entre los
problemas de la ingeniería química y la flotación de minerales. En efecto dicho
fenómeno consiste en la circulación de una pulpa en una serie de depósitos provistos
de agitadores llamadas celdas o máquinas de flotación. Otros investigadores por
ejemplo Zúñiga, según Inoue, Nonaka e Imaizumi Definieron a la flotación como una
constante de velocidad correspondiente a la velocidad específica de una reacción de
primer orden partiendo de la ecuación general siguiente:
n
nCkdt
dC−=
(1)
Donde:
48
C, representa la concentración del material flotable.
n, es el orden de la reacción,
kn, es la constante de la velocidad de la ecuación
Para n = 1, la integración de la ecuación (1) resulta en la siguiente expresión:
)( 1exptk
oCC−
= (2)
Siendo: Co, la concentración del mineral flotable inicialmente.
Si llamamos Cs, a la concentración de material flotable en los estériles, se puede
obtener la siguiente relación:
)exp( 1)(tk
sos CCCC−
−−= (3)
Otra forma de la expresión anterior obtenida de la experimentación y basada en la
recuperación es la siguiente:
)exp(1( 1tkRR s −= (4)
Dónde:
o
sos
o
o
C
CCyR
C
CCR
−=
−= , (5)
R = Recuperación
La aplicabilidad de la ecuación (2) ha sido estudiada por los investigadores utilizando
una corriente de pulpa a través de una sola celda, algunos han concluido su validez
total, mientras que otros concluyen en su validez parcial.
Si se considera que la flotación e minerales se representa por una ecuación de segundo
grado, es decir n = 2, la ecuación (1) se convierte en:
49
tkC
CC
o
oo
21+= (6)
Si hacemos invertir la concentración C1 e elementos flotables que se encuentran en los
estériles, la expresión toma la siguiente forma:
)(1
)(
21
211
tksCC
tkCCCCC sss
−+
−+= (7)
N. Arbiter parte de la siguiente expresión:
)( RsRnkdt
dR−=
(8)
Para obtener:
tKsR
tKsRR
2
2
1
2
+= (9)
Frente a estas expresiones se señalaba que la expresión de la velocidad de flotación es
una ecuación de primer grado para la flotación de minerales aislados o en una pulpa
muy diluida, y de segundo orden para los minerales con contenidos pequeños de
minerales a flotar o para pulpas muy concentradas en sólidos.
3.3.2. MECANISMO DE FIJACIÓN DE UN SÓLIDO A UNA BURBUJA DE AIRE
Existen dos mecanismos fundamentales que explican la fijación de las partículas sólidas
a una burbuja de aire.
Fijación por colisión del mineral y de la burbuja.
Germinación de gas disuelto sobre la superficie de los minerales.
50
3.3.2.1. FIJACIÓN POR COLISIÓN
Fue Sutherland quien estudio el comportamiento de los agregados formados por las
burbujas de aire y las partículas minerales suponiendo que el agua no es viscosa, que
es incomprensible, que las partículas y las burbujas son partículas esféricas indivisibles
y que la inercia de una partícula es nula.
Si Wo es el peso del mineral por unidad de volumen, la cantidad W de mineral flotado
por unidad de tiempo, para una unidad de volumen estará dado por la siguiente
expresión:
)]4/32..3exp([ RVTthtrVNRtoWW −−= (10)
Dónde:
R es el radio de las burbujas
r es el radio de las partículas
N es el número de burbujas por unidad de volumen
t es el tiempo de flotación
v es la velocidad de ascensión
es el porcentaje de partículas que entran en colisión y permanecen
en la espuma
T es el tiempo de inducción
La constante de velocidad viene dada por la expresión:
RVTthtrVNRk 4/32.3 = (11)
3.3.2.2. GERMINACIÓN DE GAS DISUELTO SOBRE LA SUPERFICIE DE
LAS PARTÍCULAS
En algunas pruebas de flotación se han establecido que algunas partículas deformaban
las burbujas de aire, con lo que se desvirtuaba la teoría anterior.
Por lo tanto se considera que cuando la partícula y la burbuja entran en contacto se
puede dividir la velocidad de las partículas en un componente tangencial cuyo valor debe
51
ser despreciable para que la partícula entre en contacto con burbuja y una componente
normal que constituye aproximadamente la velocidad con la cual la partícula se desplaza
hacia la burbuja.
La energía cinética de la partícula del mineral provoca una depresión de la burbuja que
produce un rebote. Durante este tiempo, una capa de agua se retiene bajo presión entre
la burbuja y la partícula.
3.4. SISTEMAS DE FLOTACIÓN DE DIFERENTES SÚLFUROS
3.4.1. 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 zinc de 3% a
20%. El procedimiento padrón es flotar secuencialmente el plomo y el zinc, a pesar de
existir por lo menos un ejemplo de flotación “bulk”, seguida de separación.
3.4.2. PLOMO-ZINC-FIERRO
En estos sistemas 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)
3.4.3. COBRE-PLOMO-ZINC-FIERRO
Las menas complejas que contienen cobre, plomo, zinc y fierro finamente diseminados
están entre los sistemas de más difícil beneficiamiento por flotación, especialmente
52
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 sulfuros.
Esta flotación se realiza con una depresión simultánea de sulfuros de zinc y pirita, la
flotación cobre – plomo se realiza a pH natural o levemente alcalino utilizando xantatos
y dithiofosfatos como colectores, la depresión de la pirita y esfalerita se logra mediante
el uso de cal, cianuro, bisulfito y sulfato de zinc.
Durante la flotación bulk Cu-Pb, la pirita se deprime con cianuro y bisulfito de sodio y la
esfalerita con sulfato de zinc.
Se ha determinado la existencia de Fe4 [Fe (CN)6]3 (ferrocianuro), sobre la superficie de
la pirita, no permitiendo que ésta flote.
El bisulfito deprime la pirita, al descomponer los xantatos, dixantógenos y luego el
alcohol componente del xantato.
El motivo por el cual la esfalerita flota indebidamente en el bulk depende de cada
mineral, las causas pueden ser:
a) Asociación mineralógica Cu-Zn ó Pb-Zn
b) Arrastre de sulfuros de zinc durante la flotación bulk por factores mecánicos.
c) Activación natural de la esfalerita debido a la presencia de iones metálicos Cu,
Ag, As, Sb, Cd, en el mineral ó en el agua de tratamiento.
Los dos primeros factores pueden ser regulados mejorando las condiciones de
molienda, dosificación de reactivos y eficiencia de remoción de espumas.
El tercer factor es un tema difícil, aunque puede ser parcialmente controlado por
dosificación de reactivos depresores tales como el sulfato de zinc, cianuros, bisulfitos o
sulfuro de sodio.
53
Para la reactivación de la esfalerita que no adsorbe xantatos de cadena corta sin
activación previa, esta activación consiste en el recubrimiento de la esfalerita por una
capa de un ión activante que formará una superficie que podrá interaccionar con el
xantato.
El mecanismo de activación está definido por una reacción general expresada del
siguiente modo:
ZnS+ + M2+ MS+ + Zn2+
Para la flotación de la esfalerita de las colas de la flotación Cu – Pb, se usa generalmente
CuSO4 como activante.
ZnS + CuSO4 Zn2+ + SO42- + CuS
Simultáneamente es necesario deprimir la pirita usualmente con cal, por elevación del
pH hasta valores entre 8.5 – 12, la pirita en este rango de pH no flota al inhibirse la
formación de dixantógenos que es la especie colectora.
3.4.4. SEPARACIÓN COBRE / PLOMO
Estos son clasificados de acuerdo al mineral que va a ser deprimido en:
• Depresión de minerales de cobre y
• Depresión de los minerales de plomo
El primer factor a ser considerado es la relación en peso de contenido de cobre / plomo.
En algunos casos dezincado, es una alternativa previa a la separación, cuando se
obtenga la liberación y/o desactivación del zinc.
En resumen, sumar a los contenidos de minerales de cobre, esfalerita, pirita e insolubles
en el caso de usar el procedimiento de depresión con NaCN / ZnOx, ó sumar a la galena
los contenidos de pirita, esfalerita e insolubles en el caso de usar dicromato.
54
3.5. REACTIVOS UTILIZADOS
3.5.1. PROMOTER AEROPHINE 3418 A
El promotor 3418A es un único colector a base de fosfina desarrollado originalmente
para la flotación de minerales de cobre y zinc activado y ahora reconocido por sus
propiedades selectivas en minerales de sulfuro complejos, polimetálicos y masivos. La
AEROPHINE 3418A muestra resistencia aún, selectividad frente a sulfuros de hierro,
esfalerita no activada y elementos de penalización. Otras propiedades clave incluyen,
bajas propiedades de espumación, incluso en minerales que contienen minerales de
arcilla, cinética de flotación rápida y recuperación de grado estable, Buena colección de
partículas gruesas medianas, altamente estable y resistente a la hidrólisis y oxidación.
El 3418A se usa típicamente para flotar selectivamente ciertos metales preciosos y
básicos en presencia de hierro, arsénico y minerales de zinc no activados.
*Formula de 3418 A
3.5.2. AEROFLOAT 208 PROMOTER
(R=ethyl+ sec Butyl)
Colector selectivo para cobre con contenido de oro. Excelente colector para Au y Ag,
(Fuente: Mining Chemicals Handbook – YTEC).
3.5.3. AEROFLOAT 404 PROMOTER
(Mercaptobenzothiazole and dithiophosphate).
55
Usado en cobres secundarios y metales preciosos en medios alcalinos, Excelente
colector de pirita aurífera en circuitos neutrales, (Fuente: Mining Chemicals Handbook –
CYTEC).
3.5.4. AEROFLOAT 3406 PROMOTER
Fosfinato de menor contenido más ditiofosfato.
4. PRUEBAS EXPERIMENTALES
Cualquier tipo de actividad orientada al incremento de los ingresos y reducción de costos
son los principales indicadores para el logro de una competitividad minera nacional e
internacional, La plata proporciona un valor económico altamente significativo a los
concentrados de nuestra unidad minera por lo tanto la importancia en la recuperación
de este metal es parte fundamental en nuestros estudios y programas de mejora
continua, fortalecidos por la cultura de innovación que tiene la organización.
La presente tesis evalúa las pruebas y acciones realizadas para incrementar la
recuperación de la plata.
La primera fase fue compuesta por pruebas en laboratorio con un banco de reactivos
selectivos para este metal (3418A, A404 ,A3402, A208) a diferentes condiciones de
flotación, del total de pruebas se definió al Aerophine 3418A al 10% de concentración
como el de mejor performance en laboratorio, fue complementado por pruebas auxiliares
para luego pasar a una segunda fase de prueba a nivel industrial desde el 1 de setiembre
del presente año con resultados que se grafican en el presente informe en base a
recuperación y valores económicos.
4.1. CARACTERIZACION DEL MINERAL
En Cerro Lindo cuando se habla de portadores de plata se menciona la presencia de
sulfosales de cobre y plomo, en una mena si no se tiene específicamente minerales de
plata el mayor contenido de plata está presente predominantemente en sulfosales de
plomo (Baumstarkita, Zinkenita, Semseyita, Bournonita, Boulangerita, otros) aun cuando
56
sus valores se encuentren por debajo 3%. Las sulfosales de cobre son el segundo grupo
de minerales importancia de aporte de plata (tetraedrita, tenantita, otros).
¿Qué es una sulfosal?
Es un sulfuro complejo compuesto por un componente no metálico, semimetálico
(metaloide) y metálico.
AmBnXp
✓ A: Pb, Ag, Tl, Cu; entre otros.
✓ B: Bi, As, Sb, Te
✓ X: S y Se
En la caracterización realizada por el Dr. Canepa, menciona que los concentrados y
relave de Cerro Lindo podemos caracterizarlos como:
✓ Portadores de Ag.- sulfosal de cobre, sulfosal de plomo.
✓ Portadores de Cu.- cobre gris, calcopirita, sulfuros secundarios de cobre.
✓ Portadores de Pb.- galena.
✓ Portadores de Zn.- esfalerita.
✓ Portadores de Fe.- pirita, cobre gris, calcopirita, esfalerita.
✓ Portadores de As y/o Sb.- cobre gris.
Las características de la sulfosales en un relave final se basan en presencia de plata en
partículas menor a 25 micras.
57
Tabla 17. Análisis granulométrico valorado de relave
Se observa que las mayores pérdidas de plata en el relave en ambas muestras
son en partículas menores a 25 micras, inclusive se observa que en el relave del
compósito mensual el 48% de pérdidas de plata están en ese tamaño de
partículas, mientras tanto en una muestra puntual el valor es aún más elevado.
4.2. PRUEBAS EN LABORATORIO
4.2.1. EQUIPO E INSTRUMENTACIÓN DEL LABORATORIO QUÍMICO.
• Chancadora
• Pulverizadora de anillos
• Horno se secado
• Filtro prensa
• Balanza analítica
Peso Leyes Distribución (%) Distribución Ac(-)
N° Micrón Gr % Ac(+) Ac(-) Oz/TM Ag % Cu % Pb % Zn % Fe Ag Cu Pb Zn Fe
-50m/+70m 212 59.07 11.81 11.81 88.19 0.22 0.10 0.06 0.14 35.89 11.00 11.88 14.63 12.88 12.67
-70m/+100m 150 66.54 13.31 25.12 74.88 0.20 0.21 0.05 0.13 35.90 11.27 28.10 13.73 13.47 14.27
-100m/+140m 106 63.44 12.69 37.81 62.19 0.20 0.12 0.05 0.10 36.00 10.74 15.31 13.09 9.88 13.65
-140m/+200m 75 48.86 9.77 47.58 52.42 0.16 0.08 0.05 0.06 34.29 6.62 7.86 10.08 4.57 10.01
-200m/+270m 53 58.24 11.65 59.23 40.77 0.13 0.04 0.04 0.05 34.40 6.41 4.68 9.62 4.54 11.97
-270m/+325m 45 19.24 3.85 63.08 36.92 0.13 0.03 0.03 0.05 33.05 2.12 1.16 2.38 1.50 3.80
-325m/+400m 38 19.97 3.99 67.07 32.93 0.18 0.03 0.03 0.06 33.03 3.04 1.20 2.47 1.87 3.94
-400m 27 164.66 32.93 100.00 0.00 0.35 0.09 0.05 0.20 30.17 48.80 29.80 33.99 51.30 29.69
Cabeza calculada 500.02 100.00 0.24 0.10 0.05 0.13 33.47 100 100 100 100 100
COMPOSITO RELAVE FINAL
Malla Peso Leyes Distribución (%)
N° Micrón Gr % Ac(+) Ac(-) Oz/TM Ag % Cu % Pb % Zn % Fe Ag Cu Pb Zn Fe
+70 212 17.76 5.92 5.92 94.08 0.1 0.16 0.02 0.11 40 3.53 11.12 6.37 5.34 6.22
+100 150 42.08 14.03 19.95 80.05 0.11 0.12 0.01 0.07 40 9.19 19.77 7.54 8.06 14.74
+140 106 32.73 10.91 30.86 69.14 0.06 0.09 0.02 0.07 40 3.90 11.53 11.74 6.27 11.46
+200 75 49.16 16.39 47.24 52.76 0.05 0.06 0.01 0.05 39.47 4.88 11.55 8.81 6.72 16.99
+270 53 31.60 10.53 57.78 42.22 0.1 0.05 0.01 0.03 38.7 6.27 6.19 5.67 2.59 10.71
+325 45 8.02 2.67 60.45 39.55 0.05 0.05 0.01 0.08 38.32 0.80 1.57 1.44 1.75 2.69
+400 38 15.01 5.00 65.45 34.55 0.05 0.03 0.01 0.03 38.45 1.49 1.76 2.69 1.23 5.05
-400 27 103.6 34.55 100.00 0.00 0.34 0.09 0.03 0.24 35.42 69.95 36.51 55.74 68.03 32.14
Cabeza calculada 300.00 100.00 0.17 0.09 0.02 0.12 38.07 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
RELAVE FINAL 31/01/2016
Perdidas en sulfosales
Muestra puntual
Composito
58
• Planta de digestión
• Extractor de gases
• Extractor de polvo
• Equipo de adsorción atómica Modelo AGI LENT 280
• Pruebas. Análisis volumétrico, Humedades de concentrados, Análisis
de leyes.
4.2.2. ANALISIS QUIMICO DE LA MUESTRA
Los resultados del análisis químico de la muestra de cabeza, se presentan en el
siguiente cuadro:
Tabla 18. Ley de cabeza
Ensaye Químico
% Ag %Cu % Pb % Zn % Fe
0.63 0.6 0.19 1.44 32.81
0.74 0.63 0.27 2.29 33.22
4.2.3. ANALISIS GRANULOMETRICO
Se realizaron pruebas de granulometría estándar, cuyos valores se muestran en la
grafican de moliendabilidad a 55% -200m.
y = 6,9349x + 32,615R² = 0,9937
0,00
10,00
20,00
30,00
40,00
50,00
60,00
70,00
80,00
8 10 12 14 16 18
Ac
(-)
MA
LLA
200
TIEMPO
ESTANDAR DE MOLIENDABILIDAD
Malla = 55% malla -200
Tabla 19.Estándar de moliendabilidad = 55% malla -200
59
4.2.4. PRUEBAS DE FLOTACION
Para realizar las pruebas de flotación, debemos tener en cuenta las condiciones y
dosificaciones de los reactivos para las pruebas experimentales que se realizaran en el
laboratorio.
Tabla 20. Concentración de los reactivos para prueba
Reactivo Concentración
NacN 1%
Z-6 1%
Z-11 1%
CuSO4 10%
ZnSO4 10%
Cal Puro
H-425 Puro
X-231 Puro
DIAGRAMA Nº 4.1.
PROCESO DE MOLIENDA Y LA ADICIÓN DE REACTIVOS.
Malla = 55% malla -200
Reactivo selectivo = 3418A, A404,
A3402, A208 (4 gr/ton)
Muestra = 1 Kg
Agua = 500 ml
Cal = 0.25 g
NaCN = 5 ml
ZnSO4 = 2 ml
Z-6 = 1 ml
Time = 13 min
60
DIAGRAMA Nº 4.2.
PRUEBAS DE FLOTACIÓN ROUGHER I (TIEMPO: 5 MINUTOS)
Se realizó la flotación Rougher I (5 minutos) para ir descartando reactivos,
obteniendo el siguiente resumen:
Tabla Nº 4.4.
Rougher I
pH = 9.2
Z-6 = 0.5 ml
H-425 = 2 gr/ton
MT 3682 = 2 gr/ton
t acon. = 4 min
Tiempo = 5 min
N°prueba Reactivo Rec. Ag %
1 Estandar 1 34.55
2 Estandar 2 32.99
3 3418 (Puro) 47.77
4 3418 (%10) N°1 60.52
5 3418 (%10) N°2 55.44
6 3418 (%10) N°3 57.65
7 404 (Puro) 44.20
8 404 (Puro) 45.25
9 208(Puro) 38.10
10 208(Puro) 40.25
11 3406 (Puro) 35.20
12 3406 (Puro) 38.65
Rougher I = 5 min
Tabla 21. %Recuperación Ag- Rougher I (Tiempo = 5 minutos)
61
Se determina que el reactivo con mejor performance en una etapa rougher es el
Aerophine 3418 A diluido al 10 %.
Para este reactivo se realizó la cinética de flotación para determinar la capacidad
máxima de recuperación con los siguientes resultados:
Gráfico Nº 4.3.
34,5532,99
47,77
60,52
55,4457,65
44,2045,25
38,1040,25
35,2038,65
20,00
25,00
30,00
35,00
40,00
45,00
50,00
55,00
60,00
65,00Es
tan
dar
1
Esta
nd
ar 2
34
18 (
Pu
ro)
34
18 (
%10
) N
°1
34
18 (
%10
) N
°2
34
18 (
%10
) N
°3
40
4 (P
uro
)
40
4 (P
uro
)
20
8(P
uro
)
20
8(P
uro
)
34
06 (
Pu
ro)
34
06 (
Pu
ro)
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Rougher I - Rec. Ag %
1 Estandar 1
2 Estandar 2
3 3418 (Puro)
4 3418 (%10) N°1
5 3418 (%10) N°2
6 3418 (%10) N°3
7 404 (Puro)
8 404 (Puro)
9 208(Puro)
10 208(Puro)
11 3406 (Puro)
12 3406 (Puro)
0
45,8651,84
56,0959,85
67,1772,64
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
0 2 4 7 11 17 24
REC
UP
ERA
CIO
N
TIEMPO
Rec. Ag vs TiempoAEROPHINE 3418 (10%)
Ag
Ley de cabeza = 0.44
Tabla 22. %Recuperación Ag- Rougher I (Tiempo =5 minutos)
Tabla 23. Cinética de flotación plata (Aerophine 3418 A)
62
Según se observa la recuperación de plata puede alcanzar valores altos llegando
inclusive a 72% con una ley de cabeza menor al promedio de planta (0.44 onz/ton).
De esta forma se define la primera fase de prueba.
Según Jose Manzaneda “Un reactivo que es indiscutible en flotación polimetálica es el
Aerophine 3418 A. A pesar de su costo es un reactivo muy selectivo a la flotación de
zinc en un bulk Pb-Cu”.
Así mismo en su tesis: “APLICACIÓN DE MICROSCOPÍA EN EL PROCESAMIENTO
DE MINERALES POR FLOTACIÓN” menciona “La importancia de alcanzar efectividad
en este reactivo se basa usando en solución de agua, es un gran colector de valores de
plata en cobres grises o tetraedrita. A pesar de importantes esfuerzos de otras marcas
aún no se ha logrado encontrar un equivalente que cumpla con su descripción tiene la
fuerza de un xantato y la selectividad de un aerofloat o ditiofosfato”.
4.3. PRUEBAS A NIVEL INDUSTRIAL
Una vez definido al reactivo y la concentración que se utilizara en planta se realizó la
prueba industrial a partir del 1 de setiembre con los siguientes resultados:
• Reactivo: Aerophine 3418 A
• Concentración: 10%
• Dosificación: 4 gr/ton.
De los resultados se obtuvieron las siguientes mallas valoradas:
63
Tabla 24. Mallas valoradas usando 3418
En el análisis de mallas valoradas al relave se observa una disminución de 40% de plata
presente en la malla -400 en comparación al relave antes de utilizar el reactivo, valores
que generan el aumento en la recuperación de plata que a continuación se detalla:
Malla Peso Leyes Distribución (%)
N° Micrón Gr % Ac(+) Ac(-) Oz/TM Ag % Cu % Pb % Zn % Fe Ag Cu Pb Zn Fe
+50 300 13.00 3.55 3.55 96.45 0.25 0.13 0.06 0.31 41.46 4.45 7.63 4.85 7.80 4.26
+70 212 34.00 9.29 12.84 87.16 0.23 0.1 0.05 0.2 39.87 10.71 15.36 10.57 13.16 10.72
+100 150 51.00 13.93 26.78 73.22 0.25 0.07 0.04 0.13 37.91 17.46 16.12 12.69 12.83 15.29
+140 106 39.00 10.66 37.43 62.57 0.21 0.06 0.04 0.12 37.56 11.22 10.57 9.70 9.05 11.58
+200 75 48.00 13.11 50.55 49.45 0.19 0.04 0.04 0.07 35.19 12.49 8.67 11.94 6.50 13.35
+270 53 37.00 10.11 60.66 39.34 0.17 0.04 0.04 0.07 34.19 8.61 6.68 9.20 5.01 10.00
+325 45 16.00 4.37 65.03 34.97 0.16 0.03 0.03 0.06 33.62 3.51 2.17 2.99 1.86 4.25
+400 38 14.00 3.83 68.85 31.15 0.18 0.03 0.03 0.07 32.45 3.45 1.90 2.61 1.90 3.59
-400 27 114.0 31.15 100.00 0.00 0.18 0.06 0.05 0.19 29.91 28.10 30.89 35.45 41.90 26.96
Cabeza calculada 366.00 100.00 0.20 0.06 0.04 0.14 34.56 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
RELAVE FINAL 10/09/2017
Malla Peso Leyes Distribución (%)
N° Micrón Gr % Ac(+) Ac(-) Oz/TM Ag % Cu % Pb % Zn % Fe Ag Cu Pb Zn Fe
+50 300 8.00 2.46 2.46 97.54 0.3 0.18 0.1 1.04 39.97 3.75 6.39 4.96 6.28 2.95
+70 212 24.00 7.38 9.85 90.15 0.24 0.14 0.06 0.89 38.45 9.00 14.91 8.93 16.13 8.53
+100 150 35.00 10.77 20.62 79.38 0.25 0.11 0.05 0.71 36.8 13.68 17.09 10.86 18.76 11.90
+140 106 38.00 11.69 32.31 67.69 0.24 0.07 0.04 0.44 35.81 14.26 11.81 9.43 12.63 12.58
+200 75 45.00 13.85 46.15 53.85 0.19 0.05 0.03 0.27 35.04 13.37 9.99 8.37 9.17 14.57
+270 53 33.00 10.15 56.31 43.69 0.19 0.04 0.04 0.19 33.42 9.80 5.86 8.19 4.73 10.19
+325 45 14.00 4.31 60.62 39.38 0.21 0.03 0.04 0.16 31.57 4.60 1.86 3.47 1.69 4.08
+400 38 15.00 4.62 65.23 34.77 0.14 0.03 0.04 0.14 32.47 3.28 2.00 3.72 1.59 4.50
-400 27 113.0 34.77 100.00 0.00 0.16 0.06 0.06 0.34 29.39 28.26 30.09 42.06 29.01 30.69
Cabeza calculada 325.00 100.00 0.20 0.07 0.05 0.41 33.30 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
RELAVE FINAL 11/09/2017
MESLey de
cabeza %
Recuperación
%
Relave
%
ENERO 0.78 68.9 0.21
FEBRERO 0.58 62.9 0.19
MARZO 0.73 68.5 0.21
ABRIL 0.63 66.5 0.19
MAYO 0.71 67.9 0.20
JUNIO 0.82 70.7 0.21
JULIO 0.63 69.4 0.17
AGOSTO 0.56 66.0 0.17
SEPTIEMBRE 0.70 71.9 0.15
Metalurgia Ag 2017
Tabla 25. Metalurgia de la plata 2017
64
4.4. ANALISIS ECONOMICO
68,9
62,9
68,5
66,5
67,9
70,7
69,4
66,0
71.9
60,0
62,0
64,0
66,0
68,0
70,0
72,0
74,0
Rec
Ag%
Mes
Recuperación de Ag - 2017
Dosificación - Aerophine
0.211
0.194
0.213
0.1930.202
0.212
0.174 0.172
0.156
0,1
0,12
0,14
0,16
0,18
0,2
0,22
0,24
Rec
Ag%
Mes
Relave de Ag - 2017
Relave %Dosificación -
Aerophine
Tabla 26. Recuperación de Ag – 2017
Tabla 27. Relave de Ag – 2017
65
En base a la recuperación obtenida se realiza una proyección de ingresos por el
incremento del estudio
4.5. DISEÑO EXPERIMENTAL A NIVEL DE LABORATORIO
4.5.1. SELECCIÓN DE VARIABLES PARA LA RECUPERACION DE Pb
Las variables Controladas son: Aerophine, tiempo de flotación y pH, teniendo como
respuesta el % de recuperación de plata.
Tabla 29. Variables Controladas
Variables Nivel Mínimo (-) Nivel Máximo (+)
Z1: Aerophine 3418 ( gr/Tn) 1 13
Z2: Tiempo de Flotación (mint) 4 6
Z3: pH 9 10
VAN Económico 2,778,339.62
ANUAL
Tratamiento (t/dia)
DIAS 360.00
Ingreso Producción Adicional ANUAL USD 3,674,160
Onz Ag USD 10,206
Costo Producción Adicional USD -
Cash Cost USD -
Costo USD -
Inversión USD / mes 230,000
(-) Reactivo USD 230,000
(-) Equipos USD
(=) IMPACTO EBITDA USD / mes 3,674,160
Depreciación -
(=) Utilidad Antes del IR USD / mes 3,674,160
(-) IR 30% USD / mes (1,102,248)
(=) Efecto Neto USD / mes 2,571,912
(=) Flujo de Caja USD / mes 2,801,912
(=) Flujo de Caja Acum. 2,801,912
Tabla 28. Balance económico – Incremento de Rec.Ag
66
4.5.2. DISEÑO FACTORIAL DE LAS PRUEBAS DE FLOTACION DE Ag
Como ya se puede deducir por tipo de variables, se usara un diseño experimental de
primer orden, del tipo KN 2= , teniendo que trabajar con dos niveles y “K” factores o
variables (consideramos 3 variables), lo que da N= 8 pruebas.
4.5.3. EVALUACIÓN DE LA RECUPERACION DE Ag
Haciendo una comparación entre lo que se producía antes de la aplicación de la
propuesta de mejoras, en la que se recomendó corregir el tamaño de la partícula en la
molienda, que debería estar en 55% malla -200, se logró mejoras que nos dieron un
incremento en la recuperación por lo que se considera como una variable importante.
Tabla 30. Matriz del diseño factorial
Aerophine 3418 Tiempo pH % Recuperación
1 -1 -1 -1 40.52
2 1 -1 -1 60.94
3 -1 1 -1 58.93
4 1 1 -1 61.21
5 -1 -1 1 48.72
6 1 -1 1 61.67
7 -1 1 1 60.52
8 1 1 1 61.69
9 0 0 0 56.78
10 0 0 0 56.77
11 0 0 0 56.78
Fuente: Elaboración propia.
67
4.5.4. EVALUACIÓN Y CÁLCULO DE LOS EFECTOS DE LAS VARIABLES
EXPERIMENTALES PARA LA RECUPERACION DE Ag
Para establecer el nivel de influencia de las variables del diseño factorial experimentada
sobre el criterio de optimización de un proceso se tiene que calcular los efectos. El efecto
de una variable experimental se define como la variación de la respuesta producida por
un cambio en el nivel de la variable. El cambio en el nivel de las variables se puede
calcular por diversos métodos.
Uno de los métodos que calcula la diferencia entre los valores promedio de las
respuestas cuando las variables se encuentra en el nivel superior y después restando
de esta cantidad el promedio de las respuestas cuando la variable se encuentra en su
nivel inferior, definido por:
11 2 −
−+ −=
k
r
EX Ec. 4.1
Dónde:
+ = Sumatoria de las respuestas correspondientes al nivel superior
de la variable entrada
− = Sumatoria de las respuestas correspondientes al nivel inferior
de la variable evaluada.
r = Numero de réplicas del diseño
El cálculo matricial es el segundo método para la estimación de los efectos de acuerdo
a la siguiente expresión:
Nj
r
EK
N
j
iij
j ,....,2,112
1=
=−
=
Ec. 4.2
Dónde:
68
Ej = Calculo de los efectos de las variables experimentales.
r = Numero de réplicas en el Diseño.
Xij = Matriz de las variables independientes.
Yi = Vector columna de las respuestas
La ecuación 4.2, puede usar una hoja de cálculo o un lenguaje de programación para el
cálculo matricial de los efectos. Es recomendable calcular el numerador de esta
ecuación en forma independiente porque facilita la determinación de los efectos. Es
recomendable calcular el numerador de esta ecuación en forma independiente porque
facilita la determinación de los efectos y el análisis de la varianza. Por lo tanto, para la
investigación se usará este método.
El procedimiento de evaluación de los datos obtenidos (Tabla Nº 4.10) se calcula el Δ
efecto para cada una de las variables e interacciones como sigue:
Tabla 31. Calculo de los Efectos del Diseño 23
Effect Estimates; Var.:% Recuperacón; R-sqr=1.; Adj:1. (Spreadsheet1) 2**(3-0) design; MS Residual=.0000333 DV: % Recuperacón
Effect Std.Err. t(2) p -95.% +95.% Coeff. Std.Err. -95.% +95.%
Mean/Interc. 56.77750 0.00204 27815.18 0.000000 56.76872 56.78628 56.7775 0.002041 56.76872 56.786
Curvatr. -0.00167 0.00781 -0.21 0.850929 -0.03530 0.03197 -0.00083 0.003909 -0.01765 0.015
(1)Aerophine 3418 9.21000 0.00408 2255.98 0.000000 9.19243 9.22757 4.605 0.002041 4.59622 4.613
(2)Tiempo 7.62000 0.00408 1866.51 0.000000 7.60243 7.63757 3.810 0.002041 3.80122 3.818
(3)pH 2.75500 0.00408 674.83 0.000002 2.73743 2.77257 1.377 0.002041 1.36872 1.386
1 by 2 -7.48500 0.00408 -1833.44 0.000000 -7.50257 -7.46743 -3.742 0.002041 -3.75128 -3.733
1 by 3 -2.14000 0.00408 -524.19 0.000004 -2.15757 -2.12243 -1.070 0.002041 -1.07878 -1.061
2 by 3 -1.72000 0.00408 -421.31 0.000006 -1.73757 -1.70243 -0.860 0.002041 -0.86878 -0.851
1*2*3 1.58500 0.00408 388.24 0.000007 1.56743 1.60257 0.792 0.002041 0.78372 0.801
Fuente: Elaboración propia.
Estos resultados han sido obtenidos utilizando las fórmulas dadas arriba y utilizando el
programa Statistica 7.0.
69
4.6. ANALISIS DE RESIDUOS PARA LA RECUPERACION
Para realizar el análisis de los residuos usaremos las siguientes formulas:
=
−
−=
N
i
RlNr
YYSSM
1
2)(
Ec. 4.3
Donde.
= Y estimado o respuesta según modelo.
Y = Y observado o respuesta experimental.
Nr = Número total de experimentos.
l = Número de parámetros del modelo matemático.
Nr-l = grados de libertad del residuo = glR
error
R
MS
SSMF =0
Ec. 4.4
El Grafico Nº 4.1 nos indica cuan distanciados están los valores que se predicen con el
modelo de los valores experimentales, se efectúa el análisis de residuos.
Predicted vs. Residual Values
2**(3-0) design; MS Residual=.0000333
DV: % Recuperacón
35 40 45 50 55 60 65
Predicted Values
-0.008
-0.007
-0.006
-0.005
-0.004
-0.003
-0.002
-0.001
0.000
0.001
0.002
0.003
0.004
0.005
Ra
w R
esid
ua
ls
Tabla 32. Análisis de Residuales
70
La gráfica del análisis residual nos muestra que la variabilidad de la recuperación tiene
tendencia a mantenerse con respecto a la recuperación de Ag en el proceso
recuperación de plata con respecto al tiempo y el pH en la flotación.
4.7. ANALISIS DE PARETO
El diagrama permite mostrar gráficamente el principio de Pareto, en el cual se muestra
la importancia de cada uno de las variables seleccionadas, observándose la importancia
de la variable Aerophine, tiempo de flotación y el pH tienen una alta prioridad en la
recuperación de Ag, así como las demás variables selecciones como sus interacciones
pero en menor medida.
4.8. REPRESENTACIÓN DEL MODELO MATEMÁTICO
Una vez determinada la significación de los efectos y las interacciones sobre el proceso
experimentado, se puede determinar un modelo matemático lineal que represente el
proceso investigado, teniendo en cuenta la siguiente tabla.
Pareto Chart of Standardized Effects; Variable: % Recuperacón
2**(3-0) design; MS Residual=.0000333
DV: % Recuperacón
-.213201
388.2441
-421.312
-524.191
674.8344
-1833.44
1866.511
2255.98
p=.05
Standardized Effect Estimate (Absolute Value)
Curvatr.
1*2*3
2by3
1by3
(3)pH
1by2
(2)Tiempo
(1)Aerophine 3418
Tabla 33. Análisis de Pareto
71
Tabla 34. Coeficientes de Regresión
Regr. Coefficients; Var.:% Recuperación; R-sqr=1.; Adj:1. (Spreadsheet1) 2**(3-0) design; MS
Residual=.0000333 DV: % Recuperación
Regressn Std.Err. t(2) p -95.% +95.%
Mean/Interc. 56.77 0.002041 27815.18 0.000000 56.76872 56.78628
Curvatr. -0.00083 0.003909 -0.21 0.850929 -0.01765 0.01598
(1)Aerophine 3418 4.605 0.002041 2255.98 0.000000 4.59622 4.61378
(2)Tiempo 3.810 0.002041 1866.51 0.000000 3.80122 3.81878
(3)pH 1.377 0.002041 674.83 0.000002 1.36872 1.38628
1 by 2 -3.742 0.002041 -1833.44 0.000000 -3.75128 -3.73372
1 by 3 -1.070 0.002041 -524.19 0.000004 -1.07878 -1.06122
2 by 3 -0.860 0.002041 -421.31 0.000006 -0.86878 -0.85122
1*2*3 0.792 0.002041 388.24 0.000007 0.78372 0.80128
Tabla Nº 4.12.
Coeficientes Calculados del Modelo Matemático
Coeficientes b0 56.77 b1 4.605 b2 3.810 b3 1.377 b4 -3.742 b5 -1.070 b6 -0.860 b7 0.792
Fuente: Elaboración propia.
Por lo tanto el modelo matemático del proceso es de la forma:
z=56.77+4.605*x+1.377*y-3.742*0.*x-1.070*x*y-.860*0.*y +.792*x*0.*y+0.
72
4.9. REPRESENTACIÓN GRÁFICA DEL MODELO MATEMÁTICO
La representación del modelo matemático esta dado en las siguientes gráficas de
superficie y de contorno, en las cuáles podemos apreciar cuáles son las variables que
van a ser las óptimas para que el proceso en estudio.
Fitted Surface; Variable: % Recuperacón
2**(3-0) design; MS Residual=.0000333
DV: % Recuperacón
62 60 58 56 54 52 50
z=56.7775+4.605*x+1.3775*y-3.7425*0.*x-1.07*x*y-.86*0.*y +.7925*x*0.*y+0.
Tabla 35. Análisis de Superficie
73
5. CONCLUSIONES
1. El incremento de la recuperación de plata está en un promedio del 4%
anual, teniendo en cuenta la dosificación de los reactivos 3418A, A404,
A3402, A208, a diferentes dosificaciones.
2. Se define al Aerophine 3418 al 10% como nuevo colector para recuperación
de plata en la etapa rougher I bulk, con el cual se ve un incremento
significante en las pruebas de flotación.
3. Realizado el diseño experimental vemos que las variables más significantes
en la recuperación de plata están los reactivos Aerophine 3418, el tiempo
de flotación y el pH.
4. Las dosificaciones que tienen mayor recuperación de plata es el Aerophine
con 13gr/tn, tiempo de 6 minutos y un pH de 10, llegando a recuperaciones
de 61.69% de Ag.
5. Realizada esta evaluación de la recuperación de la plata, generaría una
ganancia anual aproximada de 2, 778,339 US$, sin incluir ganancias por
aumento en recuperación de cobre y plomo.
6. Se comprueba que las pérdidas de plata en el relave se basan
principalmente en presencia de sulfosales en las mallas más finas
(partículas de 20 micras).
74
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