Post on 16-Oct-2021
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA
“AUMENTO DE RECUPERACIÓN DE PLOMO, ZINC,
PLATA EN LA CONCENTRACIÓN DE LOS MINERALES
DE LA MINA DE QUIRUVILCA”
Tesis
para optar el título de:
INGENIERO QUÍMICO
ASESOR:
Ms. WALTER MORENO, Eustaquio
AUTORES:
Bach. TORRES SEVILLA, Luis Amadeo
Bach. VARAS HUALCAS, Jhony César
TRUJILLO – PERÚ
2012
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
1
JURADO DICTAMINADOR
______________________________________
Dr. LUIS ORLANDO MONCADA ALBITRES.
(PRESIDENTE)
__________________________________________
Dr. JOSE LUIS SILVA VILLANUEVA.
(SECRETARIO)
___________________________________________
Ing. ERNESTO WONG LÓPEZ
(MIEMBRO)
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
i
DEDICATORIA
LUIS AMADEO
A DIOS:
Por haberme guiado e iluminado mi camino de
vida, por haberme dado salud, y haberme
disculpado en cuantos errores e cometido asi
tambien haberme dado las fuerzas necesarias
para seguir adelante y cumplir mis metas.
A MIS PADRES:
ANGEL TORRES CACHI Y MAGALY
SEVILLA RAMIREZ,
Por haberme educado e inculcado valores y
principios necesarios para poder desenvolverme
en la vida, agradezco el apoyo que me han
brindado para culminar mi carrera profesional.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
ii
DEDICATORIA
AGRADEZCO:
A DIOS:
Por haberme guiado por un buen camino y haber
permitido que llegara hasta este momento tan
importante de mi vida y haberme dado salud y
sabiduría para alcanzar mis objetivos de manera
satisfactoria además de su amor y bondad.
¡Gracias!
A MIS PADRES:
Martin Varas Salazar y Martha E. Hualcas
Montalván
Por haberme educado e inculcado valores para hacer
de mí una buena persona y un buen profesional a
quienes le debo todo en la vida, le agradezco el cariño,
la comprensión, la paciencia y el apoyo que me han
brindado en todo momento para culminar mi carrera
profesional.
¡Los quiero mucho!
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
iii
¡Gracias!
JHONY CESAR
A MI ABUELITA:
María Mercedes Montalván Honorio
Por haberme apoyado en todo momento en los
momentos más difíciles y haber estado siempre a mi
lado, haberme brindado sus consejos y haberme dado
su infinito amor y bondad.
¡Le agradezco de todo corazón y lo amo mucho!
A MIS HIJOS Y ESPOSA:
Jean Franco Varas, Jhonatan Varas Y Milagros
Pereda
Por haberme dado su amor y comprensión en todo
momento, son los grandes amores de Mi vida y mi
razón de seguir adelante; les dedico todos mis éxitos
conseguidos y por conseguir. Siempre fueron mi motivo
de superarme como persona y profesional.
¡Los amo muchísimo!
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
iv
RESUMEN
El yacimiento minero de QUIRUVILCA, es del tipo vetas ó fracturas, constituido
por asociaciones de minerales diferentes llamados FLUJOS MINERALIZADOS.
De los varios flujos mineralizados de la mina, son 3 los económicos y
principales:
FLUJO 1: de minerales de zinc en blenda negra o marmitita con galena,
pirita y cuarzo, se le denomina MINERAL COMÚN, por su alto
contenido en plomo y zinc.
FLUJO 2: minerales de cuarzo – pirita con cobre y escalerita marrón, se le
denomina MINERAL TRIPLE – DIFÍCIL, por su alto contenido en
cobre presente como enargita y luzonita y abundante chalcantita.
FLUJO 3: minerales de rodocrosita con cuarzo, escalerita rubia y sulfosales
en plata con cobre, arsénico y antimonio; se le denomina
MINERAL TRIPLE – DÓCIL, presenta baja ley en cobre y no
contiene chalcantita.
Estos flujos de mineral se trataban juntos por flotación y eran
concentrados en 3 productos: CONCENTRADO DE PLOMO, ZINC y COBRE-
PLATA observándose en estos concentrados producidos:
1. BAJO RENDIMIENTOS DE LOS ELEMENTOS EN SUS CONCENTRADOS
RESPECTIVOS.
2. PRESENCIA DE ELEMENTOS PENALIZABLES QUE AFECTAN EL
PRECIO DE VENTA DE LOS CONCENTRADOS.
3. PRESENCIA DE MINERALES PROBLEMAS QUE AFECTAN EL
PROCESO DE CONCENTRACIÓN POR FLOTACIÓN.
En base a un estudio analítico de revisión de: propiedades físicas y químicas,
fórmulas y asociaciones mineralógicas de los principales minerales de mena y
ganga de QUIRUVILCA – en las literaturas existentes y trabajos realizados
para la mina; se llegó a la conclusión de: SELECCIONAR EL MEJOR FLUJO
MINERALIZADO A TRATAR COMO ALTERNATIVA DE EXPLOTACIÓN Y
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
v
TRATAMIENTO, siendo el elegido el MINERAL COMÚN ó del FLUJO 1 por
ser:
DÓCIL AL TRATAMIENTO METALÚRGICO.
CONTENER ALTOS VALORES EN LOS ELEMENTOS PLOMO y ZINC.
CONTENER BAJOS CONTENIDOS EN LOS ELEMENTOS PENALIZABLES
COMO EL ARSÉNICO, ANTIMONIO y BISMUTO.
Es decir que se hizo un estudio de los MINERALES DE QUIRUVILCA EN
CORRELACIÓN CON SU METALURGIA DE FLOTACIÓN.
Una vez elegido el mineral COMÚN, se le realizó 3 ensayos
metalúrgicos a nivel del laboratorio:
MOLIENDA
REMOLIENDA DE LOS MEDIOS GRUESOS DE ZINC.
FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO.
Y haciendo un estudio comparativo de los resultados obtenidos antes y
después; se aprecia un AUMENTO DE RENDIMIENTO en los elementos
valiosos que se concentra, lo que se permite PROPONER EVALUAR la
necesidad de acondicionar una REMOLIENDA DE LOS MEDIOS GRUESOS
DE ZINC y de FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO al tratamiento actual en la
planta concentradora.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
vi
ABSTRACT
The Quiruvilca mine site, is the type veins or fractures, consisting of different
mineral associations called FLOWS mineralized.
Of the various flows of the mine ore, and economic are 3 main
Stream 1: zinc mineral sphalerite marmitita black or with galena, pyrite and
quartz are common mineral called, for its high content of lead and zinc.
FLOW 2: mineral quartz - pyrite with copper and brown staircase, is called
TRIPLE MINERAL - difficult, because of its high copper content present as
enargite and chalcantita luzonita and abundant.
FLOW 3: rhodochrosite with quartz minerals, blonde ladder and silver
sulfosalts with copper, arsenic and antimony, is called TRIPLE MINERAL -
docile, has low grade copper and contains no chalcantita.
These flows are treated together for mineral flotation and were concentrated
in three products: LEAD CONCENTRATE, ZINC and copper-silver
concentrates produced observed in these:
1. LOW YIELDS OF ELEMENTS IN THEIR RESPECTIVE
CONCENTRATES.
2. PRESENCE OF FACTORS AFFECTING penalized SALE PRICE
concentrates.
3. PRESENT PROBLEMS AFFECTING MINERAL PROCESSING
concentration by flotation.
Based on an analytical review of: physical and chemical properties, formulas
and mineralogical associations of the main ore and gangue minerals
Quiruvilca - in existing literature and work done for the mine, it was
concluded: SELECT MINERALISED FLOW BETTER ALTERNATIVE TO
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
vii
TREAT AS exploitation and processing, with the chosen common mineral or
flow one being:
- Amenable to metallurgical treatment.
- INCLUDE ELEMENTS high values in lead and zinc.
- Contain low ELEMENTS CONTAINED penalized as arsenic, antimony and
bismuth.
This means that there was a study of Quiruvilca MINERALS METALLURGY
in correlation with their float.
Having chosen a common mineral, underwent three-level metallurgical
testing laboratory:
1. GRINDING
2. MEDIA regrinding ZINC THICK.
3. LEAD primary flotation.
And doing a comparative study of the results before and after, can see a
performance increase in assets which concentrates, thereby allowing
PROPOSE EVALUATE the requirement for a regrind MEDIA ZINC THICK
and flotation PRIMARY LEAD current treatment in the concentrator
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
viii
ÍNDICE
DEDICATORIAS ............................................................................................. i-ii
RESUMEN ...................................................................................................... iv
ABSTRACT ..................................................................................................... vi
INTRODUCCIÓN: ........................................................................................... 1
JUSTIFICACION ............................................................................................. 3
PROBLEMA .................................................................................................... 4
HIPOTESIS ..................................................................................................... 4
OBJETIVOS .................................................................................................... 5
VARIABLES .................................................................................................... 6
CAPÍTULO I. FUNDAMENTOS TEÓRICO
1.1 LA MINERALOGÍA.................................................................................... 6
1.1.1 Rol de la Mineralogía – Metalúrgica ............................................... 9
1.1.2 Objetivos mineralógicos aplicados a la concentración de
minerales ....................................................................................... 10
1.2 LA FLOTACIÓN ........................................................................................ 11
1.2.1 Etapas de la flotación ..................................................................... 14
1.2.2 Flotación diferencial ....................................................................... 15
1.2.3 Reactivos utilizados para la flotación ............................................. 16
CAPÍTULO II. LOS MINERALES DE QUIRUVILCA.
2.1. LAS ZONAS MINERALIZADAS DE QUIRUVILCA .................................. 19
2.2. LOS FLUJOS MINERALIZADOS DE QUIRUVILCA ................................ 21
2.2.1. FLUJO 1: ZINC EN BLENDA NEGRA O MARMITITA. .................. 23
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
ix
2.2.2. FLUJO 2: MINERALES DE CUARZO – PIRITA CON COBRE ...... 24
2.2.3. FLUJO 3: MINERALES DE RODOCROSITA CON CUARZO,
ESFARELITA RUBIA Y SULFOSALES DE PLATA......... 25
2.2.4. COMENTARIOS SOBRE LOS 3 FLUJOS MINERALIZADOS ........ 26
2.3. LOS MINERALES IDENTIFICADOS DE QUIRUVILCA ........................... 28
2.3.1. Las especies minerales de QUIRUVILCA ........................................ 28
2.3.2. Los principales minerales de MENA y ganga .................................. 31
2.4. LOS ELEMENTOS PENALIZABLES EN LOS CONCENTRADOS ......... 31
CAPÍTULO III: MATERIAL Y MÉTODO
3.1. MATERIA PRIMA .................................................................................... 38
3.2. REACTIVOS UTILIZADOS ...................................................................... 38
3.2.1. Colectores Promotores ................................................................... 38
3.2.2. Espumantes ................................................................................... 39
3.2.3. Modificadores ................................................................................. 39
3.3. CAPACIDAD DE TRATAMIENTO ............................................................ 41
3.4. CIRCUITO DE CHANCADO Y TRITURACIÓN ........................................ 41
3.4.1. Chancado primario.......................................................................... 41
3.4.2. Chancado secundario ..................................................................... 42
3.5. CIRCUITO DE MOLIENDA ...................................................................... 43
3.5.1. Molienda primaria ........................................................................... 43
3.5.2. Molienda secundaria ....................................................................... 44
3.5.3. Clasificación .................................................................................... 44
3.6. CIRCUITOS DE FLOTACIÓN .................................................................. 45
3.6.1. Circuito de flotación de plomo ......................................................... 45
3.6.2. Circuito de flotación de zinc ............................................................ 46
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
x
3.7. PRODUCTOS OBTENIDOS POR FLOTACIÓN ...................................... 47
3.7.1. Con mineral común ......................................................................... 47
3.7.2. Con mineral triple ............................................................................ 48
3.7.3. Con mineral común / triple 1:1 ........................................................ 49
3.8. PROBLEMAS MINERALÓGICOS EN RELACIÓN A LA
METALURGIA ...................................................................................... 51
3.8.1. Presencia de chalcanita (Cu SO4 . 5 H2O) ...................................... 51
3.8.2. Presencia de minerales ácidos ....................................................... 53
3.8.3. Presencia de minerales duros y blandos en la molienda ................ 54
3.8.4. Presencia de intercrecimientos finos de minerales ......................... 56
3.8.5. Presencia de inclusiones finas de minerales .................................. 57
3.8.6. Presencia de minerales de zinc en el relave .................................. 59
3.8.7. Presencia de elementos penalizables en los concentrados de
Pb y Cu ..................................................................................................... 59
3.8.8. Presencia de valores altos de plata en el relave ............................. 62
3.8.9. Presencia de oro en QUIRUVILCA ................................................. 62
CAPÍTULO IV: RESULTADOS
4.1 METODOLOGÍA ....................................................................................... 64
4.1.1 Muestreo ........................................................................................ 64
4.1.2 Preparación de las muestras.......................................................... 65
4.1.3 Pruebas de molienda ..................................................................... 68
4.1.4 Pruebas de flotación ...................................................................... 71
4.2 PRUEBA 1: DETERMINACIÓN DE LA INFLUENCIA DEL
GRADO DE MOLIENDA EN LA RECUPERACIÓN Y
LEYES DE CONCENTRADO
4.2.1 Molienda con 49.3% de finos ......................................................... 80
4.2.2 Molienda con 60.2% de finos ......................................................... 80
4.2.3 Molienda con 66.6% de finos ......................................................... 80
4.2.4 Conclusiones de la PRUEBA 1 ...................................................... 81
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
xi
4.2.5 Recomendaciones de la PRUEBA 1 .............................................. 82
4.3 PRUEBA 2: DETERMINAR LA INFLUENCIA DE LA REMOLIENDA
DE LOS MEDIOS DE ZINC EN LA RECUPERACIÓN .......... 84
4.3.1 PRUEBA METALÚRGICA A: con muestra de la planta
concentradora de medios de zinc .................................................. 84
4.3.1.1 Análisis granulométrico y análisis químico ..............................84
4.3.1.2 Separación del material grueso de los medios de Zn ..............87
4.3.1.3 Flotación estándar sin remolienda del material grueso
obtenido .....................................................................................87
4.3.1.4 Flotación estándar con remolienda del material grueso
obtenido .....................................................................................88
4.3.1.5 Conclusiones de la Prueba A ...................................................88
4.3.2 PRUEBA METALÚRGICA B .......................................................... 90
4.3.2.1.1 Flotación estándar sin remolienda de los medios de Zinc ....90
4.3.2.2 Flotación estándar con remolienda de los medios de Zin ........93
4.3.2.3 conclusión de la prueba B ........................................................93
4.4 PRUEBA 3 : FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO................................... 95
4.4.1 PRUEBA METALÚRGICA: flotación estándar de Plomo ............... 97
4.4.2 PRUEBA METALÚRGICA: Flotación primaria de Plomo ............... 98
4.4.3 Conclusiones de la PRUEBA 3 ...................................................... 99
CAPÍTULO V:
DISCUSIÓN DE RESULTADOS .......................................... 101
CAPÍTULO VI:
CONCLUSIONES ................................................................. 103
CAPÍTULO VII:
RECOMENDACIONES ........................................................ 105
BIBLIOGRAFÍA ............................................................................................... 107
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
1
INTRODUCCIÓN
La mina de Quiruvilca, pertenece al distrito de Quiruvilca, provincia de
Santiago de Chuco, departamento de La Libertad, su altura varía entre 3 500 y
4 050 m.s.n.m., el acceso a la mina se realiza por medio de una carretera
afirmada desde Trujillo – Shorey Quiruvilca de 131 km., explotó
alternativamente minerales de Plomo, Zinc y Plata, llamados “MINERAL
COMÚN” y minerales de Cobre – Plata con bajos contenidos de Plomo y Zinc,
llamados “MINERAL TRIPLE” y utilizando metalurgia de flotación en circuitos
separados, producían dos tipos de concentrados – de los minerales comunes –
uno de Plomo-Plata y otro de Zinc. De los minerales triples, hacían 3 tipos de
concentrados, uno de Plomo – Plata, otro de Zinc y un tercero de Cobre –
Plata.
El 22 de febrero de corporación Minera No Perú SAC, cambiaron de
nombre a Pan American Silver SAC Mina Quiruvilca.
Posteriormente se juntan ambos minerales en un solo circuito tratando
de “SIMPLIFICAR LA OPERACIÓN”, pero el valor económico de los
concentrados se deteriora, constituyendo un primer problema, que se acentúa
con el paso de los años y el cambio de profesionales que ocasiona una pérdida
de tecnología: “KNOW –HOW”.
La crisis mundial de la minería de polimetálicos (baja cotización del
Plomo – Plata y Zinc), la crisis económica del país, sumada a que
QUIRUVILCA tenía casi el 70% de sus operaciones de explotación sobre
minerales triples (de Cobre – Plata) que son las de menor valor económico;
ocasionaron grandes dificultades en Marzo de 1991, que casi llevan al cierre
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
2
total de la mina, entonces para compensar, había que seleccionar los minerales
de más alta ley y más dóciles al tratamiento metalúrgico, de tal manera que las
posibilidades de la mina mejorarán.
Dentro de las alternativas de explotación, que un grupo de ingenieros de
diversas especialidades revisaron, basándose en un severo estudio analítico de
correlación de MINERALOGÍA versus METALURGIA, se eligió el mineral de
Plomo, Zinc y Plata (MINERAL COMÚN), como el mineral de mayor posibilidad
económica, debido a sus altas leyes de cabeza y a su facilidad metalúrgica –
es decir que se puede obtener buenos concentrados con mejores
recuperaciones. En la explotación y tratamiento de éste mineral se basó el plan
de reactivación de la mina. Los otros minerales no son rentables por el
momento y tienen dificultades metalúrgicas de diversos grados, que deberán
ser solucionados con más investigación y estudio.
En el presente trabajo de tesis, se expone además de datos generales
de la mina toda la MINERALOGÍA DE QUIRUVILCA, que cree debe ser el
punto de partida para cualquier trabajo de minería, tanto para dirigir y definir la
explotabilidad del yacimiento, como para diseñar el método de concentración
de los minerales valiosos del mismo.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
3
JUSTIFICACION
La siguiente tesis propone lograr, una mejor y eficiente recuperación en la
concentración de minerales de PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA S.A.C. Mediante la realización de una serie de pruebas
metalúrgicas a nivel de laboratorio, como pruebas de molienda y pruebas de
flotación, obteniendo así los parámetros necesarios para realizar un proceso
más óptimo, consecuentemente obteniéndose beneficios económicos para la
empresa
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
4
PROBLEMA:
Será posible el aumento de recuperación de los metales
valiosos (Pb, Zn, Ag), en la concentración de los minerales
de la mina de QUIRUVILCA.
HIPOTESIS:
Esto va ser posible llevando a cabo una serie de pruebas
metalúrgicas las cuales nos permitirán mejorar el proceso de
flotacion y molienda, y así incrementaría la recuperación de
los minerales de PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA S.A.C.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
5
OBJETIVOS:
OBJETIVO GENERAL
Incrementar la tasa de recuperación de plomo, zinc, plata, en la
concentración de los minerales de la mina de QUIRUVILCA.
OBJETIVOS ESPECIFICOS
Realizar las pruebas metalúrgicas correspondientes a nivel de
laboratorio
Encontrar los parámetros nuevos de trabajo que nos permitirán
aumentar la tasa de recuperación.
Determinación de la tasa de recuperación de los minerales de
plomo, zinc y plata.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
6
VARIABLES:
VARIABLE INDEPENDIENTE:
Naturaleza del mineral de la mina de
QUIRUVILCA
VARIABLE DEPENDIENTE:
Tasa de recuperación de plomo, zinc, plata.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
7
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
8
CAPITULO I 1.- FUNDAMENTO TEÓRICO
1.1 MINERALOGÍA.
LA MINERALOGÍA, es el estudio de los minerales, tiene aplicación en el
beneficio de los mismos, sin embargo en la práctica la ayuda potencial de la
MINERALOGÍA aplicada, es rara vez completamente apreciada y utilizada.
Los minerales de mina y aún de cada veta, tiene características especiales
que deben de ser bien definidas como punto de partida para cualquier
proceso minero-metalúrgico, algunos minerales pueden ser considerados
“VALIOSOS”, “NO VALIOSOS” y otros “NO DESEABLES”, éstos son
términos que varían dependiendo del lugar, precios, minerales asociados,
otras circunstancias de un depósito particular y con los cambios en
tecnología y economía.
Cantidades económicas de minerales son a veces encontradas como
bancas individuales ejemplo: ORO en playas arenosas, para la mayoría de
los minerales se presentan compactos y exhiben gran variedad de texturas.
Es importante no solo identificar todas las especies minerales en un
mineral, sino también apreciar las posibilidades económicas de cada una.
La identificación de las especies minerales, es el primer paso esencial,
aunque un mineral puede estar constituido de un solo mineral simple, la
mayoría de los cuerpos y vetas consisten de 3 a 20 minerales, esto es claro,
que los 100 ó 200 minerales metálicos conocidos mayormente, pueden
formar millones de diferentes combinaciones con algún otro y con los miles
de
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
9
minerales existentes, afortunadamente muchas de las combinaciones
teóricas son genéticamente imposibles en la naturaleza.
1.1.1 EL ROL DE LA MINERALOGÍA – METALURGIA.
Aunque las funciones de los mineralogistas en la metalurgia son muy
variadas, generalmente dos son las principales:
- IDENTIFICAR TODAS LAS ESPECIES MINERALES EN UN
MINERAL.
- LA EXAMINACIÓN DE LOS PRODUCTOS OBTENIDOS DE
ESTOS CUERPOS MINERALES EN LOS PROCESOS DE
CONCENTRACIÓN.
Cuando un mineral ha sido identificado, la literatura es consultada
para hallar datos sobre su COMPOSICIÓN QUÍMICA,
PROPIEDADES FÍSICAS y sus OCURRENCIAS.
Las propiedades físicas son de gran importancia entre ellas: la
dureza, fragilidad, textura, gravedad específica, fractura, grado de
transparencia, calor, etc.
Las formas particulares de cada mineral y el tamaño de partículas en
que se encuentra, son aplicables a la separación por medios físicos,
así la diferencia de gravedades específicas de minerales es la base
de la separación gravimétrica; el color y reflectividad son usados
como control en los procesos de escogimiento por color ya sea
manualmente ó electrónicamente. Por otro lado las impurezas
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
10
minerales presentes deben de ser estudiadas, pues éstos pueden
alterar los procesos de concentración.
La correcta información de las propiedades físicas como la textura, el
tamaño de liberación de las partículas, la manera como están
asociadas los minerales en la matriz de un cuerpo mineral, el tamaño
de los granos de un mineral, el clivaje, la fractura, los bordes y el
estado físico, ya sea que estén frescos o alterados, nos evitarían
sobremoliendas ó moliendas débiles de ciertos minerales valiosos,
que a veces su concentración se torna muy dificultosa y otras veces
imposible.
1.1.2 OBJETIVOS MINERALÓGICOS APLICADOS A LA
CONCENTRACIÓN DE MINERALES.
Los objetivos mineralógicos en la concentración de minerales son:
Hacer una identificación positiva de los minerales presentes.
Describir sus texturas y asociaciones con otros minerales.
Medir los tamaños de liberación de los minerales a ser
concentrados, con respecto a los varios minerales asociados.
Si fuera posible, hacer determinaciones cualitativas ó
cuantitativas para informarse sobre:
- Abundancia de mineral, leyes y reservas minerales (toneladas
métricas)
- Cantidad, clase y grado de entrampamiento de varios
minerales en materia granular.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
11
- Distribución de un mineral valioso en dos ó más modos de
ocurrencias.
Porcentaje de cada uno de varios minerales que llevan el mismo
elemento deseado en un mineral.
Enfatizar cualquier carácter distintivo mineralógico que pueda
afectar la operación de concentración, tales como la presencia de
ciertos minerales ó ciertos modos de ocurrencias originadores de
problemas.
Determinar cuando las bajas recuperaciones, los concentrados de
baja ley, la selectividad por u otros problemas, son causados por
factores mineralógicos ó de procesos.
1.2 LA FLOTACIÓN.
DEFINICIÓN.
LA FLOTACIÓN o más específicamente la flotación en espuma, es un
método físico-químico de concentración de minerales finamente molidos. El
proceso comprende el tratamiento químico de una pulpa de mineral a fin de
crear condiciones favorables para la anexión de ciertas partículas minerales
a las burbujas de aire. Estas burbujas de aire llevan consigo los minerales
seleccionados a la superficie de la pulpa y forma una espuma estabilizada
que es recogida mientras los otros minerales permanecen sumergidos en la
pulpa.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
12
La flotación de un sólido depende de la relativa absorción ó MOJADO de
sus superficies por un fluido. A su vez este proceso viene gobernado por la
energía de interfase, en la que la tensión superficial es el factor decisivo.
Cualquier superficie, tal como la que separa el agua y el aire, se opone a su
aplicación y se comporta exactamente como si se hallara en tensión. Esta
tensión superficial es la que induce a las pequeñas masas de agua en el
aire a tomar la forma esférica ó de gota y a las pequeñas masas de aire en
el agua a adquirir forma esferoidal y convertirse en burbujas, ya que la
esfera es el cuerpo que ofrece el mínimo de superficie por unidad de
volumen. La TENSIÓN INTERFACIAL puede medirse como la fuerza de
resistencia que se opone a la ampliación o agrandamiento de la superficie.
Su valor queda determinado por el ángulo formado entre las superficies
debe ser igual a cero. Si una de las fases es un sólido y las otras dos fases
son fluidos, el equilibrio de fuerzas paralelas a la superficie del sólido
conduce a la igualdad; según la figura:
Fig. Nº 2: DIAGRAMA DE LAS TENSIONES SUPERFICIALES QUE
INTERVIENEN EN EL CONTACTO DE LAS FASES GAS, LÍQUIDO Y
SÓLIDA
SG - SL + LG (COSENO )
GAS
SG
GL
LÍQUIDO
SL
sólido
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
13
SIENDO:
= tensión superficial entre las fases, indicadas por las letras iniciales
utilizadas como subíndices.
= ángulo de contacto
G = gas
L = líquido
S = sólido
La fuerza de gravedad y la agitación tienden a desprender a las partículas
sólidas de las burbujas. Si el ángulo de contacto es pequeño el líquido
avanza sobre la superficie del sólido, pues las fuerzas de superficie que
mantienen unidos al sólido y a la burbuja son débiles. Un ángulo de
contacto grande significa una fácil FLOTABILIDAD. Cuando una partícula
sólida se adhiere a una burbuja de aire, tiene lugar una pérdida de energía
superficial, - E, por unidad de superficie , que es igual a la disminución de
la tensión superficial, es decir:
E - SG SG + SL SL + LG LG
SL = - SG - LG
SGLGSL
SG
E
YA QUE: SG - SL + LG (cos )
SL - SG = - LG (cos )
cos1LG
SG
E
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
14
Esta pérdida de energía (- E) es una medida de la facilidad de mojada
(humectabilidad) de la fase sólida por el aire y por tanto, es una indicación
de su flotabilidad. Representa el trabajo exigido para separar el aire de la
unidad de superficie de sólido.
1.2.1 ETAPAS DE LA FLOTACIÓN. El proceso de flotación abarca las
siguientes etapas:
1. Moler el mineral a un tamaño lo suficientemente fino para separar
los minerales valiosos uno de otro, así como los minerales de
ganga adherentes.
2. Preparar las condiciones favorables para la adherencia de los
minerales deseados a las burbujas de aire.
3. Crear una corriente ascendente de burbujas de aire en la pulpa
del mineral.
4. Formar una espuma cargada de mineral en la superficie de la
pulpa.
5. Extraer la espuma cargada de mineral.
Aunque la molienda del mineral no forma parte de la flotación, pero
tiene una importante influencia sobre el proceso. Para lograr
resultados óptimos en la flotación, en la etapa de molienda los
minerales valiosos deben ser liberados completamente de la roca
desechable (ganga) y ser separados unos de otros. Sin embargo en
la práctica a menudo esto no es económicamente factible y aún
cuando se logra una separación completa pueden presentarse otros
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
15
factores negativos para el proceso, por ejemplo los molinos de bolas
o barras generalmente usados para la molienda pueden formar
considerables lamas de ganga que complicarán las subsiguientes
etapas de flotación.
La creación de una corriente ascendente de burbujas de aire se logra
con una máquina de flotación, la que produce burbujas bien sea
mediante la agitación mecánica de la pulpa de mineral y/o la
introducción directa de aire bajo presión.
Para obtener la adherencia de las partículas minerales deseadas a
las burbujas de aire y de ahí, la formación de una espuma cargada
de mineral en la superficie de la pulpa, se debe formar una película
de superficie HIDROFOBICA sobre las partículas a flotar y una
película HIDROFÍLICA o humectable en todas las demás. Esto se
logra por medio de colectores y modificadores; la selección de la
combinación apropiada para cada tipo de mineral particular,
constituye precisamente el principal problema del metalurgista a
cargo del beneficio.
1.2.2 FLOTACIÓN DIFERENCIAL. Todos los procesos de concentración
por flotación son selectivos ó diferenciales, por cuanto un mineral ó
grupo de minerales son flotados para separarlos de la ganga que los
acompaña. Ordinariamente, sin embargo la separación de minerales
distintos como los sulfurados de los no sulfurados se conoce como
flotación COLECTIVA ó BULK y el término de flotación
DIFERENCIAL restringe a aquellas operaciones que comprenden la
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
16
separación de tipos similares de minerales, ejemplo la concentración
y subsiguiente separación de sulfuros de plomo, zinc y cobre de un
solo mineral.
1.2.3 REACTIVOS UTILIZADOS PARA LA FLOTACIÓN DE
MINERALES.
Los reactivos se emplean en la flotación con la finalidad de:
- Proporcionar a determinadas especies minerales de una pulpa,
PROPIEDADES QUE LES PERMITAN ADHERIRSE A LAS
BURBUJAS DE GAS.
- DOTAR A LAS PELÍCULAS DE ESTAS BURBUJAS DE
ESTABILIDAD.
Los reactivos de flotación puedan clasificarse como: COLECTORES,
ESPUMANTES y MODIFICADORES,
- COLECTORES (PROMOTORES).- reciben éstos nombres
aquellos reactivos, que siendo absorbidos sobre la superficie de la
partícula sólida en formas de películas muy finas determinan un
aumento del ángulo de contacto. La designación de prometer, se
aplica particularmente a los agentes formadores de películas de
paspesor monomolecular, tales como el xantato sódico
NaS(CS)OR, el cuál es absorbido por el sulfuro de plomo y el
radical xantato (-SCS-), hacia el plomo y el radical alcetílico (-R-)
hacía el lado opuesto. Este hecho proporciona a la superficie del
sólido la propiedad característica de asemejarse a un
hidrocarburo, qua no es mojado por el agua. Se denomina
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
17
COLECTOR, si el material absorbido forma una película de varios
espesores moleculares, el petróleo es un ejemplo de colector
típico, pero tiene la desventaja de formar una espuma grasienta,
difícil de romper en la operación posterior de sedimentación.
- ESPUMANTES. Son necesarios para evitar la coalescencia de las
burbujas de aire cuando llegan a la superficie del agua,
manteniendo así una espuma persistente y de selectividad
deseada. Un buen espumante debe tener la propiedad de
trasladarse fácilmente a la interfase agua – aire, los espumantes
más ampliamente usados son compuestos heteropolares y
surfactantes, que contienen una parte polar ó ávida de agua y otra
no polar ó ávida de aire. En la interfase agua – aire, los
espumantes se orientan con el grupo polar hacia el agua y el
grupo no polar hacia el aire.
- MODIFICADORES. Los reactivos modificadores se usan para
activar la capacidad de absorción del reactivo formador de
películas (colector o promotor), dichos agentes reaccionan con la
superficie del sólido, bien sea por acción química o por absorción
y modifican el carácter de la superficie de uno o más sólidos, lo
que perturba la absorción por ellos del agente colector ó promotor.
Los modificadores pueden actuar como:
- DEPRESANTES. Son aquellos reactivos que inhiben o impiden la
absorción de un colector por una partícula de mineral, impidiendo
por lo tanto su flotación.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
18
- ACTIVADORES. Se utilizan para aumentar la capacidad de
absorción del reactivo formador de películas (colector o promotor).
- AGENTE REGULADOR DE PH. El grado de acidez o pH del
agua, constituye un factor de gran importancia, ya que regula o
modifica la formación de películas y en muchos casos, la flotación
solo es posible dentro de una estrecha zona de valores de pH.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
19
CAPÍTULO II
2.- LOS MINERALES DE PAN AMERICAN SILVER SAC
2.1 LAS ZONAS MINERALIZADAS DE LA MINA QUIRUVILCA.
La Mina de QUIRUVILCA, es un yacimiento ubicado en un espacio de 4 por
3kms en el “que se puede ubicar y dibujar grupos de estructuras
mineralizadas ocupando determinado espacio dentro de QUIRUVILCA y
que tienen el mismo relleno de mineral”.
El relleno mineral de cada zona se ha ubicado en diferentes momentos y
de cada uno de los flujos mineralizados (ver fig. 3), lógicamente hay
estructuras reactivadas varias veces y que tienen los 3 flujos por lo que su
mineralización es más compleja.
Se han definido 8 zonas en QUIRUVILCA con agrupaciones de vetas que
tienen un mismo relleno mineral principal. Teniendo estas 8 zonas
definidas, donde cada una tiene minerales ya sea de Pb-Zn (común) de Cu-
Ag (triple) y de Rodocrosita con sulfosales de Ag (triple o docil), se puede
programar los trabajos mineros de explotación, sea para sacar mineral
común ó mineral triple actualmente se trabaja la zona de Cosmos que es
de mineral común (ver fig. Nº 6.1).
Las zonas mineralizadas de QUIRUVILCA y sus principales minerales que
contienen:
ZONA 1: vetas de plomo, zinc, plata y pirita.
ZONA 2: vetas de Plomo, Zinc, Plata y Carbonatos.
ZONA 3: vetas de Plomo, Zinc, Plata y Carbonatos
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
20
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
21
2.2 LOS FLUJOS MINERALIZADOS DE QUIRUVILCA.
De los varios flujos mineralizados de QUIRUVILCA, son tres los más
importantes:
- FLUJO 1: de minerales de zinc en blenda negra ó marmatita con
galena, pirita con galena, pirita y cuarzo, se le denomina
MINERAL COMÚN por su alto contenido en plomo y zinc.
- FLUJO 2: minerales de cuarzo – pirita con cobre y escalerita marrón.
Se le denomina mineral TRIPLE – DIFÍCIL, contiene alto
valor de cobre como la Enargita y Luzonita.
- FLUJO 3: minerales de rodocrosita con cuarzo, esfalerita rubia y
sulfosales de plata, con cobre, arsénico y antimonio. Se le
denomina MINERAL TRIPLE – DÓCIL.
Estos tres flujos se presentan solos o en conjunto en una misma estructura
(o filón) siendo la combinación más frecuente del flujo 2 con el flujo 3 que
constituyen el MINERAL TRIPLE, es decir que de el se obtienen
concentrados de plomo, zinc y cobre.
El flujo 1, generalmente solo y ocasionalmente con el flujo 3, y constituyen
el MINERAL COMÚN, del que únicamente se obtienen concentrados de
plomo – plata y concentrado de zinc.
En las tablas siguientes se tienen las muestras y análisis de las diferentes
labores de explotación de la mina y su clasificación según sus flujos de
mineralización.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
22
LEYENDA PARA LAS TABLAS
MARMT : marmitita W : oeste
RHO : rodocrosita C : centro
QZT : cuarzo S : sur
PY : pirita N : norte
E : este
n.e. : no ensayada
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
23
LOS FLUJOS MINERALIZADOS DE PAN AMERICAN SILVER SAC
MINERA QUIRUVILCA
2.2.1 FLUJO 1: ZINC EN BLENDA NEGRA O MARMITITA.
ZONA
NIVEL
CONJUNTO TAJEO
LABOR
VETA TIPO DE
MINERAL
A N Á L I S I S
% Pb % Zn % Cu OZ/Tm Ag % Fe Gr/Tm As Gr/Tm Sb Gr/Tm B1
WC 500 53 – E R – 80 SAN PEDRO MARMT 4.46 3.25 0.09 13.7 11.0 1,750 800 400
WC 500 55 – N R – 104 – W SAN PEDRO MARMT 5.60 7.28 0.32 25.8 10.34 2,618 1,900 276
WC 500 R – 51 – S R – 07 SAN PEDRO 07 MARMT, RHO 4.57 4.76 0.09 13.1 11.60 1,050 2,400 200
WC 600 R – 62 R – 62 AMANDA MARMT, RHO 2.40 5.98 0.12 13.70 11.90 2,300 450 300
EN 630 L – 10 L – 10 BERNABÉ REY MARMT 9.10 8.70 0.24 21.90 8.60 1,566 960 80
WN 500 55 – N R – 104 – E 104 (FAST) MARMT 3.13 6.73 0.07 12.91 15.50 1,625 890 550
WC 500 53 – E R – 10 – W SAN PEDRO 70 MARMT 4.51 8.24 0.01 15.50 15.0 2,000 1,800 100
WC 450 R – 40 – E R – 408 – E VETA 8 MARMT 3.10 4.50 0.49 10.00 n.e 3,600 1,800 1,200
EN 320 L – 20 L – 20 BOLSONADA 70 MARMT 2.77 7.81 0.23 2.72 22.15 6,250 175 220
EN 320 B – 104 - W 104 LLACSACOCHA MARMT 3.10 9.50 0.17 6.98 17.80 3,300 000 200
LEY PROMEDIO 4.27 6.70 0.18 13.63 13.75 2,606 1,242 353
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
24
2.2.2 FLUJO 2 : MINERALES DE CUARZO – PIRITA CON COBRE
ZONA
NIVEL
CONJUNTO TAJEO
LABOR
VETA TIPO DE
MINERAL
A N Á L I S I S
% Pb % Zn % Cu OZ/Tm Ag % Fe Gr/Tm As Gr/Tm Sb Gr/Tm B1
EC 500 R – 70 R – 70 ALIANZA QZT , Py 2.30 3.96 0.37 8.3 n.e. 2,360 1,500 400
WS 500 - G – 52 W TAPADA QTZ, PY, SI 0.56 1.67 1.05 4.1 14.67 3,400 3,700 370
WE 500 R – 50 – E R – 50 – E ALIANZA QTZ, PY, SI 1.07 4.80 0.26 4.8 10.48 1,100 600 600
WC 500 R – 523 R – 523 FASTIDIOSA QTZ, PY 0.57 2.67 0.42 9.4 12.0 3,600 1,800 498
NE 250 - R – 88 LLACSACOCHA QTZ, PY, Si 0.75 9.50 0.98 11.25 16.20 5,450 1,800 450
NE 400 - G – 12 LLACSACOCHA QTZ, PY, Si 1.80 5.80 2.28 29.10 6.10 10,500 5,600 100
WC 600 R – 84 – 96 R – 84 – 96 ALIANZA QTZ, PY, Si 1.28 5.57 0.90 15.90 11.67 3,500 1,150 600
CW 450 KOSMOS R – 48 – 56 VETA 4 QTZ, PY, Si 3.81 6.12 3.34 22.32 7.30 14,200 5,400 1,681
LEY PROMEDIO 1.51 5.01 1.20 13.13 9.78 5,514 2,694 588
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
25
2.2.3 FLUJO 3. MINERALES DE RODOCROSITA CON CUARZO, ESFALERITA RUBIA Y SULFOSALES DE PLATA.
ZONA
NIVEL
CONJUNTO TAJEO
LABOR
VETA TIPO DE
MINERAL
A N Á L I S I S
% Pb % Zn % Cu OZ/Tm Ag % Fe Gr/Tm As Gr/Tm Sb Gr/Tm Bi
WC 450 R – 41 R – 44 – W VETA 4 RHO, CALCITA 3.82 8.31 0.24 18.80 n.e. 160 2,100 190
SUP.E 4,700 SUB TRINCHERA RESTAURADORA RHO 2.85 0.20 0.21 24.50 n.e. 500 1,500 20
WC 500 R – 38 – NS CAPRICHOSA QTZ, P Y RHO 1.10 3.30 0.41 28.67 6.80 742 1,930 120
SW 500 8 – 50 – NS SAN NARCISO QTZ, P Y RHO 1.90 6.20 0.50 8.6 9.3 1,200 1,340 280
SW 500 8 – 54 – EW SAN FRANCISCO QTZ, P Y RHO 3.25 4.55 0.34 12.0 12.70 2,100 950 150
SW 450 R - 118 8 – 54 - SAN NARCISO QTZ, P Y RHO 2.20 4.00 0.26 14.30 7.3 1,200 1,365 370
LEY PROMEDIO 2.52 4.10 0.33 17.82 9.03 984 1,531 188
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
26
2.2.4 COMENTARIOS SOBRE LOS 3 FLUJOS MINERALIZADOS DE
QUIRUVILCA.
1. LA Minera QUIRUVILCA tiene 92 especies minerales
identificadas pero estas no se encuentran solas separadas, si no,
en asociaciones o flujos mineralizados, sólidos en diferentes
tiempo del magma de la tierra y que se pueden ubicar
perfectamente en el espacio de la mina para su explotación
separada.
2. A los minerales de la primera asociación ó FLUJO 1, se le
denomina “MINERAL COMÚN” o de PLOMO – ZINC y PLATA, y
a los 2 restantes “MINERAL TRIPLE ò de PLOMO – ZINC –
COBRE y PLATA; del cual para efectos de CHANCADO Y
MOLIENDA el FLUJO 1 es considerado BLANDO, el FLUJO 2
DURO y el 3 SEMIDURO.
3. Los minerales más óptimos para la flotación son del FLUJO 1
por:
- Altas leyes de Pb, Zn y Ag.
- Ausencia total de sulfato de Cobre.
- Bajo contenido de Cobre.
4. Los minerales que no podrán explotarse al menos por el
momento, porque no pueden trabajarse económicamente, son
del FLUJO 2, por:
- Altas leyes en arsénico y antimonio, como minerales de
Enargita y Luzonita.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
27
- Presencia de abundante Sulfato de Cobre que causa
distorsiones durante la flotación.
5. El mineral del FLUJO 3, es más dócil para el tratamiento y
puede ser trabajado, dependiendo de los valores de Ag que
tenga como ley de cabeza, que debe de ser mayor de 10 oz/Tm,
porque sus leyes en Pb y Zn son bajas, pero en general es un
mineral dócil.
6. Estos minerales NO DEBERÁN TRATARSE JUNTOS (como
anteriormente se hacía), por el Sulfato de Cobre que contienen
los del FLUJO 2, causando pérdidas de Zn, que actualmente es
el metal de más alto valor económico; además tienen diferentes
durezas.
7. Con estos flujos mineralizados se da la siguiente tabla: TIPO DE
MINERAL VERSUS RECUPERACIÓN EN LOS
CONCENTRADOS, obtenidas por tratamientos metalúrgicos en
la planta. Se puede apreciar las altas recuperaciones en Pb, Zn y
Ag con el MINERAL COMÚN.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
28
% RECUPERACIÓN EN LOS CONCENTRADOS
MINERAL Pb Zn Cu Ag
COMÚN 85.18 83.01 - 92.35
TRIPLE 75.99 68.24 59.47 92.95
COMÚN /TRIPLE
1 : 1
68.63 64.30 65.83 79:55
Fuente: laboratorio de procesamiento de minerales, mina PAN AMERICAN SILVER MINA
QUIRUVILCA S.A.C.
2.3 LOS MINERALES DE QUIRUVILCA IDENTIFICADOS.
2.3.1 LAS ESPECIES MINERALES DE QUIRUVILCA. QUIRUVILCA, es
un yacimiento con una mineralogía muy compleja con casi 92
especies de minerales metálicos y de ganga. A continuación damos
la tabla realizada por TOUVENIN en 1983 con análisis
microscópicos, análisis metalorgráficos y de rayos X.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
29
TABLA 1 LOS MINERALES DE QUIRUVILCA
ESPECIES MINERAL FÓRMULA
1. ELEMENTOS NATIVOS ARGENTITA NATIVA Ag
ARSÉNICO NATIVO As
2. SULFUROS Y
SULFOSALES.
AIKINITA Bi Cu Pb S3
ALABANDITA M S
ANDORITA Pb Ag Sb3 S6
ARGENTITA Ag2 S
BISMUTINITA Bi2 S3
BLENDA Zn S
BORNITA Cu5 Fe S4
BOULANGERITA Pb5 Sb4 S11
BOURNONITA Cu Pb Sb S3
CALCOPIRITA Cu Fe S2
COLUSITA Cu(Sn, V, As, Fe)S4
COSALITA Pb2 Bi2 S5
NOVELITA Cu S
CUPROBISMUTITA (Cu, Ag, Pb)10 Bi12 S23
DIGENITA Cu9 S5
DIAPORITA Ag Pb Sb S3
EMPLECTITA Cu Bi S
ENARGITA Cu3 As S4
FREIBERGITA (Cu, Ag)12 Sb4 S13
FULLOPITA Pb3 Sb8 S15
FAMATINITA Cu3(As, Sb) S4 Sb As
GALENA Pb S
GEOCRONITA Pb5(As, Sb)2 S8
GUSTAVITA Ag3 Pb5 Bi11 S24
JORDANITA Pb5 As2 S8
KOSTERITA Cu3 Zn Sn S4
KOBELITA Pb5 (Bi, Sb)8 S8
LINDSTROMITA Pb Cu Bi2 S5
LUZONITA Cu3 (As, Sb)S4 As Sb
MARCASITA Fe S2
MAWSONITA Cu6 Fe2 Sn S8
MELNICOVITA Fe S
MENEGINITA Cu Pb13 Sb17 S24
MISPICKEL Fe As S
MIARGINITA As2 S3
OROPIMENTO Pb5 Ag2 Sb6 S15
OWHYCEITA Pb5 Ag2 Sb6 S15
PAVONITA Ag2 Cu (Pb, Bi, Sb)9 S16
PIAGIONITA Pb5 Sb8 S17
POLYBASITA Ag16 Sb8 S17
PIRARGIRITA Ag3 Sb S3
PIRITA Fe S2
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
30
PIRROTITA Fe7 S8
SELIGMANNITA Cu Pb(As, Sb) S3
SCHAPBACHITA Ag Si S2
SEMSEYTA Pb9 Sb8 S21
GERMANITA (Cu8 Fe2 Sn2 S12
STANNITA Cu2 Fe Sn S4
STANNOIDITA Cu8 Fe3 Sn2 S12
STEFANITA Ag5 Sn(S, Te)6
ESTIBINA Sb2 S3
TENANTITA Cu12 As S13
TETRADIMITA Bi2 Te2 S
TETRAEDRITA Cu12 S4 S13
ZINKENITA Pb6 Sb14 S27
3. ÓXIDOS E HIDRÓXIDOS AMATASA Ti O2
CASITERITA Sn O2
HEMATINA Fe2 O3
MAGNETITA Fe3 O4
ZINCITA Zn O
GOETITA Fe O OH
PSILOMELANA (Ba, Mn) Mn8 O16 (OH)2
4. CARBONATOS MALAQUITA Cu2 CO3 (OH)2
AMKERITA Ca (Fe, Mg)(CO3)2
AZURITA Cu3 (CO3)(OH)2
CALCITA Ca CO3
CERUSITA Pb (CO3)
DOLOMITA Ca Mg (CO3)2
RODOCROSITA Mn CO3
SIDERITA Fe CO3
SMITHSONITA Zn CO3
5. SILICATOS ADULAIRE K Al Si3 O8
PIROPILITA Al2 Si4 O10 (OH)2
RODONITA (Ca, Mn) Si O3
CUARZO Si O2
SERICITA K Al3 Si3 O10 (OH, F)2
TALCO Mg3 Si4 (O10 (OH)2
KAOLINITE Al2 Si2 O5 (OH)4
6. SULFATOS ANGLESITA Pb SO4
BARITINA Ba SO4
YESO Ca SO4 (H2O)2
CALCANTITA Cu SO4 (H2O)5
GOSLARITA Zn SO4 (H2O)7
7. FLUOR FLUORINA Ca F2
8. WOLFRAMIO SHEELITA Ca WO4
WOLFRAMITA (Fe, Mn) W O4
9. TELURO ALTAITA Pb Te FUENTE: LOS MINERALES POLI METÁLICOS DE QUIRUVILCA – J.M. TOUVENIN
(1983).
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
31
2.3.2 LOS PRINCIPALES MINERALES DE MENA Y GANGA.
IDENTIFICACIÓN NOMBRE FÓRMULA
1. MINERALES
ESENCIALES DE MENA
ESCALERITA (Zn, Fe)S
GALENA PbS
TETRAEDRITA (Cu, Fe, Ag)12(As,Sb)4S13
ENARGITA Cu3 As S4
LUZONITA Cu3(Sb, As)S4 Sb > As
FAMATINITA Cu3(Sb, As) S4 As > Sb
CHALCOPIRITA Cu Fe S2
2. MINERALES
ACCESORIOS DE MENA
GALENO BISMUTITA Pb Bi2 S4
BISMUTINITA Bi2 S3
BOURNONITA Pb Cu Sb S3
JORDANITA Pb14 (As, Sb)6 S23
PIRARGIRITA Ag3 Sb S3
PROUSTITA Ag3 As S3
CALCOSITA Cu2 S
COVELITA Cu S
DIGINITA Cu9 S5
3. MINERALES
METÁLICOS DE GANGA
PIRITA Fe S2
ARSENOPIRITA Fe As S
PIRROTITA Fe7 S8
4. MINERALES DE GANGA CUARZO Si O2
CALCITA Ca CO3
DOLOMITA Ca Mg (CO3)2
SMIHSONITA Zn CO3
MALAQUITA Cu CO3 (OH)2
RODCROSITA Mn CO3
CERUSITA Pb CO3
5. SULFATOS SOLUBLES CALCANTITA Cu SO4 (H2O)5
GOSLARITA Zn SO4 (H2O)7
FUENTE: TRABAJO REALIZADO POR EL Dr. CÉSAR CANEPA – JUNIO
1,988.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
32
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
33
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
34
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
35
2.3.3 LOS ELEMENTOS PENALIZABLES EN LOS CONCENTRADOS.
A continuación se da los contenidos y límites de los elementos
penalizables que desvalorizan los concentrados en los contratos de
venta de las producciones de PAN AMERICAN SILVER SAC,
Minera Quiruvilca.
CONCENTRADO DE PLOMO.
Los elementos penalizables son:
ARSÉNICO : 0.5% libre, y cualquier exceso por 0.1% se
penalizará a razón de US$ 1.40 por tonelada
métrica seca.
BISMUTO : 0.3% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%
se penalizará a razón de US$ 1.50 por
tonelada métrica seca.
ANTIMONIO : 0.5% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%
se penalizará a razón de US$ 2.00 por
tonelada métrica seca.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
36
- CONCENTRADO DE ZINC.
Los elementos penalizables son:
FIERRO : 0.5% libre, y cualquier exceso por 0.1% se
penalizará a razón de US$ 1.40 por tonelada
métrica seca.
ARSÉNICO : 0.5% libre, y cualquier exceso por 0.1% se
penalizará a razón de US$ 1.40 por tonelada
métrica seca.
ANTIMONIO : 0.25% libre, y cualquier exceso por cada
0.1% se penalizará a razón de US$ 1.50 por
tonelada métrica seca.
SÍLICE : 4.5% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%
se penalizará a razón de US$ 2.00 por
tonelada métrica seca.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
37
- CONCENTRADO DE COBRE.
Los elementos penalizables son:
ZINC : 2.5% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%
se penalizará a razón de US$ 2.50 por
tonelada corta seca.
PLOMO : 8% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%
se penalizará a razón de US$ 4.00 por
tonelada corta seca.
ARSÉNICO : 0.5% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%
se penalizará a razón de US$ 4.00 por
tonelada corta seca.
ANTIMONIO : 0.15% libre, y cualquier exceso por cada
0.1% se penalizará a razón de US$ 4.00 por
tonelada corta seca.
ALUMINA : 2.0% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%
se penalizará a razón de US$ 4.00 por
tonelada corta seca.
AZUFRE : se penaliza de acuerdo a la siguiente fórmula:
(3 – 5%) a US$ 0.50 por tonelada corta seca
por cada 1.0% de exceso.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
38
CAPÍTULO III
3.- MATERIAL Y MÉTODO
3.1.- MATERIA PRIMA.
Actualmente en QUIRUVILCA, solo se explota y se trata el “MINERAL
COMÚN”, con una ley de cabeza promedio de:
% Pb % Zn % Cu % Oz /Tm Ag
MINERAL COMÚN 3.55 6.55 0.15 9.80
3.2.- REACTIVOS UTILIZADOS.
Los reactivos utilizados en la planta concentradora son:
3.2.1.- COLECTORES (PROMOTORES): Tenemos al
- XANTATO AMILICO DE POTASIO (Z-6): C5H11OCS2K, es el más
potente de los xantatos, es útil en las operaciones que requieren
un colector potente y no selectivo para los minerales sulfurosos.
Es completamente soluble en agua, se usa en la planta a una
concentración del 4% su color fluctúa desde blanquecino a
amarillo profundo, sin variaciones de su poder colector, están en
forma de perdigones (pellets), a fin de reducir el polvo en su
manejo.
- AEROFLOAT 242: es básicamente un ácido ditiofosfórico, es el
colector más selectivo de los promotores AEROFLOAT Líquidos.
Es un colector fuerte y ha encontrado gran aceptación
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
39
particularmente en la flotación del sulfuro de Cobre y Plomo, en la
presencia de sulfuros de escalerita y hierro, donde la selectividad
hacía estos últimos sulfuros representa un problema serio. Es
soluble en agua y se utiliza en la planta a una concentración del
10%.
3.2.2.- ESPUMANTES: Tenemos el
- DROWFROTH 250: es un ETER GLICOLICO DEL
POLIPROPILENO, es un espumante completamente en el agua,
se utiliza en la planta a una concentración de 4% causa la
selección selectiva de minerales sulfurados de Plomo y Zinc,
trabaja con un amplio PH – 8.5 – 12.5. La ventaja del
DROWFROTH 250, como es completamente soluble en agua,
puede agregarse en cualquier punto del circuito de flotación sin
necesidad de efectuar un acondicionamiento especial, por lo tanto
su acción rápida y fácilmente ajustable es de utilidad en las
variaciones del mineral.
3.2.3.- MODIFICADORES: Tenemos los que actúan como:
DEPRESANTES.
- CIANURO DE SODIO (NaCN): se le utiliza para la separación de
la Galena de la escalerita y pirita, actuando como un agente
depresor de estos últimos. Los minerales de Plomo flotan
fácilmente en presencia del cianuro, ya que el uso de éstos ayuda
a limpiar la superficie de la Galena, haciéndola más fácil de flotar,
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
40
por lo que dicha propiedad se utiliza para la flotación selectiva de
la Galena con respecto a los minerales de cobre, pirita y
esfalerita, aunque con la pirita se usa como un complemento la
cal para deprimirla. Se utiliza al 5% de concentración.
- SULFATO DE ZINC (ZnSO4): en un circuito de flotación de plomo
se usa a menudo el conjunto NaCN con el ZnSO4, para lograr la
depresión de los minerales de zinc y pirita. La cantidad usual del
sulfato de zinc es de 3 a 5 veces la cantidad de cianuro. La
alimentación de esta combinación de reactivos generalmente se
divide entre el circuito de molienda y las celdas de limpieza. Se
utiliza al 10% de concentración.
ACTIVADORES.
- SULFATO DE COBRE (CuSO4 . 5 H2O): es el activador más
usado y más económico para los sulfuros de zinc. Generalmente
se adiciona a la pulpa en el acondicionador, ya que los minerales
de zinc se presenta a la flotación en su forma natural, pues el
cobre es absorbido en la superficie de la escalerita y las
partículas así cubiertas se comportan igual al correspondiente
mineral de cobre. Se utiliza a una concentración del 10%.
AGENTE REGULADOR DE PH.
- CAL (CaO): se utiliza como regulador de pH, generalmente se
usa en forma de cal hidrata (Ca(OH)2). Además de ser un
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
41
regulador, la cal actúa como depresor de los sulfuros de hierro y
un exceso como depresor de los minerales de plata.
3.3.- CAPACIDAD DE TRATAMIENTO.
La planta concentradora de QUIRUVILCA, tiene una capacidad de
tratamiento de: 1,000 toneladas métricas diarias.
3.4.- CIRCUITO DE CHANCADO Y TRITURACIÓN.
Tiene por finalidad la de reducir el mineral de tamaños gruesos, para
facilitar el trabajo de los molinos y economizar costos de producción.
El mineral proveniente de la mina, es sometido a un previo CHANCADO y
es trasladado a las tolvas de gruesos; cada tolva tiene una capacidad de
250 Tm, el mineral es descargado de cada tolva con la ayuda de un
alimentador vibratorio, hacia la faja Nº 1, (ver diagrama de flujo de la planta
concentradora) de ésta pasa a la faja Nº 2, con la descarga de ésta faja
empieza en sí la sección de chancado, en ella se puede distinguir un
CHANCADO PRIMARIO y un CHANCADO SECUNDARIO.
3.4.1.- CHANCADO PRIMARIO. Se ejecuta en una chancadora
giratoria Mc CULLY 13’ de la ALLIS CHALMERS, para lo cual la
descarga de la faja Nº 2 pasa a un cedazo vibratorio primario de dos
parrillas (hacen las veces de una malla), la primera tiene una abertura de
3”, donde el nivel mayor de 3” constituye a alimentación de la
chancadora primaria y el mineral menor de 3” es clasificado por la
segunda parrilla que tiene una abertura de 1”, el mineral grueso pasa al
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
42
chancado secundario, mientras que los finos pasan a la faja Nº 5 con
destino las tolvas de finos.
3.4.2.- CHANCADO SECUNDARIO. Se ejecuta en una chancadora
giratoria HYDROONE CRUSHER, el producto de la chancadora primaria
pasa a la faja Nº 3, de ella pasa a la faja Nº 4 y finalmente al cedazo
secundario de 1” de abertura, donde el mineral grueso de dicho cedazo
junto con el mineral grueso de la segunda parrilla de 1” del chancado
primario constituyen la alimentación a dicha chancadora, la descarga de
ésta pasa a la faja Nº 3 con destino al cedazo secundario, constituyendo
así un circuito cerrado. En dicha chancadora el mineral es reducido de -
1” a -0.5”. Finalmente las partículas menores a 1” pasan a la faja Nº 5 de
allí a la faja Nº 6, para luego ser almacenadas en las tolvas de finos.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
43
3.5.- CIRCUITO DE MOLIENDA.
La molienda constituye el paso final del proceso de reducción de tamaño.
Dicho proceso es importante porque de el depende el tonelaje y la
liberación del mineral valioso que después se deberá concentrar por el
proceso de flotación.
Con la molienda se desea obtener un producto final muy clasificado, lo cual
se logra con el método de molienda en circuito cerrado, es decir el molino
primario entrega la pulpa mineral al molino secundario y éste trabaja con un
clasificador, donde los finos pasan al circuito de flotación y los gruesos se
recirculan al molino (secundario), este asegura un grado de alimentación
elevado y un producto final con determinado tamaño y mejora clasificado.
La sección molienda, cuenta con 5 tolvas de finos de 250Tm de capacidad,
de donde el mineral es alimentado por medio de fajas transportadoras al
molino primario. La molienda se divide en:
3.5.1.- MOLIENDA PRIMARIA. Constituido por el molino de barras con
las siguientes características:
MOLINO : de BARRAS
MARCA : FIVE LILLE CAIL
FORMA : CILÌNDRICO
TAMAÑO : 1.8 mt x 4 mt
CAPACIDAD DE TRATAMIENTO : 48 Tm/Hr
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
44
3.5.2.- MOLIENDA SECUNDARIA. Constituido por 3 molinos de bolas,
con las siguientes características, cada uno de los cuales operan en
circuito cerrado con su respectivo clasificador.
MOLINO : de BOLAS
MARCA : HARDINGE
FORMA : CÓNICO - CILINDRICO
TAMAÑO : 2.4 mt x 1 mt - variable
CAPACIDAD DE TRATAMIENTO : 16 Tm/Hr
3.5.3.- CLASIFICACIÓN. El objeto de la clasificación es la de entregar al
proceso de flotación el mineral granulométricamente preparado, de tal
manera que el producto recibido de la descarga del molino secundario
es clasificado, en finas y gruesas, donde el producto fino es enviado al
circuito de flotación y el producto grueso se recircula nuevamente al
molino secundario, constituyendo lo que se llama “carga circulante”.
Como se dijo anteriormente, cada molino secundario dispone de un
clasificador con las siguientes características:
CLASIFICADOR : TIPO RASTRILLO
MARCA : DORE DUPLIX
FORMA : TANQUE RECTANGULAR DE FONDO
INCLINADO
TAMAÑO : 8’ x 26’
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
45
3.6.- CIRCUITO DE FLOTACIÓN.
El mineral con granulometría óptima clasificada, es enviado a un
acondicionador de pulpa, donde se le agrega los reactivos necesarios para
la flotación. Un circuito de flotación consta de:
- CELDAS DE CONCENTRACIÓN O ROUGHER: donde se recupera la
mayor cantidad posible de las especies valiosas.
- CELDAS DE AGOTAMIENTO O SCAVENGER: donde se recuperan las
especies valiosas que se escaparán en la flotación anterior, constituye
un producto medio juntamente con el relave de la sección limpieza.
- CELDAS DE LIMPIEZA O CLEANNER: se eliminan las impurezas
contenidas en el concentrado rougher.
3.6.1.- CIRCUITO DE PLOMO. Existen 3 circuitos de flotación para el
Pb.El mineral que se encuentra en el acondicionador de pulpa, es
bombeado paralelamente a los 3 circuitos de flotación, que tienen las
mismas características de marca y tamaño. Constan de una etapa
ROUGHER con 5 celdas DENYER DR 21, las espumas van a la etapa
de LIMPIEZA, que consta de 4 etapas, la etapa general consta de 6
celdas DENVER SUB A 18, produciendo el concentrado de Plomo. El
relave ROUGHER es tratado en una etapa SCAVENGER con 6 celdas
DENVER DR 24, las espumas es bombeada a la cabeza del ROUGHER
y el relave es bombeado al acondicionador de Zinc.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
46
3.6.2.- CIRCUITO DE FLOTACIÓN DE ZINC. Existe un solo circuito de
flotación de Zinc, para este circuito, está formado por celdas DENVER
de mayor capacidad de tratamiento, donde se trata todo el relave
(cabeza de Zinc) proveniente de los 3 circuitos de flotación de Plomo.
El circuito de Zinc, trata los relaves de flotación del Plomo, éstos
llegan a los acondicionadores de Zinc, donde es agregado el reactivo
SULFATO DE COBRE, que es reactivador más usado y económico
del Zinc, luego pasan a una etapa ROUGHER con 5 celdas DENVER
DR 300, las espumas pasan las etapas de primera, segunda y
tercera limpieza con 4, 4 y 2 celdas DENVER DR 100,
respectivamente, y el relave del ROUGHER es tratado en una etapa
SCAVENGER de 5 celdas DENVER DR 300, donde las espumas son
bombeados al acondicionador y el relave bombeados a sus
respectivas canchas de relaves.
Un circuito de flotación, se puede representar esquemáticamente así:
ALIMENTACIÓN
FLOTACIÓN ROUGHER FLOTACIÓN SCAVENGER
FLOTACIÓN CLEANNER
MEDIOS
COLAS
CONCENTRADO
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
47
3.7.- PRODUCTOS OBTENIDOS POR FLOTACIÓN EN LA PLANTA
CONCENTRADORA.
Los productos obtenidos por la planta concentradora, utilizando los 2 tipos
de mineral en que han sido clasificados, se dan a continuación con sus
respectivos balances metalúrgicos:
3.7.1.- CON MINERAL COMÚN.
PRODUCTOS TMS
L E Y E S % RECUPERACIÓN
% Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
ALIMENTACIÓN 583.0 3.394 5.058 0.169 9.939 100 100 100 100
CONC. PLOMO 25.5 66.105 5.886 2.383 179.465 85.78 5.06 75.94 81.75
CONC. ZINC 48.0 3.196 51.033 0.469 12.483 7.67 83.01 21.86 10.60
RELAVE 509.5 0.274 0.686 0.030 1.215 7.15 11.93 2.20 7.65
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
48
3.7.2.- CON MINERAL TRIPLE.
PRODUCTOS TMS
L E Y E S % RECUPERACIÓN
% Pb % Zn % Cu
Oz
Ag/Tm
Pb Zn Cu Ag
ALIMENTACIÓN 361.0 2.390 2.390 0.680 8.576 100. 100. 100. 100.
CONC. COBRE 4.21 6,500 5.500 34.650 356.650 0.49 3.17 59.47 52.62
CONC. PLOMO 13.51 4.800 4.800 3.220 59.540 75.99 7.51 17.72 29.16
CONC. ZINC 12.76 46.160 46.160 1.800 27.010 9.94 68.24 9.35 12.07
RELAVE 330.53 0.550 0.550 0.100 1.350 13.58 21.07 13.46 7.00
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
49
3.7.3.-CON MINERAL COMÚN / TRIPLE.- El tratamiento metalúrgico de
una mezcla de estos dos tipos de mineral, en una relación aproximada de 1: 1.
PRODUCTOS TMS
L E Y E S % RECUPERACIÓN
% Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
ALIM. TRIPLE 519.0 1.066 2.925 0.573 6.525
ALIM. COMÚN 469.0 2.008 4.030 0.340 7.934
ALIM. GRAL 988.0 1.513 3.447 0.463 7.020 100 100 100 100
CONC. COBRE 13.93 11.330 9.635 21.597 230.608 10.56 3.93 65.83 45.20
CONC. PLOMO 16.73 61.327 4.191 1.322 88.330 68.63 2.05 4.84 20.79
CONC. ZINC 43.50 1.557 50.4790 0.980 12.502 4.53 64.30 9.33 7.65
RELAVE 913.84 0.266 1.100 0.100 1.862 16.28 29.72 20.0 23.94
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
50
TABULANDO: TIPO DE MINERAL VRS RECUPERACIÓN EN LOS
CONCENTRADOS:
MINERAL % RECUPERACIÓN EN LOS CONCENTRADOS
Pb Zn Cu Ag
COMÚN 85.18 83.01 - 92.35
TRIPLE 75.99 68.24 59.47 92.95
COMÚN/TRIPLE 68.63 64.30 65.83 79.55
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA.
Podemos observar que con el MINERAL COMÚN, se tiene las mejores
recuperaciones en los 3 elemento económicos que concentra QUIRUVILCA,
razón por lo que se le trabaja actualmente.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
51
3.8.- PROBLEMAS MINERALÓGICOS EN RELACIÓN A LA
METALURGIA.
Ejemplos de problemas mineralógicos ilustrará algunas de estas
particularidades y mostrara la inter-relación de la MINERALOGÍA en la
METALURGIA de los minerales, donde se ha definido los siguientes:
3.8.1.- PRESENCIA DE CALCANTITA ó CHALCANTITA
(CuSO4. 5 H2O):
La CALCANTITA ó CHALCANTITA, es un mineral de origen
secundario, producido por la oxidación de minerales primarios de
Cobre, la CHALCANTITA, es un sulfato de cobre penta-hidratado,
soluble en agua y es usado como reactivo ACTIVADOR de menas de
sulfuros de Zinc en la metalurgia de flotación. En QUIRUVILCA
existen algunas vetas que contienen alto porcentaje de esta sal,
encontrándose entre 0.02 a 0.05%, que viene a representar entre
200 a 500 granos de sulfato de cobre por tonelada de mineral, y que
es el rango de dosificación de reactivo necesario, para la activación
del Zinc en un proceso de flotación.
Cuando se mezclan minerales con alto porcentaje de CHALCANTITA
con minerales dóciles, existe en los productos obtenidos
desplazamientos de Zinc hacia los concentrados de plomo y cobre
resultando productos contaminados de bajas leyes y recuperaciones,
a continuación damos un balance metalúrgico con este problema:
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
52
Productos Peso
Tm
LEYES % RECUPERACIÓN
Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
ALIMENT. 974 2.162 4.62 0.509 8.656 100 100 100 100
CONC.COBRE 13 4.10 17.85 18.33 222.54 2-35 4.31 50.16 32.06
CONC. PLOMO 29 58.31 6.89 4.07 108.70 78.23 3.72 20.56 38.58
CONC. ZINC 65 1.96 50.51 1.08 14.30 6.95 73.23 13.81 11.89
RELAVE 867 0.27 0.91 0.08 1.68 12.47 18.74 15.47 19.06
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA.
Actualmente las labores de explotación de mineral con alto
porcentaje en CHALCANTITA han sido paralizadas.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
53
3.8.2.- PRESENCIA DE MINERALES ÁCIDOS:
Se ha determinado que la mayor o menor cantidad de carbonatos en
las muestras, influye en el grado de acidez de los minerales, existen
algunas labores mineras de explotación en la que sus minerales son
muy ácidas, teniendo un pH natural entre 3.0 y 3.5. Generalmente la
mayoría de los minerales poseen un pH natural entre 5.0 y 6.0.
La dosificación estándar de CAL (regulador de pH) en el tratamiento
metalúrgico de estos minerales, resulta muchas veces insuficiente,
ocurriendo pérdidas en forma intermitente ya sea por rebases o
asentamientos de minerales en los circuitos de flotación, debido a la
inestabilidad del pH en el tratamiento con estos minerales.
Las labores mineras de explotación de minerales ácidos han sido
detectadas y se almacenan en una tolva de alimentación única para
su tratamiento en la planta concentradora. Al molino primario a un
flujo constante de masa, se va suministrando junto con minerales
normales de tal manera que no afecte el pH en forma brusca al
proceso de flotación.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
54
3.8.3.- PRESENCIA DE MINERALES DUROS Y BLANDOS EN LA
MOLIENDA.
La clasificación de los minerales, en triple y común (duras y blandas
respectivamente), se ha realizado basándose en sus composiciones
y características mineralógicas. Los análisis de mallas para estos 2
tipos de mineral, en pruebas que se realizaron de molienda, con las
mismas condiciones, dan resultados distintos.
Al realizar los análisis granulométricos correspondientes a cada
mineral, se observa que los grados de molienda alcanzados en cada
malla son diferentes. A continuación se dan los resultados de las
pruebas de granulometría:
CONDICIONES DE LA MOLIENDA:
MOLINO : Molino de bolas TIPO DENVER, de 10.5 lt de
capacidad.
MINERAL : 1.0 kg ya sea de mineral común, triple ó una
mezcla 1:1 de los 2 anteriores.
AGUA : 500 ml
TIEMPO DE MOLIENDA: 12 minutos
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
55
PORCENTAJE EN PESOS
MALLA % TRIPLE % COMÚN % 1:1 Triple-Común
+ 57 0.16 0.60 6.80
+ 70 1.60 2.60 8.60
+ 100 6.30 5.80 12.10
+ 140 11.60 9.80 10.20
+ 200 14.00 8.40 7.10
+ 325 19.90 16.70 9.20
- 325 46.40 56.40 46.00
100 100 100
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA.
Por lo que se puede decir, según los resultados granulométricos, que cada tipo
de mineral tiene diferente grado de molienda. Anteriormente se realizaba el
proceso de molienda, con una mezcla de éstos 2 minerales (común y triple)
ocurriendo: demasiada formación de lamas para el mineral blando y un alto
porcentaje de gruesas para el mineral duro, donde su análisis granulométrico,
según la prueba, oscila entre dos extremos, alto porcentaje de mineral grueso
así como alto porcentaje de mineral fino.
Los resultados observados en la molienda de esto dos tipos de minerales,
condujeron a un mejor ajuste y clasificación del mineral de mena; y en su
tratamiento metalúrgico se llegó a la conclusión de no mezclarlos en la
molienda y así poder alcanzar los grados óptimos de granulometría para la
flotación, como mejorar las recuperaciones en los elementos valiosos.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
56
NOTA: se considera porcentaje de grueso al mineral entre las mallas + 50 y +
70 mientras que el porcentaje de finos se considera entre las mallas + 325 y –
325.
3.8.4.- PRESENCIA DE INTERCRECIMIENTOS FINOS DE
MINERALES.
Los problemas por ínter-crecimiento se presentan cuando los
minerales se encuentran íntimamente asociados, es decir muy finos
(ó a nivel submicroscopico) en la matriz de un mineral y aún con una
molienda muy fina, será difícil liberarlos, no lográndose una buena
separación de los elementos ocurriendo además contaminaciones y
bajas recuperaciones en los concentrados obtenidos, así como altos
valores de elementos valiosos en el relave.
- ESCALERITA. Los principales intercremientos finos de la
escalerita (ZnFeS) es con la CALCOPIRITA (CuFeS2), PIRITA
(FeS2) y otros minerales de ganga por lo tanto, la flotación de las
partículas de escalerita finamente intercrecidos con los dos
primeros minerales, contaminarán el concentrado de zinc con
COBRE y FIERRO.
- GALENA (PbS). Los intercrecimientos más comunes de la galena
son con la escalerita, cobre gris (tetraedrita), pirita y gangas. En
las fracciones – 270 y + 400, se observa la galena adosada como
diminutas partículas en los bordes de estos minerales, al estar
intercrecidas con partículas mayores de escalerita y tetraedrita
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
57
flotan con estos y forman parte de las impurezas de plomo en los
concentrados de zinc y cobre, además aquellas adosadas a pirita
y ganga se pierden en los relaves. El contenido de plata en los
concentrados de plomo, parte se debe a partículas finas de
tetraedrita argentífera antenas crecidas con partículas de galena.
- ENARGITA Y TETRAEDRITA. La enargita (Cu3AsS4), se
presenta mayormente en partículas libres a partir de la malla +
100; la tetraedrita ó cobre gris – (Cu, Fe, Ag)12(As, Sb)4S13,
además de partículas libres, se presenta como partículas mixtas
intercrecidas con Escalerita, Galena y Sulfosales de Plomo, difícil
de liberar. Estos minerales de intercrecimientos al parecer son
responsables de los otros elementos penalizables (es decir aparte
del arsénico y el antimonio) presentes en los concentrados de
cobre.
3.8.5.- PRESENCIA DE INCLUSIONES DE MINERALES.
Se dice de inclusiones ó de entrampamiento de minerales, cuando un
mineral no valioso se encuentra dentro de algunos granos ó
partículas de mineral valioso, presentándose también en forma
inversa, es decir mineral valioso incluido en mineral no valioso.
- Inclusiones dentro de la ESCALERITA (Zn Fe S). las inclusiones
más frecuentes son: CALCOPIRITA (Cu, Fe, S2), GALENA (Pb,S)
ESTANOIDITA (CuS5 (Fe,Zn)2 SnS8), CASITERITA (SnO2) y
PIRITA (FeS2).
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
58
- Inclusiones dentro de la GALENA (PbS). Las inclusiones más
frecuentes son: sulfosales de plata como, la PIRARGIRITA
(Ag3Sb S3), PROUSIA (Ag3AsS3); observadas en algunas
partículas mayores de galena y la RLEISBENITA (Pb Ag Sb S3),
además inclusiones de: GALEOBISMUTITA (Pb Bi2 S4),
BISMUTITA (Bi2 S3), EMPLECTITA (Cu Bi S2), PAVONITA (Ag2
Cu (Bi, Sb, Pb)9 S16), GEOCRONITA (Pb5 – (Sb, As), S8),
BOULANGERITA (Pb5 Sb4 S11), ANDORITA (Pb, Ab, Sb3 S6),
NOVELITA (Pb5(Bi, Sb)S17) y ARSENOPIRITA (Fe As S).
- Inclusiones dentro de MINERALES DE COBRE. Las inclusiones
más frecuentes en los minerales de Cobre son:
CALCOPIRITA ó CHALCOPIRITA (Cu Fe S2): se presentan
inclusiones muy finas de MISPIKEL (Fe As S), BORNITA (Cu,
Pb, Sb S3), ESTANITA (Cu2FeSnS4) y BLENDA (ZnS).
LUZONITA (Cu3 As S4): presenta inclusiones de ENARGITA
(Cu3AsS4) y CALCOPIRITA (Cu Fe S2).
TETRAEDRITA ó COBRE GRIS (Cu12(As, Sb)4 S13) : presenta
inclusiones de COLUDITA (Cu3(Sn, V, As, Fe)S4), BORNITA
(Cu, Pb, Sb S3) y SULFOSALES DE PLOMO y BISMUTO.
- Inclusiones dentro de la PIRITA (Fe S2). Es un de las inclusiones
que ocurre más frecuentemente, es un problema intrínseco por lo
que se pierden minerales valiosos en el relave (como plata y
plomo), tenemos mayormente entrampamiento de FLEISLENITA
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
59
(AgPbSbS3), COBRE GRIS, HESITA (Ag2 Te), ANDORITA (Pb,
Ag, Sb3 S6) y algunas veces GALENA (Pb S) y BLENDA (Fe S).
3.8.6.- PRESENCIA DE MINERALES DE ZINC EN EL RELAVE
En el trabajo de J. M. TOUVENIN de MINERALES, se encuentran
identificados los siguientes minerales de Zinc:
ESCALERITA Zn S (ó sustituidas con Fe – Zn Fe S)
GOSLARITA Zn SO4. 7 H2O
ZINCIT Zn O
SMITHSONITA Zn CO3
Se obtiene relaves con valores entre 0.5 y 1.0% en Zinc. Parte de las
pérdidas de Zinc en los relaves, son causadas por la presencia de la
ZINCITA y SMITHSONITA, que son minerales oxidados que no
flotan, y que constantemente “INFLAN” la ley de Zinc en el relave.
3.8.7.- PRESENCIA DE ELEMENTOS PENALIZABLES EN LOS
CONCENTRADOS DE PLOMO Y COBRE.
- CONCENTRADO DE PLOMO. El principal mineral de Plomo es la
GALENA (Pb S), pero existen además otro minerales de Plomo,
bajo la forma de sulfosales de Plomo, que lógicamente son
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
60
recolectados durante la flotación y forman parte del concentrado
de Plomo, entre estos sulfosales tenemos:
BOULANGERITA Pb5 Sb4 S11
OWHYEEITE Ag2 Pb5 Sb6 S15
BOURNONITA Cu Pb Sb S3
SELIGMANITA Cu Pb (As, Sb) S3
GEOCRONITA Pb14 (Sb, As)6 S23
ANDORITA Ag Pb Sb3 S6
GALENO BISMUTITA Pb Bi2 S4
De donde, se puede deducir que, los elementos penalizables en
el concentrado de plomo, son parte de la “composición química”
de sus minerales que flotan en el proceso, razón por la cual
siempre estarán presentes el arsénico, antimonio, cobre y
bismuto en sus concentrados.
- CONCENTRADO DE COBRE. Los minerales del yacimiento que
contiene cobre, son generalmente sulfosales de cobre – plata con
arsénico y antimonio denominado COBRE GRIS, cuya fórmula
química se representa: Cu (As, Sb, Ag, Bi, Fe) S. Entre los
minerales de cobre tenemos:
CALCOPIRITA Cu Fe S2
BOURNONITA Cu Pb Sb S3
ESTANITA Cu2 Fe Sn S4
ENARGITA Cu3 As S4
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
61
BORNITA Cu5 Fe S4
EMPLECTITA Cu Bi S2
COVELITA Cu S
GERMANITA Cu2 Ge S4
LUZONITA Cu3 As S4
TEMANTITA Cu12 As4 S13
TETRAEDRITA Cu12 (Sb, As)4 S13
La tetraedrita argentífera (cobre gris), parece ser el principal
mineral portador de plata en los concentrados de cobre, debido a
que los sulfuros de plata (Argentita – Ag2 S) ocurren solamente en
cantidades trazas, en muestras analizadas. Por la composición
química de los minerales de cobre, no se podrá desligar en el
proceso de flotación los elementos: Arsénico, Antimonio, Bismuto
y Fierro; que son los causantes de las mayores penalidades
económicas a este tipo de concentrado, convirtiéndole en no
comercial por los cuidados ecológicos ambientales y actualmente
para la compañía no resulta rentable trabajar estos minerales.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
62
3.8.8.- PRESENCIA DE VALORES ALTOS DE PLATA EN LOS
RELAVES.
PLATA
TOTAL
GALENA
Pb S
TETRAEDRITA
Cu12(As,Sb)4 S13
ESCALERITA
Zn S
TEMANTITA
Cu3 As S3
PIRITA Y
OTROS
100% 16.5% 59.8% 7% 4.7 % 12%
De donde se deduce que:
- 64.5 % de la plata está en COBRE GRIS (tetraedrita y temantita),
existiendo una gran afinidad de la plata con el antimonio (59.8%).
- Teóricamente flotando bien la Galena y los COBRES GRISES, a
donde se añaden sulfosales de plomo – plata, se puede superar
el 80% de recuperación de plata en los concentrados de plomo y
cobre donde el valor económico de la plata es rentable.
- Hay plata que se pierde al relave irremediablemente con la pirita
(12.00%), aunque parte de esta plata aparece en la pirita que
tienen los concentrados como ganga.
3.8.9.- PRESENCIA DE ORO EN QUIRUVILCA.
A pesar de las altas leyes de Plata del mineral de cabeza, no
presenta valores considerables de Oro que justifiquen análisis por
este elemento en el mineral de mina. Además que no ha sido
ubicado en los estudios microscópicos de detalle realizados por
J.M.TUYENIN.
- En el concentrado de Plomo, se ha encontrado 0.99 gr
Au/tonelada de concentrado.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
63
- En el concentrado de Cobre, se ha encontrado 3.92 gr Au por
tonelada de concentrado; valor que si es significativo en las
liquidaciones, ya que se valoran en $/Oz. Por otro lado los
concentrados de Cobre se conforman mayormente las sulfosales
de Plata con Cobre, Arsénico y Antimonio
(COBRE GRIS), por lo que se supone que el Oro se ubica como
pequeñas inclusiones asociado a éstos COBRES GRISES.
- Por otro lado QUIRUVILCA se ubica en la parte norte del Perú
con minerales de Pb – Zn – Cu y Ag principalmente, que es muy
diferente a las provincias auríferas de Nazca – Arequipa y de la
Cordillera Oriental del Norte Central (sierra de La Libertad) y otras
conocidas.
- La ley promedio de Oro en los minerales es aproximadamente de
0.1% por tonelada.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
64
CAPÍTULO IV
4.- RESULTADOS
4.1 METODOLOGÍA.
En pruebas de laboratorio, se deben seguir los procedimientos adecuados
para obtener resultados que sean razonablemente cercanos al
comportamiento metalúrgico a escala de planta. Se presentan en los
párrafos siguientes los procedimientos, desde el muestreo del mineral
hasta la finalización de las pruebas metalúrgicas.
4.1.1 MUESTREO.
Pocos cuerpos minerales son tan homogéneos que no muestran
alguna variación en sus resultados de flotación, cuando se toma
muestras de minerales de diferentes sitios de un depósito. Se deben
tomar un número suficiente de muestras, de varias partes dentro del
yacimiento, de tal manera que los resultados de las pruebas
subsecuentes, reflejen realmente lo que puede esperarse en la
planta concentradora que recibe el mineral.
Puesto que la mayoría de los minerales sulfurosos están sujetos a
cambios en la respuesta a la flotación, debido al empañamiento y a
la oxidación; es importante que las muestras tomadas sean de
tamaño tan grueso como sea práctico. Por la misma razón las
muestras deben ser suficientemente grandes – en peso – de manera
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
65
que se pueda completar una investigación antera con una sola
muestra, sin tener que volver a muestrear el depósito.
En casos de planta, en operación, las muestras pueden ser tomadas
de la banda de alimentación del mineral de tamaño grueso a la
sección de molienda. Las muestras deben ser tomadas por un
periodo de tiempo suficiente de manera que el mineral sea
representativo del que la planta está tratando. En algunos casos
puede ser mas deseable tomar las muestras de la pulpa del
“OVERFLOW” del clasificador, tal que la granulometría de
alimentación a flotación para las pruebas de laboratorio sea la
misma que de la planta. En estos casos es generalmente deseable
tomar, muestras de pulpa fresca diariamente, puesto que el mineral
sólido, está más sujeta a efectos de añejamiento que el mineral
fresco.
4.1.2 PREPARACIÓN DE LAS MUESTRAS.
El mineral grueso, debe ser transportado al laboratorio tan pronto
como sea posible y secado por aire. Para la molienda, la muestra
debe ser quebrada a un grado de tamaño manejable para facilitar
una división representativa. La reducción de tamaño se realiza:
1. El mineral es sometido a un chancado gradual en el laboratorio,
con la CHANCADORA DE QUIJADA; las muestras recibidas
tienen un peso aproximadamente 20 kilos, obteniendo el análisis
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
66
granulométrico de la TABLA 2, con un porcentaje de mineral en
malla – 10 de 19.73%.
2. Seguidamente se pasa el mineral por un molino de cilindros
paralelos, obteniendo el análisis granulométrico de la TABLA 3,
con un porcentaje de mineral en la malla – 10 de 56.86%,
aumentando con respecto a la anterior.
MALLA % PESO MALLA % PESO
1 ¼” 0.80 1” 4.90
1” 16.08 ¾” 6.74
¾” 18.81 ½” 9.94
½” 20.36 ¼” 8.75
¼” 15.79 10 12.81
10 13.93 - 10 56.86
- 10 14.23
TOTAL 100 TOTAL 100
Fuente: Elaboración propia
3. toda la molienda, debe llevarse preferentemente a menos 10
mallas (1.68 mm), la muestra es tamizada con esta malla, SERIE
TYLER obteniéndose aproximadamente 20 kilos.
4. El mineral «menor de 10 mallas es luego dividido
representativamente en porciones iguales de peso conveniente
para la prueba de flotación. La muestra es dividida
manualmente, usando el equipo divisor R1FFLES, obteniéndose
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
67
muestras homogéneas y representativas de aproximadamente 1.0
kilo, para los ensayos metalúrgicos a realizar. Las nuestras son
colocadas en bolsas de plástico» y selladas, para evitar la
contaminación, la oxidación u otros efectos de añejamiento. Ver
Fig Nº 4
5. En el caso de muestras de pulpa, debe juntarse pulpa suficiente
en cubetas. Mientras la pulpa es agitada para mantener los
sólidos suspendidos, una porción de la pulpa debe ser removida
usando un cucharón ó vaso de precipitado y colocarla
alternadamente en uno de
Cuantos frascos de pulpa se requieran para las pruebas
subsecuentes. El procedimiento continúa colocando
alternadamente, porciones de pulpa en cada frasco antes de
regresar al primer frasco hasta que todos los frascos estén llenos
ó la muestra de pulpa se haya terminado. Los frascos son luego
cerrados. Cuando sea necesario para las pruebas, la pulpa se
transferirá de uno ó más frascos directamente a la celda de
flotación.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
68
4.1.3 PRUEBAS DE MOLIENDA.
Las pruebas de molienda en el laboratorio, conducen a establecer
la relación entre la granulometría y el tiempo de molienda del
mineral.
Los ensayos de molienda se realizan en un molino da bolas TIPO
DENYER, de 10.5 lt de capacidad, con una carga de 1.0 Kg de
mineral y 10.6 Kg de bolas. La molienda se realiza:
1. Se agrega 1.050 kg de mineral (100% malla – 10) y 500 ml de
agua, se da un tiempo de molienda de 10 minutas
(controlada con un cronómetro).
2. La muestra es retirada con mucho cuidado, (lavando las
paredes del molino sobré una bandeja de aluminio).
3. La pulpa molida debe ser tamizada en húmedo, en una malla
200 y el material de mayor tamaño (malla + 200) y las lamas
(malla – 200) filtradas y secadas por separado.
4. Una vez secas las nuestras, el material de mayor tamaño, es
tamizado, en una serie de tamices (ver TABLA 4) por espacio
de 10 minutos en el equipo RO-TAP.
5. Luego es pesada las muestras retenidas en cada malla
utilizada y el material que pasa a través del tamiz 200, debe
ser añadido a las lamas de la operación de tamizado en
húmedo. Los pesos de las diversas fracciones de mallas son
luego usados para determinar
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
69
FIG. 4: DIVISOR RIFFLES.
a) PALA DE ALIMENTACIÓN
b) DIVISIONES DE LA DERECHA
c) DIVISIONES DE LA IZQUIERDA
d) RECIPIENTES DE MUESTRA
E1) FRACCIÓN DE LA IZQUIERDA
E2) FRACCIÓN DE LA DERECHA
MALLA 10
MINERAL “A”
RIFFLES
A/2 A/2
RIFFLES RIFFLES
A/4 A/4 A/4 A/4
RIFFLES RIFFLES RIFFLES RIFFLES
A/8 A/8 A/8 A/8 A/8 A/8 A/8 A/8
DONDE: A – 8 (A 7 8 ) , A / 8 aprox. 1.25 kg
La distribución de tamaños del material molido, obteniéndose:
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
70
TABLA 4: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO
MALLA ABERTURA (um) PESO (gr) % PESO
+ 50 300 4.7 1.6
+ 70 212 10.0 3.3
+ 100 150 25.2 8.4
+ 140 106 38.2 12.7
+ 200 75 41.4 13.8
+ 325 45 51.0 17.0
- 325 - 45 129.5 43.2
TOTAL 300.0 100.0
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA.
El porcentaje de finos ó grado de molienda lo da la suma del % peso
de las mallas + 325 y -325, en este caso es igual a 60.2% que es el
porcentaje óptimo de molienda en la planta concentradora.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
71
4.1.4 PRUEBAS DE FLOTACIÓN.
La flotación experimental de muestras en el laboratorio, se realiza
bajo condiciones de molienda (60% de finos) y dosificación de
reactivos, similares con el que opera la planta concentradora, razón
por la cual, a esta flotación la denominamos FLOTACIÓN
ESTÁNDAR. Las etapas de la flotación se divide en:
1. ACONDICIONAMIENTO Y PUNTO DE ADICIÓN DE
REACTIVOS. Es el tiempo de inter – acción, de un determinado
reactivo agregado y la pulpa del mineral.
2. FLOTACION ROUGHER. Es la primera flotación, donde se
recupera la mayor cantidad posible de las especies valiosas.
3. FLOTACIÓN SCAVENGER. Es la segunda flotación o de
agotamiento, donde se recuperan las especies valiosas que se
escaparán de la flotación anterior. Constituye el producto de
medios junto con el relave de las limpiezas de concentrados –
rougher.
4. FLOTACIÓN CLEANER. Es la flotación donde se eliminan las
impurezas contenidas en el concentrado rougher, su relave junto
con la flotación scavenger forman el producto de medios.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
72
Los factores a controlar son:
1) TIEMPO DE FLOTACIÓN. El tiempo de flotación se controla con
un cronómetro, y se efectúa tomando en cuenta los agotamientos
de minerales valiosos en las espumas de flotación como rougher,
scavenger ó limpieza.
2) ALCALINIDAD. El control del pH se mide con un potenciómetro,
determinándose primero el pH natural del mineral, que
generalmente es menor a 7, se ajusta el pH con cal, para flotar el
plomo a un pH de 8.5 y luego para el zinc a un pH de 11 a 11.5
3) CONCENTRACIÓN DE REACTIVOS. Debido a que en la práctica
se utiliza gramos de reactivo por tonelada de mineral, en el
laboratorio se utiliza miligramos por kilogramos de mineral, razón
por la cual se prepara soluciones diluidas de reactivos ya sean al
1/100 ó al 1/1000. La concentración de los reactivos para la
flotación estándar se da en la TABLA 5.
REACTIVO CONCENTRACIÓN
AEROFLOAT 242 1 %
XANTATO Z - 6 1 PPM
DROWFROTH 250 1 PPM
CIANURO DE SODIO 1 %
SULFATO DE ZINC 1 %
SULFATO DE COBRE 1 %
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
73
4) PESOS DE LOS PRODUCTOS OBTENIDOS Y ENSAYES
QUÍMICOS.
Usando los pesos y los ensayos de los productos se puede
determinar la distribución de los metales valiosos en cada uno de
ellos, mediante un balance metalúrgico.
4.1.4.1 FLOTACIÓN ESTÁNDAR. ml de solución de
reactivo/kg de mineral COMÚN.
La flotación estándar se realiza en el laboratorio en una
CELDA DE FLOTACIÓN DENVER de 2.0 lt de
CAPACIDAD, CON PALETA DE AGITACIÓN TIPO
TURBINA.
MOLIENDA:
MINERAL COMÚN : 1.050 kg, 100 % malla - 10
AGUA : 400 ml
CIANURO DE SODIO : 32 ml al 1%
SULFATO DE ZINC : 50 ml al 1%
CAL : 0.5 gr (ajustar pH a 8.5)
TIEMPO DE MOLIENDA : 10 minutos, se obtiene 60%
de finos malla – 200.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
74
FLOTACIÓN ROUGHER DE PLOMO:
AEROFLOAT 242 : 20 ml al 1%
XANTATO Z – 6 : 8 ml a 1 ppm
DROWFROTH 250 : 10 ml al 1%
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto
TIEMPO DE FLOTACIÓN : 4 minutos
TIEMPO DE LIMPIEZA : 4 minutos (2 limpiezas)
FLOTACIÓN SCAVENGER DE PLOMO:
AEROFLOAT 242 : 7 ml al 1%
XANTATO Z – 6 : 4 ml a 1ppm
DROWFROTH 250 : 5 ml al 1%
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto
TIEMPO DE FLOTACIÓN : 4 minutos
AGREGAR:
CAL : 1.5 gr (ajustar pH a 11.0)
SULFATO DE COBRE : 50 ml al 1%
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 5 minutos
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
75
FLOTACIÓN ROUGHER DE ZINC:
XANTATO Z – 6 : 32 ml a 1 PPM
DOWFROTH 250 : 10 ml al 1 %
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto
TIEMPO DE FLOTACIÓN : 5 minutos
TIEMPO DE LIMPIEZA : 5 minutos (2 limpiezas)
FLOTACIÓN SCAVENGER DE ZINC:
XANTATO Z – 6 : 10 ml a 1 PPM
DOWFROTH 250 : 5 ml al 1 %
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto
TIEMPO DE FLOTACIÓN : 5 minutos
4.1.4.2 FLOTACIÓN ESTÁNDAR: gramos de reactivo / tonelada de
mineral común.
MOLIENDA
MINERAL COMÚN : 1.050 kg 100% malla - 10
AGUA : 400 ml
CIANURO DE SODIO : 320 gr / Tm
SULFATO DE ZINC : 500 gr/Tm
CAL : 500gr/Tm (ajustar pH a 8.5)
TIEMPO DE MOLIENDA : 10 minutos, se obtiene 60%
de finos, malla – 200
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
76
FLOTACIÓN ROUGHER DE PLOMO
AEROFLOAT 242 : 200 gr/Tm
XANTATO Z – 6 : 8 gr/Tm
DOWFROTH 250 : 100gr/Tm
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto
TIEMPO DE FLOTACIÓN : 4 minutos
TIEMPO DE LIMPIEZA : 4 minutos (2 limpiezas)
FLOTACIÓN SCAVENGER DE PLOMO:
AEROFLOAT 242 : 70 gr/Tm
XANTATO Z – 6 : 4 gr/Tm
DROWFROTH 250 : 50gr/Tm
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto
TIEMPO DE FLOTACIÓN : 4 minutos
AGREGAR:
CAL : 1,500 gr/Tm (ajustar el pH a
11.0)
SULFATO DE COBRE : 500 gr/Tm
ACONDICIONAR : 5 minutos
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
77
FLOTACIÓN ROUGHR DE ZINC:
XANTATO Z – 6 : 32 gr /Tm
DROWFROTH 250 : 100 gr/Tm
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto
TIEMPO DE FLOTACIÓN : 5 minutos
TIEMPO DE LIMPIEZA : 5 minutos
FLOTACIÓN SCAVENGER DE ZINC:
XANTATO Z – 6 : 10 gr /Tm
DROWFROTH 250 : 50gr/Tm
TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto
TIEMPO DE FLOTACIÓN : 5 minutos
4.1.4.3 PRODUCTOS OBTENIDOS: Con la flotación estándar se
obtienen los siguientes productos:
- CONCENTRADO DE ZINC
- CONCENTRADO DE PLOMO
- MEDIOS DE ZINC
- MEDIOS DE PLOMO
- RELAVE
Ver Fig. Nº 5
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
78
Malla 10
MOLINO DE BOLAS
CAL
CN
SO4
Molienda 10’
60% Finos
1
AER
OFL
OA
T 2
42
XA
NTA
TO Z
-6
DR
OW
FRO
TH 2
50
Acondicionamiento 1 min
pH = 8.5
Flotación ROUGHER 4 MIN
1ra LIMPIEZA 4 min
2da LIMPIEZA 4 min
Acondicionamiento 1 min
CA
L
CABEZA DE ZINC
pH = 11 – 11.5
Acondicionamiento 5 min
Cu
SO4
Flotación ROUGHER 5 MIN
1ra LIMPIEZA 4 min
2da LIMPIEZA 4 min
XA
NTA
TO Z
-6
DR
OW
FRO
TH 2
50
AER
OFL
OA
T 2
42
XA
NTA
TO Z
-6
DR
OW
FRO
TH 2
50
Flotación SCAVENGER 4 MIN
Relave de Pb o Cabeza de Zinc
Conc. de Plomo
Conc. de Zinc X
AN
TATO
Z-6
DR
OW
FRO
TH 2
50
Flotación SCAVENGER 5 MIN
Relave de Zinc
Medios de Zinc
Medios de Plomo
ALIMENTACION
2
FIGURA 5: ESQUEMA LABORATORIO 1.- FLOTACION DE PLOMO
2.- FLOTACION DE ZINC
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
79
El estudio de los minerales llevaron a elegir al MINERAL COMÚN para
explotarlo y tratarlo, debido a su docilidad metalúrgica, dar buenos
concentrados, recuperaciones de los 3 elementos económicos Pb, Zn y Ag
buenas y altas leyes de cada elemento en sus concentrados respectivos.
Además el MINERAL COMÚN tiene las más altas leyes de cabeza del
yacimiento en Pb, Zn y Ag y la menor ley de cabeza en Cobre, por otro lado no
tiene sulfato de cobre (CHALCANTITA) que es el mineral causante de las
mayores distorsiones al tratamiento; pero tiene la desventaja de constituir las
menores reservas, por lo que el trabajo de ubicación será arduo.
Se puede apreciar en el siguiente cuadro las leyes y reservas de los dos
principales flujos mineralizados:
TONELADAS
MÉTRICAS
LEYES
% Pb % Zn % Cu Oz Ag/Tm
MINERAL
COMÚN 670,000 3.55 6.55 0.15 9.80
MINERAL
TRIPLE 3’000,000 1.6 2.9 0.60 9.3
NOTA: La denominación de MINERAL COMÚN y de MINERAL TRIPLE es
válida y propia.
EL MINERAL COMÚN, tiene ESTÁNDARES CONOCIDOS DE
TRATAMIENTO EN QUIRUVILCA, PERO QUE SE PUEDEN MEJORAR,
por lo que se le realizarán las siguientes pruebas metalúrgicas a nivel de
LABORATORIO:
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
80
4.2 PRUEBA 1. DETERMINACIÓN DEL GRADO DE MOLIENDA EN LA
RECUPERACIÓN Y LEYES DE CONCENTRADOS.
4.2.1 MOLIENDA CON 49.3% en FINOS (con un tiempo de molienda de 7
minutos).
Productos
L E Y E S % RECUPERACIÓN
% Peso % Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
CONC. PLOMO 2.06 73.3 1.76 1.69 187.40 64.0 0.77 30.8 46.62
MEDIOS
PLOMO 7.20 6.90 16.20 10.49 37.61 21.2 14.03 30.8 32.72
CONC. ZINC 4.27 0.75 60.32 0.36 4.44 1.3 49.40 30.8 32.72
MEDIOS ZINC 3.57 2.34 37.41 0.31 10.61 3.3 25.80 7.7 4.60
RELAVE 82.90 0.20 0.63 0.02 1.38 10.2 10.00 15.3 13.76
Cabeza Calculada 100.0 2.36 5.20 0.13 8.28 100 100 100 100
4.2.2 MOLIENDA CON 60.2 % EN FINOS (tiempo de molienda 10’)
Productos
L E Y E S % RECUPERACIÓN
% Peso % Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
CONC. PLOMO 2.2 54.54 1.32 1.31 139.53 51.2 10.6 25.0 34.9
MEDIOS PLOMO 11.4 3.21 4.20 0.36 33.11 18.9 9.29 33.2 43.2
CONC. ZINC 3.1 1.34 61.20 0.37 5.85 2.0 35.30 9.7 2.1
MEDIOS ZINC 10.1 0.73 22.30 0.21 7.33 3.6 41.00 7.7 8.4
RELAVE 73.2 0.38 0.96 0.02 1.35 14.30 16.70 16.70 11.4
Cabeza Calculada 100.0 1.96 5.38 0.12 8.79 100 100 100 100
4.2.3 MOLIENDA CON 66.6% EN FINOS (tiempo de molienda 13’).
Productos
L E Y E S % RECUPERACIÓN
% Peso % Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
CONC. PLOMO 2.2 53.73 1.33 1.43 136.0 62.5 0.60 23.1 34.1
MEDIOS
PLOMO 9.0 3.70 4.10 0.39 41.15 17.5 7.06 30.7 42.1
CONC. ZINC 4.4 1.02 61.77 0.38 6.43 2.6 51.86 15.4 3.4
MEDIOS ZINC 6.8 1.02 23.49 0.30 11.91 3.6 30.54 15.7 9.2
RELAVE 77.6 0.33 0.67 0.02 1.30 13.6 9.94 15.4 11.5
Cabeza Calculada 100 1.89 5.25 0.13 8.81 100 100 100 100
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
81
NOTAS: Los valores en la recuperación de los elementos, según el
porcentaje de finos, se da en TABLA Nº 6 y sus resultados son:
1. PARA EL PLOMO Y ZINC. La recuperación es la suma de sus
valores: en el concentrado más la recuperación en los medios.
2. PARA EL COBRE Y PLATA. La recuperación es la suma de sus
valores: en los concentrados de Zinc y Plomo más la recuperación en
los medios Zn y Pb.
TABLA Nº 6 % R E C U P E R A C I Ó N
% FINOS
ELEMENTOS
49.3 % 60.2 % 66.6 %
PLOMO 85.2 80.1 80.0
ZINC 75.2 77.1 82.4
COBRE 84.7 85.7 84.9
PLATA 87.9 88.6 88.8
VER GRÁFICO DE LA TABLA Nº 6.
4.2.4 CONCLUSIONES : se concluye que:
- Para los 3 elementos (Pb, Zn, Cu-Ag) los grados óptimos de
molienda son diferentes.
PARA EL PLOMO. Su mejor recuperación (85.2%) se obtiene
grado de molienda menor a 49.3 %.
PARA EL ZINC. Su mejor recuperación (82.4%) se obtiene a
mayor grado de molienda 66.6 % de finos.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
82
PARA EL Cu-Ag. Que mayormente constituyen un mismo mineral
(sulfosales de Cu-Ag-As-Sb), es casi constante en los 3 tipos de
molienda analizadas en la prueba.
- Actualmente QUIRUVILCA ha adaptado su circuito de molienda,
para obtener 64% de finos en su mineral a flotar. Anteriormente
se tenía una molienda entre 74% y 82% de finos, con demasiada
pérdida de Plomo y Plata hacia los relaves (muchas lamas).
4.2.5 RECOMENDACIONES. Del estudio de los resultados de esta
prueba se recomienda 2 pruebas adicionales:
1) PARA EL PLOMO. Se recomienda una flotación primaria de Pb,
Ag-Cu (a la salida del molino primario) para evitar pérdidas de
estos elementos, por formación de lamas con la molienda
secundaria.
2) PARA EL ZINC. Se recomienda la remolienda de los medios de
Zinc, (espumas del scavenger y relave de las limpiezas) por
encontrarse elevada ley de zinc en el material grueso.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
83
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
84
4.3 PRUEBA 2: DETERMINAR LA INFLUENCIA DE LA REMOLIENDA DE
LOS MEDIOS DE ZINC EN LA RECUPERACIÓN.
Los medios de zinc lo conforman las ESPUMAS DE FLOTACIÓN
SCAVAENGER y el RELAVE DE LAS LIMPIEZAS DEL CONCENTRADO del
circuito de ZINC, (ver fig. Nº 6), donde existe un porcentaje de minerales gruesos
con valores altos en ZINC y PLATA y que pueden ser recuperados en la medida
que se liberan de la pirita ó cuarzo, que están conformando la misma partícula. Esta
liberación se realizará con una remolienda de los medios gruesos.
4.3.1 PRUEBA METALÚRGICA A: TOMANDO MUESTRAS DE LA
PLANTA CONCENTRADORA DE MEDIOS DE ZINC.
A estos medios de zinc se le realizarán los siguientes análisis:
4.3.1.1 ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO Y ANÁLISIS QUÍMICO. A las
muestras de las espumas scavenger de zinc y al relave de las limpiezas,
dando los siguientes resultados:
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
85
AC
AC
E A 3
E B 3
E A 4
E B 4
A
B
A
B
E A 5
E B 5
A
B
SCAVENGER ROUGHER
ESPUMAS S.V.
1er CLEANER 2do CLEANER 3er CLEANER
Entrada circuito Zn
Entrada circuito Zn
Concentrado Zn
FIGURA 6: CIRCUITO DE FLOTACION DE ZINC
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
86
ESPUMAS SCAVENGER DE ZINC RELAVE DE LAS LIMPIEZAS DE ZINC
MALLA % PESO % Zn Oz
Ag/Tm MALLA % PESO % Zn
Oz
Ag/Tm
+ 50 0.2 11.20 16.08 + 50 0.2 3.40 18.00
+ 70 1.7 5.00 3.60 + 70 2.2 8.18 18.71
+ 100 6.2 7.60 14.66 + 100 9.3 6.40 19.42
+ 140 12.2 5.20 8.36 + 140 22.2 2.17 9.71
+ 200 16.1 3.80 5.47 + 200 19.3 1.42 7.27
+ 325 18.6 3.20 4.18 + 325 18.3 1.16 6.94
+ 400 5.2 3.60 4.82 + 400 3.8 1.22 6.69
- 400 39.8 5.00 6.11 - 400 24.7 5.20 11.12
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA.
- PARA LAS ESPUMAS SCAVENGER. Entre las mallas 50 y
140 se tienen un porcentaje de 20.3% de mineral grueso, con
una ley promedio en: ZINC = 5.98% y PLATA = 9.96 Oz/Tm
- PARA EL RELAVE DE LAS LIMPIEZAS. Entre las mallas 50 y
140 se tiene un porcentaje de 34% de material grueso, con
una ley promedio en: ZINC = 3.73% y PLATA = 12.07 Oz/Tm.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
87
4.3.1.2 SEPARACIÓN DEL MATERIAL GRUESO (DE LOS MEDIOS
DE ZINC). Esta prueba se realizó separando por vía húmeda con
la malla 200, la partes finas de las gruesos (simulando un
hidrociclón) trabajando luego, solo con el mineral grueso, a la que
se le realizó análisis granulométrico y análisis químico,
obteniendo los siguientes resultados:
Malla % Peso % Zn Oz, Ag/Tm + 50 0.3 16.2 24.5
+ 70 2.4 15.5 27.1
+ 100 13.1 12.3 15.2
+ 140 33.3 6.1 23.8
+ 200 36.4 3.8 10.8
+ 325 12.8 3.2 8.6
- 325 1.8 8.0 15.2
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA
Obteniendo, una ley promedio de CABEZA para el ZINC = 5.99%
y PLATA 15.93 Oz/Tm.
4.3.1.3 FLOTACIÓN ESTÁNDAR SIN REMOLIENDA DEL MINERAL
GRUESO OBTENIDO. Se le llevó a una prueba de flotación
estándar, obteniéndose los siguientes resultados:
PRODUCTOS % PESO % Zn Oz Ag/Tm
CONCENTRADO 7.6 7.10 3.27
MEDIOS 19.9 4.90 7.20
RELAVE 72.5 6.40 17.17
CABEZA 100 5.99 15.93
VER FIG. 9.5
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
88
4.3.1.4 FLOTACIÓN ESTÁNDAR CON REMOLIENDA DEL MINERAL
GRUESO OBTENIDO. Se le realizó primero una REMOLIENDA
de 5 minutos y luego la flotación estándar, resultando:
PRODUCTOS % PESO % Zn Oz Ag/Tm
CONCENTRADO 8.6 19.43 9.3
MEDIOS 15.5 8.80 12.9
RELAVE 75.9 3-90 14.4
CABEZA 100 5.99 15.83
Ver fig. nº 7
4.3.1.5 CONCLUSIÓN: para esta prueba indicativa se concluye que:
Con la remolienda del mineral grueso de la muestra tomada, se
obtiene la LIBERACIÓN de partículas de ESCALERITA y que en
la flotación se recuperarán, dando mayor ley a los concentrados y
menores valores en el relave.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
89
% PESO 100
% Zn 5.99
Oz/TM Ag 14.02
FLOTACION STANDAR
LIMPIEZA
% PESO 72.5
MEDIOS DE ZINC 100%
FINOS 24.6 %
MALLA 200
FINOS 24.6 %
MEDIOS DE ZINC 100%
REMOLIENDA 5 min
% PESO 8.8
% Zn 19.23
Oz/TM Ag 9.3
FLOTACION STANDAR
LIMPIEZA
CONCENTRADO
CONCENTRADO
RELAVE
% PESO 20.9
% Zn 5.00
Oz/TM Ag 6.10
MEDIOS
% PESO 76.7
% Zn 3.75
Oz/TM Ag 14.4
RELAVE
% PESO 14.5
% Zn 9.80
Oz/TM Ag 12.9
MEDIOS
FIGURA 7: FLOTACION STANDAR SIN REMOLIENDA
FIGURA 7.1: FLOTACION STANDAR CON REMOLIENDA
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
90
4.3.2 PRUEBA METALÚRGICA B. TOMANDO MUESTRAS DE
MINERAL COMÚN DE LAS TOLVAS DE FINOS.
Las pruebas se realizarán siguiendo el procedimiento para pruebas
de laboratorio, desde el muestreo hasta la flotación.
4.3.2.1 FLOTACIÓN ESTÁNDAR SIN REMOLIENDA DE LOS
MEDIOS DE ZINC. Se realizó con un tiempo de molienda de
10 minutos (60.8 % de FINOS) en el molino de bolas y sin
remolienda de los medios obtenidos. RESULTADOS:
PRODUCTOS %
PESO
LEYES % RECUPERACIÓN
% Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
CONC. PLOMO 2.6 68.48 2.9 1.70 184.54 65.7 1,50 30.8 53.3
MEDIOS PLOMO 6.4 7.20 9.70 0.47 40.63 17.0 11.30 23.1 28.9
CONC. ZINC – 1 5.0 2.06 53.80 0.33 3.28 3.7 49.18 15.4 2.2
CONC. ZINC - 2 1.3 1.78 42.30 0.31 8.10 0.7 10.05 -- 1.1
MEDIOS ZINC 2.2 2.11 38.7 0.27 10.93 1.9 15.50 7.7 2.2
RELAVE 82.5 0.35 0.81 0.03 1.38 11.0 12.20 23.0 12.3
CABEZA CALCULADA 100 2.71 5.47 0.13 9.0 100 100 100 100
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA
El porcentaje de recuperación para el Zinc es:
CONCENTRADO ZINC – 1 = 49.18
CONCENTRADO ZINC – 2 = 10.05
TOTAL 59.23
VER FIG. Nº 8
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
91
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
92
MOLINO DE
BOLAS
FLOTACION ROUGHER DE
PLOMO
1ra LIMPIEZA
2da LIMPIEZA MOLIENDA 10’
FLOTACION SCAVENGER DE PLOMO
% PESO 6.4
% Pb 7.20
% Zn 9.70
% Cu 0.47
Oz/TM Ag 40.63
% PESO 2.6
% Pb 68.48
% Zn 2.90
% Cu 1.70
Oz/TM Ag 184.54
MEDIOS DE PLOMO
CONCENTRADO DE PLOMO
RELAVE DE PLOMO (CABEZA DE ZINC)
CABEZA DE ZINC FLOTACION
ROUGHER DE ZINC
LIMPIEZA
CONCENTRADO DE ZINC - 1
% PESO 5.0
% Pb 2.06
% Zn 53.80
% Cu 0.33
Oz/TM Ag 3.28
FLOTACION SCAVENGER DE ZINC RELAVE FINAL
% PESO 82.5
% Pb 0.35
% Zn 0.81
% Cu 0.03
Oz/TM Ag 1.38
FLOTACION DE ZINC
LIMPIEZA
% PESO 1.3
% Pb 1.78
% Zn 42.3
% Cu 0.31
Oz/TM Ag 8.10
% PESO 2.2
% Pb 2.11
% Zn 38.7
% Cu 0.27
Oz/TM Ag 10.93
MEDIOS DE ZINC
CONCENTRADO DE ZINC - 2
FIGURA 8: FLOTACION STANDAR SIN REMOLIENDA DE MEDIOS DE ZINC
60.8% FINOS
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
93
4.3.2.2 FLOTACIÓN ESTÁNDAR CON REMOLIENDA DE LOS
MEDIOS DE ZINC. Se realizó con un tiempo de molienda de
10 minutos (60.8% de FINOS) y con un tiempo de remolienda
de 5 minutos, en el molino de bolas, para los medios gruesos
de zinc obtenidos por separación en húmedo con malla 200.
RESULTADOS:
PRODUCTOS %
PESO
LEYES % RECUPERACIÓN
% Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
CONC. PLOMO 2.6 69.88 2.10 1.56 179.1 67.7 1.16 33.3 53.1
MEDIOS PLOMO 13.1 3.94 4.20 0.16 18.8 19.5 10.70 16.7 28.0
CONC. ZINC – 1 4.6 0.40 59.74 0..34 3.73 0.8 53.50 16.7 1.9
CONC. ZINC - 2 1.0 2.51 55.97 0.46 12.41 1.1 11.67 8.3 1.4 MEDIOS ZINC 2.2 1.26 34.00 0.24 9.19 1.1 14.60 8.3 2.3
RELAVE 76.5 0.34 0.56 0.03 1.54 9.8 8.37 16.2 13.3
CABEZA CALCULADA 100 2.66 5.14 0.12 8.80 100 100 100 100
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA QUIRUVILCA
El porcentaje de recuperación para el Zinc es:
CONCENTRADO ZINC – 1 = 53.50
CONCENTRADO ZINC – 2 = 11.67
TOTAL 65.17
VER FIG. Nº 9
4.3.2.3 CONCLUSIÓN DE LA PRUEBA B:
Se concluye que, como existe liberación de zinc, por
remolienda del mineral grueso se obtiene mayor
RECUPERACIÓN del elemento, con una diferencia de 5,94
con respecto a la prueba estándar sin remolienda de los
medios.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
94
MOLINO DE
BOLAS
FLOTACION ROUGHER DE PLOMO
1ra LIMPIEZA
2da LIMPIEZA MOLIENDA 10’
FLOTACION SCAVENGER DE PLOMO
% PESO 13.1
% Pb 3.94
% Zn 4.20
% Cu 0.16
Oz/TM Ag 18.8
% PESO 2.6
% Pb 69.88
% Zn 2.10
% Cu 1.56
Oz/TM Ag 179.10
MEDIOS DE PLOMO
CONCENTRADO DE PLOMO
RELAVE DE PLOMO (CABEZA DE ZINC)
CABEZA DE ZINC FLOTACION
ROUGHER DE ZINC
LIMPIEZA
CONCENTRADO DE ZINC - 1 %
PESO 4.60
% Pb 0.40
% Zn 59.74
% Cu 0.34
Oz/TM Ag
3.73
FLOTACION SCAVENGER DE ZINC RELAVE FINAL
% PESO 76.5
% Pb 0.34
% Zn 0.56
% Cu 0.03
Oz/TM Ag 1.54
FLOTACION DE ZINC
LIMPIEZA
% PESO 1.00
% Pb 2.51
% Zn 55.97
% Cu 0.46
Oz/TM Ag 12.41
% PESO 2.2
% Pb 1.26
% Zn 34.0
% Cu 0.24
Oz/TM Ag 9.19
MEDIOS DE ZINC
CONCENTRADO DE ZINC - 2
FIGURA 9: FLOTACION STANDAR CON REMOLIENDA DE MEDIOS DE ZINC
60% FINOS
ALIMENTACION 100% MALLA -10
MALLA 200
MOLINO DE
BOLAS
REMOLIENDA 5’
GRUESOS
FINOS
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
95
4.4 PRUEBA 3: FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO.
El objeto de la clasificación, es la de entregar al proceso de flotación el
mineral granulométricamente preparado, de tal manera que el producto
recibido de la descarga de un molino secundario es clasificado, donde el
producto grueso es recirculado al molino mientras que el fino es enviado a
un acondicionador para luego pasar al circuito de flotación.
La clasificación se realiza en un CLASIFICADOR DE RASTRILLO
“DORRDUPLIX” de 8’x26’, consiste en un tanque rectangular de fondo
inclinado, dentro del cual existe el mecanismo de rastrillo. A continuación
se da los análisis granulométricos de las fracciones FINAS y GRUESAS del
clasificador:
FRACCIÓN FINA FRACCIÓN GRUESA
MALLA % PESO MALLA % PESO
+ 50 0.10 + 50 2.3
+ 70 0.30 + 70 9.9
+ 100 0.80 + 100 16.0
+ 140 1.80 + 140 20.5
+ 200 2.00 + 200 16.3
+ 325 1.70 + 325 21.7
+ 400 2.50 + 400 4.0
- 400 90.80
100.0 - 400
9.3
100
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
96
De acuerdo a estos resultados de clasificación, un porcentaje apreciable de
material fino (35%), de partículas menores a 200 mallas, son recirculadas
en forma inútil al molino secundario, juntamente con las arenas gruesas
debido a la alta densidad de la operación. Este fenómeno trae como
consecuencia que las partículas finas recirculadas sufran el efecto de
SOBREMOLIENDA, ocasionando la pérdida de valores en forma de
LAMAS.
A la salida del molino primario, existe un porcentaje de finos de
aproximadamente entre 30 y 34% con leyes altas en PLOMO y PLATA
(antes del ingreso al clasificador). A continuación se da el análisis
granulométrico y químico de esta fracción. TABLA Nº 7.
ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO L E Y E S
MALLA % PESO % Pb % Zn % Cu Oz Ag/Tm Fe
+ 20 14.0 3.4 5.1 0.16 9.13 8.8
+ 35 12.0 3.9 5.7 0.15 10.00 11.4
+ 50 10.0 4.3 5.8 0.15 10.42 12.5
+ 70 10.1 4.8 6.0 0.16 11.00 13.5
+ 100 9.7 5.0 5.9 0.16 11.12 12.5
+ 140 7.8 5.3 5.9 0.18 12.12 12.0
+ 200 6.2 5.6 5.8 0.19 12.67 11.0
+ 325 7.2 6.0 5.8 0.21 14.53 9.7
- 325 23.0 5.0 4.1 0.17 13.12 6.2
TOTAL 100.0 4.3 5.3 0.17 11.44 10.2
La GALENA, es el mineral más común de plomo, es un mineral suave y de
alto peso específico, la sobremolienda de la GALENA existente en los
finos, forma lamas y en consecuencia pérdidas de plomo en el relave final
(ó su desplazamiento al circuito de zinc).
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
97
Para evitar las pérdidas de plomo, se realizarán pruebas de flotación con
muestras tomadas a la salida del molino primario, con porcentaje de finos
de 30.2 % (TABLA Nº 7), de la planta concentradora; estas pruebas son
llamadas “FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO”, debido a que se obtiene
concentrado de plomo con los finos existentes de la molienda primaria,
luego el mineral que no flota sigue el proceso de clasificación, molienda y
flotación.
En el laboratorio metalúrgico, se ha realizado 2 pruebas, (con muestras
tomadas a la salida del molino primario) una con FLOTACIÓN ESTÁNDAR
y la otra con FLOTACIÓN PRIMARIA, para el Pb.
4.4.1 PRUEBA METALÚRGICA: FLOTACIÓN ESTÁNDAR DE PLOMO.
Una vez seca la muestra tomada a la salida del molino primario
(30.2 % en finos) se realizó:
- PRUEBA DE MOLIENDA: Siguiendo el procedimiento de
molienda, se obtuvo que con un tiempo de 7 minutos, resultó
60.8 % de material fino.
- FLOTACIÓN ESTÁNDAR: Se realizó la flotación, obteniéndose
los siguientes resultados metalúrgicos:
PRODUCTOS %
PESO
LEYES % RECUPERACIÓN
% Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
CONC. PLOMO 3.4 64.87 3.3 1.83 158.52 50.6 2.1 38.9 49.5
MEDIOS PLOMO 14.2 12.93 9.7 0.40 30.15 42.1 26.1 35.9 39.3
RELAVE 82.4 0.38 4.6 0.05 1,48 7.2 26.0 26.0 11.2
CABEZA CALCULADA 100.0 4,36 5.3 0.16 10.89 100 100 100 100
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA
QUIRUVILCA
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
98
4.4.2 PRUEBA METALÚRGICA: CON FLOTACIÓN PRIMARIA DE
PLOMO. Una vez seca la muestra, se pesó 1.050 kg y se
realizó:
- FLOTACIÓN ESTÁNDAR. a la muestra que contiene 30.2% en
finos, se le realizó directamente la flotación, siguiendo el método,
obteniéndose concentrado de plomo.
- SEPARACIÓN DEL MINERAL FINO DEL GRUESO. La pulpa de
mineral que se encuentra en la celda de flotación, se separó en
húmedo con malla 200, el mineral grueso del fino.
- PRUEBA DE MOLIENDA. Siguiendo el procedimiento de
molienda, solamente para la muestra gruesa (malla +200), se
determinó un tiempo de 5 minutos para obtener 60.1 % en finos,
se realizó: la flotación estándar, separación finos de gruesos y la
molienda en ese orden, 3 veces consecutivas, para determinar el
tiempo de molienda.
- FLOTACIÓN ESTÁNDAR. en la celda de flotación se juntan la
muestra fina (que se le ha reducido el volumen de agua por
evaporación) y la muestra recientemente molida, continuando el
método de flotación.
Ver fig. Nº 10, que es el esquema del procedimiento.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
99
Con la prueba metalúrgica se ha obtenido los siguientes resultados.
PRODUCTOS %
PESO
LEYES % RECUPERACIÓN
% Pb % Zn % Cu Oz
Ag/Tm Pb Zn Cu Ag
CONC. ZINC – 1 1.6 67.2 2.24 2.40 181.1 24.0 0.73 27.4 26.7
CONC. ZINC - 2 3.2 63.3 3.22 0.80 109.7 44.1 1.96 18.3 32.4
MEDIOS PLONO 7.0 18.9 9.00 0.58 49.4 29.0 11.95 29.1 32.0
RELAVE 88.2 18.9 5.10 0.04 1.0 3.0 85.36 25.2 8.1
CABEZA CALCULADA 100 4.57 5.27 0.14 10.8 100 100 100 100
FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN
SILVER MINERA QUIRUVILCA
4.4.3 CONCLUSIONES DE LA PRUEBA 3.
Comparando los resultados de las 2 pruebas metalúrgicas
realizadas en el laboratorio, se tiene:
- En la prueba con flotación primaria del plomo, los relaves en Pb,
Ag y Cu son más bajos; por lo tanto mejoran.
- El concentrado de Plomo (con Cu-Ag) que se obtiene de la
flotación primaria, tiene valores altos de concentración en Pb y
Ag.
- Las recuperaciones del Pb y Ag, son mayores en la prueba con
flotación primaria, con respecto a la prueba que imita las
condiciones de la planta, así:
-
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
100
RECUPERACIÓN
PRUEBA
Pb , Ag
1
RECUPERACIÓN
PRUEBA
Pb , Ag
2
CONC. DE
PLOMO
50.6 49.5 CONC. PLOMO -1 24.0 26.7
----------- ----------- CONC. PLOMO - 2 44.1 32.4
TOTAL 50.6 49.5 TOTAL 68.1 59.1
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
101
CAPÍTULO V
DISCUSIÓN DE RESULTADOS
Pocos cuerpos minerales son tan homogéneos que no muestran variación
en sus resultados de flotación, cuando se toma muestras de minerales de
diferentes sitios de un depósito.
En casos de planta, en operación, las muestras pueden ser tomadas de la
banda de alimentación del mineral del tamaño grueso a la sección de
molienda.
Las muestras deben ser tomadas por un periodo de tiempo suficiente de
manera que el mineral sea representativo del que la planta está tratando.
El mineral “menor de 10 mallas es dividido en porciones iguales de peso
conveniente para la prueba de flotación, la muestra es dividida
manualmente, usando el equipo divisor RIFFLES.
El tiempo de flotación se controla con un cronómetro y se efectúa teniendo
en cuenta los agotamientos de minerales valiosos en las espumas de
flotación.
Tomando los pesos y los ensayos de los productos se puede determinar la
distribución de los metales valiosos en cada uno de ellos, mediante un
balance metalúrgico.
Para el Pb, Zn, Cu – Ag los grados óptimos de molienda son diferentes,
para el p lomo su mejor recuperación es 85.2%, para el zinc 82.4%.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
102
Para las espumas scavenger, entre las mallas 50 y 140 se tiene un
porcentaje de 20.3% de mineral grueso, con una ley promedio en zinc =
5.98% y plata = 9.96 OZ/Tm.
Para el relave de las limpiezas, entre las mallas 50 y 140 se tiene un
porcentaje de 34% de material grueso, con una ley promedio en zinc =
3.73% y plata= 12.07 OZ/Tm.
Como existe liberación de zinc, por remolienda del mineral grueso se
obtiene mayor recuperación del elemento, con una diferencia de 5.94 con
respecto a la prueba estándar sin remolienda de los medios.
Un porcentaje apreciable de material fino (35%) de particular menor a 200
mallas, son recirculadas en forma inútil al molino secundario, juntamente
con las arenas gruesas debido a la alta densidad de la operación.
Para evitar las pérdidas de plomo, se realizaron pruebas de flotación con
muestras tomadas a la salida del molino primario, con porcentaje de finos
de 30.2%.
En la prueba con flotación de Pb y Ag son mejores los resultados en la
prueba con flotación primaria, con respecto a la prueba que imita las
condiciones de la planta, el concentrado de plomo (con Cu – Ag) que se
obtiene de la flotación primaria, tiene valores altos de concentración en Pb y
Ag.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
103
CAPÍTULO VI
CONCLUSIONES
Las causas de los bajos rendimientos en los concentrados de Pb-Ag y Zn
fueron:
- QUE, se aplicaba un solo proceso de flotación para minerales “comunes” ó
de Pb-Zn-Ag y de minerales “TRIPLES de Pb – Zn – Cu – Ag.
- LO QUE, no puede ser posible porque los minerales de cada flujo presentan
particularidades especificas como: dureza, leyes de cabeza, elementos
penalizadles, minerales de ganga y diversos contenidos de sulfato de cobre,
óxidos de Pb y Zn, carbonatos de Zn; que son causantes de la dispersión
de los elementos valiosos y/o bajas recuperaciones de los mismos.
- POR LO QUE SE PROPONE, trabajar los diferentes flujos mineralizados
por separado; el primero de MINERAL COMÚN, de más alta ley de cabeza
y más dócil al tratamiento metalúrgico, pasará a etapa industrial. Los otros
dos flujos pasan a investigación intensiva – debido a que presenta diversos
valores de Cu en su ley de cabeza y otros problemas metalúrgicos aún no
resueltos.
- FINALMENTE, para el tipo de MINERAL COMÚN, se propone mejorar sus
recuperaciones proponiéndose dos modificaciones:
1. FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO, cuyas pruebas a nivel de
LABORATORIO resultarán positivas aumentando la recuperación del Pb
– Ag.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
104
2. LA REMOLIENDA DE LOS MEDIOS DE ZINC, cuyas pruebas también
resultarán positivas.
- Se han determinado especies minerales, distribuidos en 3 flujos
mineralizados donde cada uno:
Tiene minerales de MENA y ganga características.
Tiene diferentes valores ó leyes de cabeza para cada elemento
valioso.
Tiene dureza diferente por lo que cada flujo mineral, se comporta de
manera diferente para una misma molienda.
- Cada uno de los flujos mineralizados, presenta diferentes
recuperaciones para los elementos valiosos y por lo tanto diferentes
rendimientos económicos, siendo el mejor el del FLUJO 1, de MINERAL
COMÚN, elegido para el programa de reactivación, los otros dos flujos
mineralizados DOS y TRES de mineral TRIPLE difícil y de mineral
TRIPLE – dócil, respectivamente deberá pasar una etapa de
investigación intensa.
- El estudio de MOLIENDA en el MINERAL COMÚN, indica que la
GALENA es más blanda y la ESCALERITA más dura y, para
recuperarse bien ambos elementos necesitan tiempos de moliendas
diferentes.
- Las PRUEBAS DE LABORATORIO, indican que habrá mejoras
económicas que deberán lograrse con ajustes continuos de la operación
en la planta, hasta lograr su óptimo rendimiento. Para operar con la
FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO, se requiere de una inversión en
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
105
una celda unitaria, cuyo tamaño deberá de definirse. De igual manera
para la REMOLIENDA DE LOS MEDIOS – GRUESOS de Zinc, se
necesita un molino de bolas, cuya dimensión ó inversión deberá
calcularse.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
106
CAPÍTULO VII
RECOMENDACIONES
No cabe la menor duda de que un trabajo en minería, debe existir la idea de
trabajo en equipo, donde profesionales de varias especialidades
intervienen.
Para el inicio de cualquier trabajo de minería (explotación – concentración)
se debe de observar lo siguiente:
- Identificación de los minerales del yacimiento.
- Investigación de la literatura existente donde se encontrará: fórmulas
químicas de los minerales identificados, propiedades físicas y químicas
de los mismos.
- Investigación del tamaño de las partículas minerales y su textura que
nos dará pautas, para el grado de molienda a llegar.
- Pruebas metalúrgicas.
- Determinación del método de concentración a utilizar y todos sus
parámetros.
Durante todo el proceso de minería debe mirarse la parte económica y las
mejoras que se pueden realizar a la parte técnica – con la finalidad de
obtener mayores ganancias y/o determinar cuanto se deja de ganar por
errores de operación.
Que se estudie como TEMA DE TESIS, los minerales de QUIRUVILCA que
poseen ARSÉNICO, ANTIMONIO y BISMUTO, para que puedan ser
explotados y concentrados en un futuro.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
107
BIBLIOGRAFÍA
1) AMERICAN CYANAMID :
COMPANY
MANUAL DE PRODUCTOS QUÍMICOS
PARA LA MINERÍA.
2) BRAÑES, HENRY (1990) : FLOTACIÓN EXPERIMENTAL DE
MINERALES POLIMETÁLICOS EN LAS
MINAS DE QUIRUVILCA.
3) BROS, J. : OPERACIÓN UNITARIAS.
4) CANEPA, CÉSAR (2000) : ESTUDIOS MICROSCÓPICOS – CONTRA
MUESTRAS DE PRUEBAS METALÚRGICAS
QUIRUVILCA – JUNIO 16.
5) CONTRATO DE COMPRA- VENTA DE CONCENTRADOS DE LA COMPAÑÍA
MINERA QUIRUVILCA, 29 de OCTUBRE DE 1994.
6) LUIS DE MONTREIUL :
(2000).
INFORME DE INVESTIGACIÓN
MINERALÓGICA DE LA MINA DE
QUIRUVILCA – 14 DE OCTUBRE
7) NACIONAL INSTITUTE FOR :
METALLURGY (2002).
MINERALOGY AND THE METALLURGIST.
8) PLANTA CONCENTRADORA :
DE QUIRUVILCA.
INFORME MARZO 21 DE 2002.
9) RÍOS VALDIVIA, DAVID :
(2004)
APROXIMACIÓN TEÓRICA AL ESTUDIO DE
ELEMENTOS PENALIZABLES EN LOS
CONCENTRADOS DE QUIRUVILCA.
10) THE DOW CHEMICAL :
COMPANY (3003)
MANUAL DE PRODUCTOS QUÍMICOS
PARA MINERÍA.
11) TAGGART, A.F. (2000) : MANUAL DE MINERÍA.
12) TOUVENIN J.M. (2000) : LAS MINERALISATION POLY
METALLIQUES A; Pb, Zn, Cu y Ag
QUIRUVILCA JUNIO 12.
13) SKOOD.DW.WEST (2001) : “ANÁLISIS QUÍMICO INSTRUMENTAL. Edit.
Interamericano – México.
14) VOGEL ARTUR (2000) : QUÍMICA ANALÍTICA CUANTITATIVA.
Edit. Kopeluz. Volumen 1 – Cuarta Edición.
Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación
Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/
Bibliot
eca d
e Ing
enier
ía Quím
ica U
NT