anÁlisis del comportamiento de la molibdenita en mineral de...

PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSO FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA

PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL EN METALURGIA EXTRACTIVA

ANÁLISIS DEL COMPORTAMIENTO DE LA MOLIBDENITA EN MINERAL DE RAJO Y

SUBTERRÁNEO DE DAND

Daniel José Vergara Solervicens

Profesores Guías:

Amelia Dondero Carrillo.

Lorena Álvarez Sánchez.

2012

DEDICATORIA

DEDICATORIA

A mis padres, quienes me han apoyado y dado todo lo que he necesitado,

pero lo más importante, es que lo han hecho por amor.

A mis abuelos, a quienes amo mucho, en particular a Prim Solervicens,

quien falleció durante el desarrollo de esta Tesis.

AGRADECIMIENTOS

i

AGRADECIMIENTOS

Después de años de arduo trabajo, termino con la etapa donde he quedado definido

como persona y profesional. Me quedo corto de palabras para agradecer a mis padres,

quienes mi inculcaron que con esfuerzo, siempre se puede.

Quiero agradecer además a don Gino Slanzi, Juan Cornejo y Eduardo Morín, quienes

confiaron en mí y me dieron la oportunidad de desarrollar esta investigación, además del

apoyo y guía recibidos durante la realización de la misma.

A mis profesoras tutoras, Amelia Dondero y Lorena Álvarez, quienes tuvieron que

disponer de su poco tiempo libre para ofrecerme la guía necesaria para finalizar este trabajo.

A don Arturo Ardiles, quien respondió mis dudas y me guió sobre dudas prácticas

sobre el funcionamiento de la planta.

A don Fernando Castañeda, Patricio Gaete y personal del CIMM, cuya ayuda durante

mi periodo en el Laboratorio de Metalurgia es impagable. Gracias también por los consejos y

comentarios anexos a este trabajo, los cuales me permitieron vislumbrar mejor el desarrollo

de la vida profesional dentro de la planta.

A don Sergio Torres y la compañía Cytec, además de don Miguel Arends y la

compañía Flomin, quienes tuvieron la amabilidad de ayudarme en la facilitación de reactivos

y en la realización de pruebas de laboratorio, además de las recomendaciones realizadas.

Finalmente, a mis compañeros Juan Carlos Araya, Juan Kalise, Jean Silva y Daniel

Valdés, quienes sufrieron y compartieron junto mí en el desarrollo de la memoria, haciendo

que el tiempo transcurriese más rápido e hicieron buena compañía mientras estaba lejos de

mi familia, además de prestar, dentro de lo posible, ayuda ante los problemas que aparecían

en el transcurso de la investigación, realizando los comentarios pertinentes para obtener una

solución viable.

RESUMEN

ii

RESUMEN

El desarrollo de este trabajo de Titulación tuvo por objetivo estudiar las variables que

pudiesen lograr un aumento en la recuperación de molibdeno en la planta concentradora (por

flotación colectiva de cobre y molibdeno) mediante el cambio en algunas variables

operacionales. Además de lo anterior, el estudio permitió la generación de recomendaciones

realizadas a partir del análisis de los datos de operación obtenidos y el estudio teórico

realizado.

El mineral de DAND proviene de dos fuentes distintas (una mina de rajo y otra

subterránea), por lo que presentan diferencias metalúrgicas; entre ellas sus leyes,

composición mineralógica, recuperación de minerales de interés, etc.

Luego de realizar un estudio de las variables de proceso y diversas pruebas de

flotación con reactivos de distintas familias orgánicas (tionocarbamatos, ditiocarbamatos y

xantatos), se han establecido varias conclusiones, junto con recomendaciones con el fin de

mejorar la recuperación de molibdeno, principalmente.

Entre los cambios propuestos, se destaca el reemplazar el reactivo por la mezcla

colectora CY-01-42 y CY-01-210 (en una proporción 3:1 en peso), pues no requiere una

inversión mayor, al contrario del aumento propuesto de la capacidad Scavenger, el que

requiere de una inversión mayor, dada la adquisición de los equipos y la necesidad de

ampliar la caverna donde se ubica la planta concentradora, para la disposición de estos.

De esta manera, es posible extraer de este proceso investigativo, conclusiones y

recomendaciones como que la pérdida del molibdeno en la etapa Scv se concentra en gran

parte en la fracción fina del mineral (< a 45 [μm]) por lo que se sugiere realizar cinéticas de

flotaciones Scv para el Mo y análisis granulométricos a mallas menores a 45 [μm]; que los

distintos minerales de alimentación rougher presentan diferentes recuperaciones a escala de

laboratorio, pero se requiere un análisis más profundo para ver la causa de esto y,

finalmente, que existe un colector capaz de aumentar las recuperación de Mo para ambos

minerales, a escala de laboratorio, por lo que se debe evaluar su comportamiento con NaHS

emulando el proceso de flotación selectiva y las demás variables que se puedan ver

afectadas, para luego realizar una prueba a escala industrial con este colector.

GLOSARIO DE ABREVIACIONES

iii

GLOSARIO DE ABREVIACIONES

ASTM: Sociedad Americana para Pruebas y Materiales (American Society for Testing and

Materials)

CIMM: Centro de Investigación Minero Metalúrgico

DAND: División Andina

gpt: gramos de la sustancia por tonelada de mineral

IM2: Instituto de Innovación en Minería y Metalurgia

ktpd: kilotoneladas por (en un) día

ktpa: kilotoneladas por (en un) año

msnm: Metros sobre el nivel del mar

Mton: Millones de toneladas

PMA: Análisis mineralógico de partículas (Particle Mineralogical Analysis)

PND: Plan de Negocios y Desarrollo

PPC: Planta de Productos Comerciales

QEMscan: Evaluación cuantitativa de minerales (Quantitative Evaluation of Minerals by

SCANning electron microscopy)

SAG: Molino Semi Autógeno (Semi-Autogenous Grinding)

TMF: toneladas métricas finas

TMH: toneladas métricas húmedas

TMS: toneladas métricas secas

GLOSARIO

iv

GLOSARIO

Anhidrita: Mineral compuesto de sulfato de calcio anhidro (CaSO4). Cuando se expone a la

acción del agua, la anhidrita la absorbe y se transforma en yeso (CaSO4•2H2O).

Anisotropía: Es la propiedad general de la materia según la cual determinadas propiedades

físicas, tales como: elasticidad, temperatura, conductividad, velocidad de propagación de la

luz, etc. varían según la dirección en que son examinadas.

ASTM: Asociación que se encarga de generar normas utilizadas y aceptadas mundialmente

y abarcan áreas tales como metales, pinturas, plásticos, textiles, petróleo, construcción,

energía, el medio ambiente, productos para consumidores, dispositivos y servicios médicos y

productos electrónicos.

Bomba Peristáltica: Bomba de desplazamiento positivo usado para bombear una gran

variedad de fluidos. Es aplicable para fluidos de alta viscosidad, fluidos agresivos y

corrosivos, soluciones de alta pureza y fluidos abrasivos. Si los fluidos son pastosos, una

pulpa o simplemente líquido, la bomba peristáltica puede iniciarse, detenerse y

continuamente bombear fluidos en un amplio rango de presiones y flujos.

Cal: Compuesto formado por calcio y oxígeno, cuya fórmula química es CaO. También se le

conoce como “cal viva”, dado que al adicionar agua, se forma hidróxido de calcio (Ca(OH)2)

también denominada “cal apagada”.

Calcopirita: Mineral de cobre que está compuesto, además, por azufre y hierro. Su fórmula

química es CuFeS2.

Carbonatos: Sales del ácido carbónico, están compuestas por el anión CO3-2. Suelen ser

poco solubles en agua.

Clivaje: Es la tendencia a separarse a lo largo de planos en una o más direcciones. Aunque

un mineral se presente en granos irregulares, sin caras cristalinas reconocibles, los granos

se romperán a lo largo de planos de clivaje característicos del mineral. Algunos minerales se

rompen con fractura desigual o irregular; otros poseen fractura concoidea que se caracteriza

porque las superficies de ruptura resultantes son curvas, como una concha de almeja.

GLOSARIO

v

Colas: Flujo producto de una celda de flotación que tiene un porcentaje de mineral de interés

en menor cantidad que el flujo de alimentación. Suelen ser reprocesadas en otra etapa de

flotación; en caso contrario, son llamadas relaves.

Difusión Browniana: Movimiento aleatorio que se observa en algunas partículas

microscópicas que se hallan en un medio fluido debido al bombardeo incesante de los

átomos del fluido, sometidos a una agitación térmica.

Dolomita: Mineral compuesto de carbonato de calcio y magnesio cuya fórmula química es

CaMg(CO3)2. Se produce por una sustitución por intercambio iónico del calcio por magnesio

en la roca Skarn (CaCO3).

Flotación flash: Etapa de flotación en la que se utiliza una celda neumática que suele

encontrarse antes de la etapa Rougher. Logra una ley semejante a las obtenidas en una

etapa de limpieza, pero tiene una recuperación en masa menor al 10%.

Feldespato: Grupo de minerales que corresponden en volumen a un 60% de la corteza

terrestre. Los feldespatos con una composición entre albita y ortoclasa se llaman feldespatos

potásicos.

Ganga: Es el material que se descarta al extraer el mineral de una mina, por carecer de valor

económico o ser demasiado costoso su aprovechamiento. Es posible que un mineral que se

considere ganga en un yacimiento sea de interés en otro, o que la mejora en las técnicas

extractivas o los usos industriales haga rentable el procesamiento de materiales

anteriormente considerados ganga.

Granulometría: Corresponde a los distintos tamaños de partículas que tiene una muestra

mineral.

Ión: Átomo o molécula que no es eléctricamente neutra. Los iones cargados negativamente

se conocen como aniones (Cl-, CO3-2) y los cargados positivamente como cationes (Ca+2,

H3O+).

Ley: Porcentaje en peso del elemento (o mineral) medido en la muestra analizada.

Molibdenita: Principal mineral del cual se obtiene el molibdeno. Su fórmula química es MoS2.

GLOSARIO

vi

Molienda Convencional: Etapa de molienda que se reconoce por contar con un molino de

barras, seguido de uno o más molinos de bolas. El término convencional proviene del

prolongado uso en la industria de este esquema.

Molino Unitario: Molino que se caracteriza por no requerir de etapas de molienda posteriores

para alimentar al banco Rougher.

Ortoclasa: Mineral cuya fórmula química es KAlSi3O8., es uno de los más abundantes en la

corteza terrestre.

Óxidos: Compuesto binario que contiene uno o varios átomos de oxígeno. Son muy comunes

y variados en la corteza terrestre.

P80: Tamaño por el cual el 80% de las partículas en una distribución granulométrica son

capaces de atravesar; es decir, tienen un diámetro menor a aquella abertura.

Pirita: Sulfuro de hierro cuya fórmula química es FeS2. Se le conoce como “oro de los tontos”

por su gran parecido al ojo con el oro.

Polaridad: Propiedad de las moléculas que representa la separación de cargas en la misma,

donde los electrones de uno o más de los átomos se ven atraídos hacia el átomo que tiene

una mayor electronegatividad.

Proceso Brenda: Es un proceso de lixiviación que utiliza cloruro férrico para reducir el

contenido de cobre en el concentrado de molibdenita.

Relave: Flujo resultante de un proceso de flotación que se descarta por su bajo contenido del

mineral de interés. Se diferencia de la definición de “cola” en que esta última puede ser

procesada en otra etapa. Por ejemplo, las colas de una etapa columnar suelen ser

procesadas en una etapa Scavenger. Sin embargo, las colas Scavenger, probablemente

serán relaves.

SAG: Molino Semi-Autógeno, se caracteriza por usar como medio de molienda el mismo

mineral, en conjunto a una carga menor de bolas de fierro, si se compara con las alimentada

a un molino convencional.

Silicatos: Grupo de minerales de mayor abundancia en la corteza terrestre, constituyen sobre

el 95% de ésta. Están compuestos por silicio y oxígeno, en la forma aniónica SiO4-4.

GLOSARIO

vii

Split Factors: Factores de distribución que se calculan por la relación entre la masa de

producto (ya sea concentrado o cola) y la masa de alimentación

Tyler: Escala de clasificación de partículas que se correlaciona con el tamaño de las

partículas en micrómetros, siendo el número Ty la cantidad de aberturas por pulgada lineal

de la malla. Fue creada por la compañía W.S Tyler.

Unidad Geológica: Bloque definido por una unidad de geólogos que cumple con ciertos

criterios, normalmente porcentajes de distintos minerales, cantidad de arcillas presentes,

forma en la que se presenta el mineral de interés, etc.

Yeso: Mineral compuesto de sulfato de calcio hidratado cuya fórmula química es

CaSO4•2H2O. Se diferencia del yeso industrial, dado que este último es sulfato de calcio

hemihidrato (CaSO4·½H2O), también llamado vulgarmente "yeso cocido".

ÍNDICE

viii

ÍNDICE DEDICATORIA ....................................................................................................................... 2

AGRADECIMIENTOS .............................................................................................................. i

RESUMEN .............................................................................................................................. ii

GLOSARIO DE ABREVIACIONES ......................................................................................... iii

GLOSARIO ............................................................................................................................ iv

ÍNDICE ................................................................................................................................. viii

ÍNDICE DE FIGURAS .......................................................................................................... xiii

ÍNDICE DE GRÁFICOS ....................................................................................................... xiv

ÍNDICE DE TABLAS ............................................................................................................. xv

1. Introducción .................................................................................................................... 1

1.1 División Andina y el Molibdeno ......................................................................... 1

1.2 Molibdeno ......................................................................................................... 2

1.2.1 Usos y Consumo .................................................................................................... 2

1.2.2 Demanda y Producción .......................................................................................... 3

1.2.3 Valor Comercial del Producto................................................................................. 6

1.3 Objetivos .......................................................................................................... 7

1.3.1 Objetivo General .................................................................................................... 7

1.3.2 Objetivos Específicos ............................................................................................. 7

2. División Andina ............................................................................................................... 8

2.1 Historia ............................................................................................................. 8

2.2 Proceso de Flotación Colectiva en DAND ....................................................... 10

2.2.1 Molienda ...............................................................................................................12

2.2.2 Flotación ...............................................................................................................13

2.2.3 Proyectos de producción ......................................................................................16

ÍNDICE

ix

3 Aspectos Teóricos ......................................................................................................... 18

3.1 Fundamentos.................................................................................................. 18

3.1.1 Molienda ...............................................................................................................18

3.1.2 Flotación ...............................................................................................................19

3.2 Flotación de Molibdenita ................................................................................. 21

3.2.1 Estructura, Fracturamiento y Flotabilidad ............................................................21

3.2.2 Densidad de Pulpa ...............................................................................................23

3.2.3 Efecto de Iones y Ganga asociada ......................................................................23

3.3 Operación ....................................................................................................... 27

3.3.1 Rougher ................................................................................................................27

3.3.2 Cleaner .................................................................................................................29

3.3.3 Scavenger ............................................................................................................30

3.4 Balance de Masa ............................................................................................ 31

4 Desarrollo Experimental ................................................................................................ 32

4.1 Supuestos ...................................................................................................... 32

4.2 Procedimiento Experimental ........................................................................... 33

5 Evaluación Económica .................................................................................................. 58

5.1 Costos Involucrados ....................................................................................... 58

5.1.1 Mano de obra .......................................................................................................58

5.1.2 Supervisión ...........................................................................................................59

5.2 Prueba Industrial ............................................................................................ 59

5.3 Utilidades Estimadas ...................................................................................... 60

5.4 Inversión Estimada ......................................................................................... 63

5.4.1 Capital Fijo Directo ...............................................................................................63

5.4.2 Capital Fijo Indirecto .............................................................................................64

5.5 Parámetros de Evaluación del Proyecto ......................................................... 66

ÍNDICE

x

6 Resultados y Discusiones ............................................................................................. 67

6.1 Molibdeno en los finos .................................................................................... 67

6.2 Tendencia al fracturamiento ........................................................................... 67

6.3 Ganga asociada al mineral ............................................................................. 67

6.4 Pruebas con nuevos reactivos ........................................................................ 68

6.5 Falta de capacidad Scavenger ....................................................................... 68

7 Conclusiones y Recomendaciones ................................................................................ 69

BIBLIOGRAFÍA .................................................................................................................... 71

ANEXO A ............................................................................................................................ A-0

A.1 Tonelaje procesado .................................................................................................. A-1

A.2 Leyes de alimentación .............................................................................................. A-4

A.2.1 Leyes y Recuperación de Cobre ................................................................... A-4

A.2.2 Leyes y Recuperaciones de Molibdeno ........................................................ A-7

A.3 Mineralogía ............................................................................................................. A-10

A.4 Análisis Granulométrico y Porcentajes de Cu y Mo................................................. A-13

A.5 Grado de Liberación y Asociaciones ....................................................................... A-18

ANEXO B ............................................................................................................................ B-0

B.1 Línea de Correa N°5: ................................................................................................ B-1

B.1.1 Circuito de Chancado ................................................................................... B-1

B.1.2 Circuito de Molienda ..................................................................................... B-2

Molienda Convencional ...................................................................................................... B-2

Molienda Unitaria 1 ............................................................................................................ B-3

B.2 Descripción Línea Correa N°7 .................................................................................. B-6

B.2.1 Circuito de Chancado ................................................................................... B-6

B.2.2 Circuito de Molienda ..................................................................................... B-8

Molienda SAG .................................................................................................................... B-8

Molienda Unitaria 2 ............................................................................................................ B-9

ÍNDICE

xi

ANEXO C ............................................................................................................................ C-0

C.1 Tamaño de partículas ............................................................................................... C-1

C.2 Densidad de Pulpa ................................................................................................... C-2

C.3 Agua de Proceso ...................................................................................................... C-2

C.4 Reactivos .................................................................................................................. C-2

C.5 Flujo de aire .............................................................................................................. C-4

C.6 Burbujas ................................................................................................................... C-5

ANEXO D ............................................................................................................................ D-0

D.1 Colectores Cytec ...................................................................................................... D-1

D.1.1 Primer Barrido .............................................................................................. D-1

D.1.2 Segundo Barrido ........................................................................................... D-2

D.1.3 Tercer Barrido ............................................................................................... D-3

D.2 Colectores FLOMIN .................................................................................................. D-4

D.2.1 Primer Barrido .............................................................................................. D-4

D.2.2 Segundo Barrido ........................................................................................... D-5

D.2.3 Tercer Barrido ............................................................................................... D-6

ANEXO E ............................................................................................................................ E-0

E.1 Balance de Masa ...................................................................................................... E-1

E.2 Ecuaciones Planteadas ............................................................................................ E-4

E.2.1 Ecuaciones Generales .................................................................................. E-4

E.2.2 Ecuaciones Particulares ............................................................................... E-5

E.3 Desarrollo ................................................................................................................. E-7

ÍNDICE

xii

ANEXO F ............................................................................................................................ F-0

F.1 Descripción de los Test ............................................................................................ F-1

F.2 Caracterización Mineral ............................................................................................ F-3

F.3 Cinéticas de Molienda ............................................................................................ F-20

F.4 Cinéticas de Flotación ............................................................................................ F-30

F.4.1 Cobre .......................................................................................................... F-32

Leyes de Cobre ................................................................................................................ F-32

Recuperaciones de cobre ................................................................................................ F-34

F.4.2 Hierro .......................................................................................................... F-36

Leyes de Hierro ................................................................................................................ F-36

Recuperaciones de Hierro................................................................................................ F-38

F.4.3 Molibdeno .................................................................................................... F-40

Leyes de Molibdeno ......................................................................................................... F-40

Recuperaciones de Molibdeno ......................................................................................... F-42

ÍNDICE DE FIGURAS

xiii

ÍNDICE DE FIGURAS

Capítulo 2: División Andina

Figura 2. 1: Diagrama de flujo de las líneas productivas ...................................................... 11

Figura 2. 2: Flujo de entrada del mineral perteneciente a mina rajo ..................................... 13

Figura 2. 3: Flujo de entrada del mineral perteneciente a la mina subterránea ..................... 13

Capítulo 3: Aspectos Teóricos

Figura 3. 1: Celda mecánica convencional ........................................................................... 20

Figura 3. 2: Estructura cristalina de la molibdenita (MoS2) ................................................... 21

Figura 3. 3: Relación entre el pH, [Ca+2] y el ángulo de contacto .......................................... 22

Capítulo 4: Desarrollo Experimental

Figura 4. 1: Diagrama simplificado, donde se muestra la unión de las colas Ro y Scv ......... 36

ÍNDICE DE GRÁFICOS

xiv

ÍNDICE DE GRÁFICOS


Gráfico 2. 1: Plan Base ........................................................................................................ 16

Gráfico 2.2: Plan de tratamiento E2V2 ................................................................................. 17


Gráfico 3. 1: Recuperación de molibdeno para 2 muestras minerales, con y sin adición de

iones .................................................................................................................................... 25

Gráfico 3. 2: Recuperación de Mo y Cu a distintas mezclas ................................................. 26


Gráfico 4. 1: Perfiles granulométricos de las líneas de molienda de DAND .......................... 37

Gráfico 4. 2: Perfil granulométrico obtenido luego de 10 minutos de molienda ..................... 39



Gráfico 4. 5: Gráfico de leyes obtenidas para minerales de rajo y subterránea .................... 50

Gráfico 4. 6: Recuperaciones y leyes de Cu obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo

............................................................................................................................................. 53

Gráfico 4. 7: Recuperaciones y leyes de Mo obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo

............................................................................................................................................. 54

Gráfico 4. 8: Recuperaciones y leyes de Fe obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo

............................................................................................................................................. 55

Gráfico 4. 9: Cinética para la etapa Scavenger en planta, sección 1 .................................... 56

Gráfico 4. 10: Cinética para la etapa Scavenger en laboratorio, sección 1 ........................... 56

Gráfico 4. 11: Cinética para la etapa Scavenger en planta, sección 2 .................................. 57

Gráfico 4. 12: Cinética para la etapa Scavenger en laboratorio, sección 2 ........................... 57

ÍNDICE DE TABLAS

xv

ÍNDICE DE TABLAS

Capítulo 1: Introducción

Tabla 1. 1: Exportación de productos metálicos, años 2010 y 2011 ....................................... 4

Tabla 1. 2: Exportación de molibdeno por país de destino, años 2010 y 2011 ....................... 4

Tabla 1. 3: Exportación de productos de molibdeno años 2010 y 2011 .................................. 5


Tabla 2. 1: Equipos de la etapa de Flotación colectiva de DAND. ........................................ 15


Tabla 3. 1: Tamaños de alimentación y producto para distintas escalas de conminución ..... 18

Tabla 3. 2: Composición de las unidades Geológicas analizadas ......................................... 24

Tabla 3. 3: Composición aguas utilizadas en laboratorio y en planta .................................... 25

Tabla 3. 4: Caracterización de flujos de los bancos Rougher ............................................... 27

Tabla 3. 5: Caracterización de flujos etapa de limpieza ........................................................ 29

Tabla 3. 6: Caracterización de la etapa Scavenger .............................................................. 30

Tabla 3. 7: Tonelajes calculados en el balance de masa ...................................................... 31

ÍNDICE DE TABLAS

xvi


Tabla 4. 1: Perfil Granulométrico Cola Scavenger ................................................................ 33

Tabla 4. 2: Perfil Granulométrico cola Rougher E ................................................................. 34

Tabla 4. 3: Perfil Granulométrico Cola General .................................................................... 35

Tabla 4. 4: Balance a la ganga asociada al mineral.............................................................. 41

Tabla 4. 5: Minerales con Calcio y Magnesio presentes en DAND ....................................... 42

Tabla 4. 6: Porcentajes de minerales solubles de calcio y magnesio ................................... 43

Tabla 4. 7: Masas atómicas de los elementos que componen las gangas reactivas............. 43

Tabla 4. 8: Masas moleculares y porcentajes de Ca y Mg presente ..................................... 43

Tabla 4. 9: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoB ...................................................... 44

Tabla 4. 10: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoA .................................................... 44

Tabla 4. 11: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoE .................................................... 44

Tabla 4. 12: Volumen de agua en los distintos flujos ............................................................ 45

Tabla 4. 13: Masa máxima de Ca y Mg que se puede disolver en un día ............................. 45

Tabla 4. 14: Diseño de experimentos de cuadro latino ......................................................... 48

Tabla 4. 15: Caracterización química de la muestra entregada a SGS ................................. 50

Capítulo 5: Evaluación Económica

Tabla 5. 1: Leyes de alimentación y Recuperaciones Rougher ............................................ 60

Tabla 5. 2: Split Factors para las condiciones estándar ........................................................ 60

Tabla 5. 3: Split Factors para las nuevas condiciones propuestas ........................................ 60

Tabla 5. 4: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición estándar ........................ 61

Tabla 5. 5: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición propuesta ...................... 61

Tabla 5. 6: Precios de los colectores en estudio ................................................................... 62

Tabla 5. 7: Costo unitario de la mano de obra ...................................................................... 64

Tabla 5. 8: Costo de distintos segmentos correspondientes al capital fijo ............................ 65

Tabla 5. 9: Valores de VAN y TIR para la inversión estimada .............................................. 66


1

1. Introducción

1.1 División Andina y el Molibdeno

Durante el último año, DAND ha tenido una alta variación en la recuperación por

flotación (colectiva y selectiva) de molibdeno. Lo que más preocupa a la División es que en

los valles de esta curva oscilatoria (cuando se obtienen los menores valores de

recuperación), las recuperaciones obtenidas son menores en comparación a los de otra

plantas concentradoras (60% v/s un 68% en flotación colectiva y 78% v/s un 88% en la

selectiva), según un benchmarking realizado.

Por esta razón, se realiza este trabajo de investigación, donde se analizan las

variables que afectan la recuperación de la molibdenita, con el fin de establecer qué

opciones de mejora existen para aumentarla y así obtener mayores utilidades para la

División. Este análisis incluye tanto el estudio de datos de planta como una investigación

teórica.

Como se verá en el desarrollo de este trabajo de Titulación, se proyecta que el precio

del molibdeno se mantendrá estable dentro de los próximos años, bordeando los US$ 12 la

libra, ante una demanda mayor de este metal y una disminución en la producción debido a

las menores leyes existentes en los yacimientos.

Actualmente, Chile es el segundo productor a nivel mundial de molibdeno, después

de China. Los principales productores en Chile son CODELCO, Minera Los Pelambres, Sur

Andes y Collahuasi, siendo el principal la minera estatal, con un 58% de la producción,

seguido por Pelambres, con casi un 24% de la producción.


2

1.2 Molibdeno

El molibdeno es un metal de color gris plateado, que no existe en estado puro en la

naturaleza, por lo que generalmente se encuentra asociado a otros elementos, como es el

caso de los minerales sulfurados, de los cuales también se obtiene el cobre. Así, es común

que el molibdeno sea considerado un subproducto de una operación de extracción de cobre.

Su nombre tiene origen del griego "molybdos", que significa "parecido al plomo", en

alusión a su color. Aunque algunos sostienen que ya era conocido en tiempos antiguos, fue

recién durante la Primera Guerra Mundial que se da a conocer su uso en aleaciones de

acero, siendo usado en reemplazo del wolframio (también conocido como tungsteno) que en

ese momento era escaso, iniciándose así su uso comercial. (1)

Aunque es más conocido en su rol de productor de cobre, Codelco es el segundo

fabricante de molibdeno en el mundo, siendo un actor altamente reconocido a nivel mundial

entre los productores de acero, en el cual el molibdeno se emplea como aleación.

1.2.1 Usos y Consumo

El molibdeno se usa como materia prima para obtener aleaciones, entre las que

destacan los aceros más resistentes, a los cuales aporta sus propiedades principales como

son durabilidad, fortaleza y resistencia a la corrosión y las altas temperaturas. Alrededor de

las dos terceras partes de este metal se usa para este fin.

La aleación de acero soporta altas temperaturas y presiones siendo muy resistente,

por lo que se utiliza en la construcción para hacer piezas de aviones y piezas forjadas de

automóviles. El alambre de molibdeno se utiliza en tubos electrónicos, y el metal sirve

también como electrodo en los hornos de vidrio.

Entre otros usos, se tiene la superaleación que se obtiene en base a níquel, para

obtener catalizadores que se usan en la eliminación de azufre en la industria petrolera.


3

Es también empleado en el proceso industrial de los lubricantes (el disulfuro de

molibdeno es resistente a altas temperaturas, reduce el desgaste y la fricción de las piezas

de los motores, como se puede dar en los frenos de los automóviles, en la fabricación de

revestimientos y solventes), en las industrias químicas (pigmentos para plásticos, pinturas y

compuestos de caucho) y la electrónica (conductores eléctricos).

Tiene además un papel vital en la protección ambiental y de la salud, ya que sus

compuestos son intrínsecamente seguros y no tóxicos. Ello reduce el riesgo por cantidades-

rastro en agua y suelo, que pudieran formar parte en la cadena alimentaria de los seres

vivos. (2)

1.2.2 Demanda y Producción

La demanda mundial fue de 258.200 TMF para el año 2011 y para 2012 se estima

que será de 272.000 TMF.

Chile posee más del 13% de las reservas mundiales de molibdeno, siendo el tercer

país con mayores depósitos luego de China y Estados Unidos, quiénes conservan del orden

del 75% de las reservas mundiales, sin embargo es el segundo país productor, siendo el

primero China y el tercero Estados Unidos.

Si bien el importe debido al molibdeno no se puede comparar con el del cobre, sí se

puede con los del hierro y el oro, con el cual tiene valores muy cercanos siendo de un 3%

versus 3.5% y 3.2%, respectivamente, según lo mostrado en la Tabla 1. 1. Cabe destacar el

hecho de que la producción de molibdeno corresponde a un subproducto del cobre, por lo

que su costo de mina ya está pagado, a diferencia del hierro, por ejemplo, por lo que la

ventaja obtenida es aún mayor.

En el período enero-septiembre del 2011, los principales destinos de este mineral

fueron la Unión Europea y Asia, con sus respectivas participaciones de 47,5% y 37,1%. Los

principales países compradores fueron los Países Bajos, Japón y Estados Unidos que dieron

cuenta de 38,5%, 25,4% y 8,6% del total de envíos, respectivamente (Tabla 1. 2). La

exportación de molibdeno, llegó a US$1.082,8 millones en el período enero-septiembre del

2011, lo que implica un incremento de 17,7% en comparación con lo exportado en igual

lapso de 2010 (Tabla 1. 3). (3)


4

Producto Área/País Periodo Enero – Septiembre (MUS$ FOB) 2010 2011 % Part 2011 % Var 11/10

Básicos Cobre 28724.5 32199.8 88.8 12.1 Hierro 745.5 1280.2 3.5 71.7

Preciosos Oro 747.8 1153.6 3.2 54.3 Plata 235.6 517.7 1.4 119.7

De Aleación Molibdeno 919.7 1082.2 3.0 17.7

Otros Otros 80.2 43.3 0.1 -46.0

Total Total 31453.3 36277.4 100.0 15.3 Tabla 1. 1: Exportación de productos metálicos, años 2010 y 2011

Área/País Periodo Enero – Septiembre (MUS$ FOB) 2010 2011 % Part 2011 % Var 11/10 Países Bajos 282.9 417.4 38.5 47.5 Japón 217.0 274.8 25.4 26.6 China 114.4 63.1 5.8 -44.8 E.E.U.U 71.1 93.0 8.6 30.7 Bélgica 51.0 59.1 5.5 15.8 Corea del Sur 52.8 50.6 4.7 -4.2 Brasil 52.2 47.7 4.4 -8.6 Suecia 20.5 12.6 1.2 -38-3 Italia 18.0 15.3 1.4 -15.0 Tailandia 14.8 7.3 0.7 -50.7 España 10.2 8.8 0.8 -13.7 Taiwán 4.9 0.8 0.1 -82.9 Reino Unido 4.0 1.0 0.1 -74.6 Argentina 2.6 3.8 0.3 43.5 Sudáfrica 1.8 6.4 0.6 254.7 Resto 1.5 21.1 2.0 > 1000 Total 919.7 1082.8 100.0 17.7

Tabla 1. 2: Exportación de molibdeno por país de destino, años 2010 y 2011


5

Producto Área/País Periodo Enero – Septiembre (MUS$ FOB) 2010 2011 % Part 2011 % Var 11/10 Óxido

Aladi 54.6 51.5 5.7 -5.7 Asia 357.22 359.7 40.0 0.7 E.E.U.U 17.0 26.0 2.9 53.2 U.E 320.8 455.3 50.6 41.9 Resto 1.8 6.4 0.7 254.7 Total 751.4 899.1 100.0 19.6

Concentrado sin tostar

Aladi 0.4 1.0 0.6 126.1 Asia 47.2 41.8 24.8 -11.4 E.E.U.U 54.1 66.9 39.7 23.6 U.E 65.8 58.9 34.9 -10.6 Resto 0.0 7.3 4.4 -- Total 167.6 168.6 100.0 0.6

Demás Productos

Aladi 0.0 7.8 100.0 -- Asia 0.7 0.0 0.0 -100.0 Total 0.7 7.8 100.0 > 1000

Total

Aladi 55.1 60.3 5.6 9.5 Asia 405.0 401.5 37.1 -0.9 E.E.U.U 71.1 93.0 8.6 30-7 U.E 386.6 514.2 47.5 33.0 Resto 1.8 13.8 1.3 661.4 Total 919.7 1082.8 100.0 17.7 Tabla 1. 3: Exportación de productos de molibdeno años 2010 y 2011


6

1.2.3 Valor Comercial del Producto

Respecto al precio del molibdeno utilizado, Víctor Garay, analista de mercado minero

de la Comisión Chilena del Cobre (COCHILCO), pronostica que el precio de este

subproducto del cobre se ubicaría el próximo año en un rango entre 11 y 16 US$/lb (4)¡Error! No se encuentra el origen de la referencia.. Es decir, dentro de rango de los 14,4 US$/lb

(31 US$/kg) que ha estimado CODELCO para los siguientes años.

Por otra parte, RBC Capital Markets ha previsto un crecimiento en la demanda de un

8,4% en 2012 y un 8,8% en 2013, antes de volver a la tendencia de crecimiento de poco más

de un 5,0 por ciento en 2014 y 2015, según un comentario reciente de mercado (5), por lo que

se puede afirmar que el precio no debería alejarse mucho de la estimación actual.

Con los datos ya descritos, se establece que una mejora en la recuperación del

molibdeno es una oportunidad para DAND debido a que, como ya se ha explicado, el costo

de mina ya ha sido pagado, por lo que este aumento significa sólo utilidades para la División.

Para aclarar esto, se ejemplifica con datos actuales de planta: cada año dispone en el

mercado alrededor de 3600 [ton]. Un aumento de un 1% de ésta, generaría una utilidad

cercana a novecientos mil dólares anuales.


7

1.3 Objetivos

1.3.1 Objetivo General

Analizar las variables que afectan la recuperación de molibdeno en la planta

concentradora de DAND para generar propuestas que mejoren el proceso obteniendo una

mayor cantidad de este elemento, sin disminuir la recuperación de cobre

1.3.2 Objetivos Específicos

1. Efectuar un estudio del lay-out de la planta concentradora y la caracterización

metalúrgica de sus flujos.

2. Establecer las diferencias entre los minerales pertenecientes a las dos minas de

DAND.

3. Realizar pruebas metalúrgicas que permitan establecer recomendaciones que

mejoren los resultados metalúrgicos obtenidos en planta

4. Generar conclusiones basado en los resultados obtenidos.


8

2. División Andina

2.1 Historia

Ubicada en la ciudad y comuna de Los Andes, DAND es una de las divisiones de

Codelco Chile que opera el yacimiento Río Blanco, extrayendo concentrados de cobre y

molibdeno de dos sectores: la mina subterránea del mismo nombre y la mina a rajo abierto

Don Luis.

Físicamente la mina está ubicada en la Cordillera de Los Andes, a 80 kilómetros al

noreste de Santiago, entre 3.700 y 4.200 metros de altura sobre el nivel del mar, a unos 30

kilómetros de la carretera internacional a Mendoza (Argentina) desde el poblado de Río

Blanco, y a 50 kilómetros de la ciudad de Los Andes, provincia de Aconcagua (6).

La riqueza del yacimiento es conocida desde 1920, pero los intentos por iniciar su

explotación no se concretaron hasta medio siglo después, en 1970. El mineral que posee

contiene cobre, presente sobre un 92% como calcopirita (CuFeS2) y molibdeno, presente

sobre un 99% como molibdenita (MoS2). La mineralogía, asociaciones y granulometrías se

pueden ver en el Anexo A: Resumen Mineral Procesado 2011.

Como se encuentra en plena cordillera, desde sus inicios las operaciones industriales

de la División han implicado un desafío de ingeniería a la naturaleza. Por ello el complejo de

la mina y la planta concentradora son subterráneos, cuyas instalaciones y equipos fueron

construidos en grandes cavernas para funcionar inclusive durante el invierno; agregándose

años más tarde la mina a rajo abierto. Además está integrado por el edificio de Lagunitas,

centro de operaciones de la Unidad Caminos y Nieve; el campamento Saladillo, y un canal

de relaves de 89 kilómetros hasta el tranque Ovejería, ubicado en el sector de Huechún,

comuna de Til-Til, constituyendo más de 6.000 hectáreas de propiedad minera.


9

En 1965 Cerro Corporation (anterior dueño de DAND) había evaluado la factibilidad

técnica de separar la molibdenita del concentrado. Esto, porque investigaciones y pruebas

revelaron que ella flotaba con facilidad, sin reactivos, y se perdía en el concentrado que iba

directo a la fundición. Por lo tanto, Compañía Minera Andina había solicitado este proyecto

siendo aprobado por la primera Corporación del Cobre, pero quedó detenido con el cambio

al gobierno militar, puesto que éste pondría nuevas reglas en lo concerniente a minería. Se

hicieron nuevos estudios de ingeniería de procesos, experimentación metalúrgica de

laboratorio e informes de factibilidad económica, arrojando resultados que permitirían lograr

un negocio rentable (7). Con una inversión de MUS$ 2, éste consideró el diseño y

construcción de una planta –iniciada en 1974- para obtener la molibdenita contenida en el

concentrado mixto de cobre-molibdeno producido por la empresa. Su capacidad de

procesamiento fue entre 640 a 700 toneladas métricas por día de concentrados con ley de

0,4% en sulfuro de molibdeno, permitiendo recuperar 2 toneladas diarias. Una primera etapa

fue ubicada al lado de la planta de filtros y secado (ubicada en Saladillo, a 2500 msnm),

entrando en funcionamiento a fines de 1976; y la segunda etapa implicó instalar una sección

de lixiviación para el concentrado de molibdeno (Proceso Brenda modificado), cuya

construcción y puesta en servicio aconteció entre 1977 y 1978 (8).

Andina produjo el año 2011 unas 2.4 millones de toneladas métricas anuales de

concentrados de cobre que son materia prima fundamental para obtener el metal refinado.

Además coloca en los mercados alrededor de 5.000 toneladas métricas de concentrado de

molibdeno al año (9).

Es importante mencionar que todo el mineral que contiene molibdeno es molibdenita,

a diferencia de otras plantas concentradoras, que tienen que lidiar con la presencia de

minerales de molibdeno oxidados, los que no son recuperados por el proceso de flotación.


10

2.2 Proceso de Flotación Colectiva en DAND

El mineral es chancado en la mina de la cual es extraído, para luego ser molido en la

caverna donde se ubica la Planta Concentradora (PCON) y de ésta forma dar paso al

proceso de flotación.

El chancador don Luis (mostrado en la Figura 2. 1) alimenta mineral de rajo (MRA) a

una etapa de chancado secundario y luego al molino SAG, además de una línea de

chancado secundario y terciario (denominado chancado fino) que alimentará al molino

unitario nuevo (MU2). Estos dos molinos son los encargados de alimentar el Banco Rougher

A (RoA)

Por otra parte, los chancadores primarios Norte, Sur y Oeste alimentan mineral

subterráneo (MS) a un chancador secundario, terciario y cuaternario, para luego alimentar al

molino unitario antiguo (MU1) y molienda convencional. De éstos, el MU1 y la molienda

convencional A (ConvA) alimentan al banco de flotación Rougher B (RoB), y los molinos

pertenecientes a la convencional B (ConvB) y convencional C (ConvC) alimentan al banco de

flotación Rougher E (RoE).

Las colas Rougher son dirigidas a espesaje para luego ser enviadas como relave,

mientas que los concentrados son alimentados a un cajón de traspaso (CaT1) y luego

clasificados en hidrociclones. El overflow se dirige a un cajón que alimenta la etapa de

limpieza (CaT2) y el underflow es remolido en molinos de remolienda verticales (VTM) y

reenviados al CaT1.

El concentrado de la etapa de limpieza es concentrado final, mientras que sus colas

son dirigidas a una etapa Scavenger (SCV), cuyas colas son tratadas de igual forma que las

colas Rougher, mientras que el flujo de concentrado Scavenger es llevado a otro cajón de

traspaso (CaT3), para luego ser clasificado por un hidrociclón. Su overflow es dirigido al

CaT2 y su underflow es remolido en un molino de bolas y enviado al CaT3.


11

Una descripción general de las líneas es mostrada en la Figura 2. 1, para un mejor

entendimiento del lector:

Figura 2. 1: Diagrama de flujo de las líneas productivas


12

2.2.1 Molienda

Tal como se puede ver en la Figura 2. 1, en DAND existen cuatro líneas de

alimentación, de las cuales, la línea de la molienda convencional y la del molino unitario

pequeño (también conocido como Molino Unitario Antiguo o MU1) son alimentadas por

material proveniente de la mina subterránea, mientras que la línea del molino SAG y el

molino unitario grande (también denominado Molino Unitario Nuevo o MU2) son alimentadas

por MRA. A continuación, breves comentarios de cada línea:

1. Molienda convencional: Es una línea que se separa en tres flujos

aproximadamente iguales, que alimentan a tres molinos de barras iguales (molino A, B y

C) El producto de cada molino de barras pasa a 3 molinos de bolas iguales, contabilizando

un total de nueve molinos de bolas en este proceso. Cada molino de barra procesa

alrededor de 10 [ktpd], haciendo un total de 30 [ktpd].

2. Molino Unitario Pequeño: Tiene un menor tamaño y, por lo tanto, una menor

capacidad que el otro Molino Unitario existente en planta. Tiene una capacidad de

procesamiento de 6 [ktpd].

3. Molino SAG: Alimenta a dos molinos de bolas, cuyo producto se junta

nuevamente. El mineral que llega a este molino, al igual que el MU2, es de MRA. Su

capacidad es de 40 [ktpd].

4. Molino Unitario Grande: Fue incorporado recién el año 2010, de ahí que se le

conozca como “nuevo” en comparación al MU1. Tiene una capacidad de unas 3 veces el

MU1. Procesa cerca de 18 [ktpd].

Se adjunta un mayor detalle de los circuitos de chancado-molienda de DAND en el

Anexo B: Descripción de Circuito de Molienda. El tonelaje de tratamiento promedio de la

planta es de 94 [ktpd] aproximadamente.


13

2.2.2 Flotación

Los molinos se clasifican también según las celdas de flotación a las que alimentan.

Tal como se ve en la Figura 2. 2, tanto el MU2 y el SAG alimentan al banco de flotación

Rougher A, mientras que el MU1 como la ConvA alimentan al banco de flotación Rougher B,

y los molinos pertenecientes a la ConvB y ConvC alimentan al banco de flotación Rougher E

(Figura 2. 3).

Figura 2. 2: Flujo de entrada del mineral perteneciente a mina rajo

Figura 2. 3: Flujo de entrada del mineral perteneciente a la mina subterránea


14

Desde el cajón recolector de concentrados rougher, los que poseen una ley de 10-

14% Cu y una ley de 0.2-0.5% de Mo, se bombea el material a dos baterías de hidrociclones

(una por cada molino vertical). Estas baterías cuentan con 10 hidrociclones, los cuales

clasifican la pulpa enviando su rebalse hacia un cajón que alimentará la flotación de limpieza

en columnas, mientras que la descarga de la batería alimenta los equipos de molienda

vertical Vertimill (VTM), los cuales descargan el producto remolido (P80 = 45 [μm]) al cajón

común de concentrados rougher. Las colas del circuito Rougher son enviadas directamente a

la canaleta de relave con una ley aproximada de 0.13% Cu y 0.003% Mo.

En la flotación Scavenger la corriente de concentrado (11% de Cu y 1.6% de Mo) es

remolida y enviada de vuelta a las columnas, previa clasificación y remolienda con un molino

de bolas, mientras que las colas son enviadas a relave.

El producto de la remolienda vertical, sumado al producto de la remolienda

convencional, alimenta la etapa de flotación de limpieza columnar. Esta etapa consta de 6

columnas donde se obtiene el concentrado final con una ley que varía entre 24 a 29% de

cobre. El concentrado de la flotación cleaner es enviado a clasificación y espesaje de

concentrado, para luego ser enviado a la Planta de Productos Comerciales de DAND (PPC) y

las colas son enviadas a la flotación Scavenger. Las colas de las columnas tienen una ley

promedio de 3.0% Cu y 0.8% de Mo.

Los datos registrados en DAND demuestran que se obtienen mayores recuperaciones

con mineral de MS en contraste al mineral del rajo. Además, se ha observado que la

recuperación global de Molibdeno ha venido a la baja en los últimos años, lográndose valores

entre 58 a 65%, producto de la incorporación de mayor cantidad de mineral del rajo abierto.


15

La flotación Rougher se encuentra separada en los bancos A, B y E. El banco A está

dividido en dos filas de sub-bancos (denominadas A1 y A2), las cuales poseen 8 celdas

Outokumpu de 100 [m3] en disposición 2-3-3. Lo mismo sucede con el banco B. El banco E

también está conformado por dos filas de sub-bancos (E1 y E2), pero consta de 4 celdas

TankCell de 130 [m3] cada fila en arreglo 1-1-1-1.

La flotación Scavenger consta de en dos líneas de 16 celdas Outokumpu de 38 [m3]

cada una, en un arreglo 2-2-3-2-3-4.

La flotación Cleaner utiliza 4 columnas cilíndricas de 13 [m2] y 13,4 [m] de alto y 2

columnas rectangulares de 2 [m] x 8 [m] y 13 [m] de alto.

El circuito de remolienda que existe para disminuir el tamaño de los gruesos

provenientes del concentrado Rougher corresponde a dos molinos VTM de 1750 [HP] cada

uno, mientras que el circuito de remolienda que corresponde al concentrado de la flotación

Scavenger es un molino de de bolas de 1200 HP.

En la Tabla 2. 1: Equipos de la etapa de Flotación colectiva de DAND.Tabla 2. 1

se muestra un resumen de los equipos ya mencionados:

Etapa Tipo Modelo/Dimensiones Cantidad Potencia

Flotación Primaria

Celdas

Convencionales

4 bancos 2-3-3 de 3800 [ft3] 32 150 [HP] c/u

2 bancos 1-1-1-1 de 4500 [ft3] 8 150 [HP] c/u

Molino de Remolienda

Verticales VTM-1750 2 1750 [HP] c/u

Batería de Hidrociclones

Hidrociclones 9 unidades 15 [m] D15LB 2 --

Flotación de Limpieza

Celdas

Columnares

13 [m2] x 13.4 [m] de altura

2 [m] x 8 [m] x 13 [m] de altura

4

2

--

Flotación de Barrido

Celdas

Convencionales

2 (2-2-3-2-3-4) de 1350 [ft3] 32 75 [HP] c/u

Hidrociclones Hidrociclones 400CVX10 10 --

Hidrociclones D15LB 8 --

Tabla 2. 1: Equipos de la etapa de Flotación colectiva de DAND.


16

2.2.3 Proyectos de producción

El Gráfico 2. 1 muestra en plan base de procesamiento para los siguientes 20 años.

Éste es el plan más restrictivo, sin aumento en el tratamiento (94 [ktpd] promedio anual). La

MRA está limitada a la propiedad minera y sin afectar a glaciares blanco y de rocas, con un

cierre de faenas estimado para el año 2031. No permite crecer y restringe las operaciones

rajo, principalmente por los glaciares ya mencionados. (10)

Gráfico 2. 1: Plan Base

Capítulo 2: Objetivos

17

El proyecto de expansión Fase II de DAND permitirá procesar 244.000 toneladas

métricas de mineral diario, de las cuales más de un 80% provendrá del rajo abierto, por lo

que el porcentaje de mineral de molibdeno recuperado será aún menor. Su proyección se

muestra a continuación en el Gráfico 2.2:

Gráfico 2.2: Plan de tratamiento E2V2

En este gráfico se visualizan más de 30 años donde la producción corresponda

principalmente a mina de rajo. (11)

Debido a las estimaciones mostradas, en el presente proyecto de titulación se realiza

una investigación que aborde el estudio de las diferencias del comportamiento en la MRA, en

contraste a la MS, con el fin de generar indicadores económicos más atractivos para DAND,

intentando, principalmente, aumentar la recuperación de molibdeno, debido principalmente al

buen precio que tiene este elemento.

Tratamiento Plan E2V2

Trat

amie

nto

[kt/d

ía]


18

3 Aspectos Teóricos

3.1 Fundamentos

3.1.1 Molienda

Debido a que la mayoría de los minerales están separados e íntimamente asociados

con la ganga, deben ser inicialmente liberados antes de someterlos a un proceso de

separación o concentración. Esto se logra mediante la reducción de tamaño (conminución),

hasta que las partículas de mineral pueden ser retiradas de la ganga por algún proceso

disponible. (12)

En la Tabla 3. 1 siguiente, se muestra los procesos de conminución existentes, desde

el uso de explosivos en el mineral in situ hasta la molienda superfina (la cual no se requiere

para minerales de cobre-molibdeno):

Reducción de Tamaño Diámetro Alimentación Diámetro Producto

Explosión Destructiva “Infinito” 1 [m]

Chancado Primario 1 [m] 100 [mm]

Chancado Secundario 100 [mm] 10 [mm]

Chancado Terciario 10 [mm] 1 [mm]

Molienda 1 [mm] 100 [μm]

Remolienda 100 [μm] 10 [μm]

Molienda Superfina 10 [μm] 1 [μm] Tabla 3. 1: Tamaños de alimentación y producto para distintas escalas de conminución

Esta operación tiene una alta relevancia en los costos de procesamiento y, a menudo,

es la etapa limitante y quien determina la capacidad de las plantas de beneficio. Además es,

desde el punto de vista energético, una operación altamente ineficiente, ya que solo una muy

pequeña parte de la energía suministrada se emplea en moler y el resto se pierde (13).


19

3.1.2 Flotación

La flotación es un proceso fisicoquímico usado para separar minerales finamente

divididos en líquidos adhiriéndolos a burbujas de gas para proveer el empuje selectivo de las

partículas sólidas. Es el proceso de menor costo y más usado para separar minerales

químicamente similares. Se realiza en estanques conocidos como “celdas” las cuales pueden

ser mecánicas o neumáticas.

Este proceso aprovecha las características de los minerales, flotando aquellos que

tienen una menor afinidad con el agua (hidrofóbicos o aerofílicos). Los metales nativos,

sulfuros de metales o especies tales como grafito, carbón bituminoso, talco y otros,

pertenecen a esta categoría. Por otra parte, los minerales que son óxidos, sulfatos, silicatos,

carbonatos y otros son hidrofílicos (o aerofóbicos).

En resumen, es necesario incrementar la propiedad hidrófoba en las partículas

minerales de una pulpa para facilitar la flotabilidad. Esto se efectúa con reactivos llamados

colectores, que son generalmente compuestos orgánicos de carácter heteropolar, es decir,

una parte de la molécula es un compuesto que no presenta polaridad (hidrocarburo) por lo

que prácticamente no reacciona con el agua y la otra es un grupo polar, como por ejemplo

C17H33COONa (14).

La partícula queda cubierta por el colector que se adhiere a su superficie por medio

de su parte polar, de forma que la parte apolar queda de cara al líquido, proporcionándole las

propiedades hidrofóbicas.

Además de la adición de colectores, se adiciona un espumante, cuyo fin es promover

la retención de las partículas que han sido flotadas por el efecto del colector, debido a la

propiedad aerofílica que le han concedido (15).

El medio en el cual se efectúa la separación consta de tres fases:

a) Fase líquida: Generalmente agua química y físicamente muy activa.

b) Fase gaseosa: Usualmente aire.

c) Fase sólida: Esta corresponde al mineral alimentado, por lo que puede tener

gran cantidad de variaciones.


20

Las burbujas de aire actúan como globos que poseen el empuje suficiente para llevar

ciertas partículas del mineral a la superficie, donde una espuma estable retiene el mineral y

permite retirarlo como concentrado. Las moléculas que no se adhieren preferencialmente a

las burbujas de aire, permanecen sumergidas y se van al fondo como colas (16).

Figura 3. 1: Celda mecánica convencional

En la Figura 3. 1 se muestra una celda mecánica, la cual consta de tres zonas:

a) Zona de agitación: Es aquella donde se produce la adhesión partícula-burbuja.

b) Zona intermedia: Zona de relativa calma, donde se favorece la migración de

las burbujas hacia la superficie de la celda.

c) Zona Superior: Es la zona donde se encuentra la espuma la que, como ya se

mencionó anteriormente se descarga por rebalse natural o, en algunos casos, con

ayuda de paletas mecánicas (17).


21

3.2 Flotación de Molibdenita

3.2.1 Estructura, Fracturamiento y Flotabilidad

Consiste en una capa hexagonal de átomos de molibdeno entre dos láminas de

átomos de sulfuro, como se muestra en la Figura 3.2. Tiene fuertes enlaces covalentes que

actúan en la unión S-Mo-S y débiles enlaces van der Waals entre los azufres adyacentes.

Esta fuerte anisotropía causa un clivaje preferencial en el cristal de molibdenita a través de

las capas de azufres adyacentes. Como resultado, durante la molienda, fragmentos en forma

de placas son generalmente producidas.

Figura 3.2: Estructura cristalina de la molibdenita (MoS2)


22

Debido a los mecanismos de clivaje de la molibdenita, existe una alta posibilidad de

que se formen partículas muy delgadas en molienda. El grado total de hidrofobicidad de este

mineral depende de la superficie relativa expuesta. Entre mayor sea la razón cara/borde,

más hidrofóbica es la partícula, dado la hidrofobicidad que presentan las caras y la

aerofobicidad que presentan los bordes, aumentando las posibilidades de ser recuperadas.

Por el contrario, entre menor es la razón cara/borde, menor es la probabilidad de que la

partícula se adhiera a la burbuja de aire.

La razón de la hidrofobicidad de la cara y la hidrofilicidad del borde, se puede explicar

por el ángulo de contacto. Las pruebas realizadas por M. Zanin et al, muestran que las caras

y bordes de las partículas de la molibdenita tienen ángulos de contacto bastante diferentes.

El ángulo de contacto de la cara es alto (cercano a 100°) e independiente del pH de la

solución y la concentración de calcio. En contraste, el ángulo de contacto de los bordes es

bajo (45° como máximo), y disminuye al aumentar el pH y una concentración de Ca+2 mayor

a 4*10-3 [M]. (18)

Figura 3.3: Relación entre el pH, [Ca+2] y el ángulo de contacto


23

3.2.2 Densidad de Pulpa

Ametov et al. (2008) argumentó que las partículas de molibdenita, debido a su

peculiar factor de forma, podrían ser más sensible a los efectos hidrodinámicos que las

partículas de mineral de cobre. En una pulpa agitada, partículas de molibdenita en forma de

plaquetas pueden alinearse a lo largo de líneas de corriente del líquido y, por lo tanto, tienen

una menor probabilidad de colisión con las burbujas. Incrementando la turbulencia podría

aumentar la frecuencia de colisión y la eficiencia, y por lo tanto, aumentar la tasa de

colección de partículas. Esto podría ser logrado ya sea mediante el aumento de la velocidad

rotacional del impulsor o reduciendo el porcentaje de alimentación de sólidos. Un mayor

porcentaje en volumen de sólidos produce mayor viscosidad de la suspensión,

particularmente en el caso de partículas que interactúan (Schubert, 1999). La reducción del

porcentaje de alimentación de sólidos reduce la viscosidad de la suspensión y aumenta la

turbulencia, que tiene a su vez un efecto positivo en la eficiencia de colisión partícula-

burbuja.

3.2.3 Efecto de Iones y Ganga asociada

La hidrofobicidad de la molibdenita se ve reducida por la adsorción de iones metálicos

en solución. La molibdenita tiene un potencial zeta negativo a través de un gran rango de pH.

En suspensiones acuosas de minerales, las partículas adquieren carga eléctrica

superficial debido al desbalance eléctrico generado por la rotura de enlaces en la superficie.

Según el modelo de la doble capa eléctrica, se pueden asumir la existencia de dos capas en

la vecindad de la interfase sólido/solución; una capa en la cual se presenta un decaimiento

lineal del potencial eléctrico y que permanece fija, aún cuando las partículas se muevan, y

una capa difusa con decaimiento exponencial. Esto implica la existencia de un plano de

referencia entre la capa fija y la capa difusa. Al potencial encontrado en este plano se le

denomina potencial Z o potencial electrodinámico. (19)


24

Sin embargo, la adsorción de iones cargados positivamente pueden reducir la

magnitud, e incluso revertir el signo del potencial zeta. Los iones de calcio, en particular, han

mostrado que se adsorben en un rango intermedio de pH. Estos iones, adsorbidos en los

bordes de la partícula de molibdenita pueden disminuir el ángulo de contacto mineral-líquido

y la flotabilidad de éstas.

La presencia de sílice produce una fuerte disminución en la recuperación de

molibdenita, dado que el ión calcio actúa como un “puente”, favoreciendo la adhesión entre

las partículas de molibdeno cargadas negativamente y las partículas de sílice. Este

mecanismo puede ser relevante en la flotación de un mineral con una mineralización

específica de ganga y de iones disueltos. (20)

En una investigación realizada por M. Zanin et al en Kennecott Utah Copper, se

estudiaron los efectos de los iones de calcio y magnesio en pulpas de partículas de

molibdenita gruesas (+150 [μm]). Se estudiaron dos tipos de unidades geológicas

denominadas Cuarcita y Skarn, descritas en la Tabla 3. 2:

Elemento (%) Cu Fe Mo S SiO2 Al2O3 CaO K2O MgO

Cuarcita 0.50 1.9 0.060 0.4 63 13.8 2.0 7.0 5.0

Skarn 0.45 9.6 0.021 1.5 44 1.7 24 0.3 2.7

Tabla 3. 2: Composición de las unidades Geológicas analizadas


25

También se especifica la composición del agua utilizada en las pruebas de

laboratorio. El agua denominada “sintética” fue un agua mezclada por los investigadores, con

el objeto de simular las características del agua de proceso de la planta.

Ión Agua Sintética [ppm] Agua de Proceso [ppm] Na+ 1308 1310 Ca+2 798 798 K+ 87 87

Mg+2 129 129 Cl- 1818 1940

SO4-2 2653 2590

HCO3- 189 160

pH 7.6 7.2 Tabla 3. 3: Composición aguas utilizadas en laboratorio y en planta

Al adicionar iones de calcio y magnesio a la pulpa de cuarcita, no tiene mayor efecto

en la recuperación de molibdeno, pues las curvas son bastante similares. En contraste, la

recuperación de molibdeno en el Skarn, la recuperación fue considerablemente menor,

incluso en ausencia de estos iones, y decrece fuertemente, aproximadamente a la mitad,

cuando los iones son adicionados. Aparentemente hay un efecto sinérgico (negativo) entre

éstos y la ganga del Skarn, según lo mostrado en el siguiente gráfico: (18)

Gráfico 3. 1: Recuperación de molibdeno para 2 muestras minerales, con y sin adición de iones


26

Al realizar test de laboratorio con alimentaciones artificiales (mezcla de la muestra

Skarn con la muestra de Cuarcita), las recuperaciones de cobre y molibdeno presentan una

brusca disminución de la recuperación de molibdeno al aumentar el porcentaje de Skarn

presente en la alimentación, bajando la recuperación desde el 92% en ausencia de Skarn, a

un 85% con un 25% de ésta y a un 56% con un 50% de la misma. La flotación de cobre fue

afectada en una cantidad mucho menor, lo que concuerda con los datos de planta.

Los tests fueron realizados con un 35% de sólidos en peso, agua sintética, celda

Agitair de 5 [l], una velocidad de rotación de 1000 [rpm]; caudal de aire de 7 [l/min] y una

mezcla entre mineral de cuarcita y Skarn (0% de Skarn = 100% de cuarcita). Los resultados

se muestran en los siguientes gráficos: (18)

3.2.a Recuperación de Mo a distintas mezclas minerales

3.2.b Recuperación de Cu a distintas mezclas minerales

Gráfico 3. 2: Recuperación de Mo y Cu a distintas mezclas


27

3.3 Operación

3.3.1 Rougher

Las condiciones de operación de los bancos Rougher son a un pH de 10.5. La

caracterización de las corrientes se muestra a continuación en la Tabla 3. 4. Estas

mediciones fueron realizadas según un estudio realizado por el IM2:

Corriente Descripción Unidades Ro A Ro B Ro E

Alimentación

Total [tms/h] 1684 1502 806

Ley Cu % 0.85 0.93 1.07

Ley Mo % 0.027 0.027 0.031

Concentrado

Total [tms/h] 75 91 42

Ley Cu % 17.1 13.5 15.7

Ley Mo % 0.383 0.282 0.42

+65# (>212 [μm]) % 6.4 6.4 1.2

-325# (<45 [μm]) % 59.7 54 60.8

P80 [μm] 133 139 83

Cola

Total [tms/h] 1609 1411 764

Ley Cu % 0.09 0.12 0.27

Ley Mo % 0.010 0.011 0.010

+65# (>212 [μm]) % 17.3 19.2 26.1

-325# (<45 [μm]) % 40.3 37.4 38.3

P80 [μm] 197 208 261

Global

Rec Peso % 4.45 6.06 5.21

Rec Cu % 89.60 87.95 76.46

Rec Mo % 63.18 63.28 70.60

t residencia [min] 26.3 28.7 39

Tabla 3. 4: Caracterización de flujos de los bancos Rougher


28

Entre las diferencias que se pueden observar es una mayor recuperación másica del

banco B respecto al A, pero una recuperación similar de molibdeno y una recuperación

menor de cobre, lo que se traduce en una menor ley de cobre y molibdeno en el concentrado

del banco B, debido a la mayor recuperación de ganga.

El banco E tiene una alimentación de alrededor de un 50% respecto al banco A o B,

además de una menor recuperación de cobre (10% menos) y una mayor recuperación de

molibdeno (7%).

Además, el RoE tiene un tiempo de residencia mayor y distintos tipo de celdas,

además de provenir de otra línea de molienda (según lo explicado en la sección 3.2.1: Molienda) por lo que realizar una comparación se hace complejo, debido a las diferencias en

el tratamiento.


29

3.3.2 Cleaner

Con el fin de depresar la flotación de pirita, se utiliza un pH de 12.3 en las columnas

de DAND. La caracterización de los flujos está dada por:

Corriente Descripción Unidades Cln 1-2 Cln 3-4 Global

Alimentación Flujo [tms/h] 206 159 365 Ley Cu % 14.75 14.32 14.56 Ley Mo % 0.925 0.915 0.92

Concentrado Flujo [tms/h] 73 41 114 Ley Cu % 27.68 27.51 27.62 Ley Mo % 0.46 0.49 0.47

Cola Flujo [tms/h] 133 118 251 Ley Cu % 7.65 9.74 8.25 Ley Mo % 1.18 1.06 1.11

t residencia [min] 16.2 14.4 15.4 Tabla 3. 5: Caracterización de flujos etapa de limpieza

Como se puede ver, no se hace un análisis a cada columna, sino que a la

alimentación, concentrado y cola por par de columnas, por lo que el análisis de los datos que

se puede realizar es menos detallado que si fuese por cada una.

La caracterización mostrada no incluye a las columnas 5 y 6, dado que no existen

estos valores en condiciones estables dada su reciente instalación y puesta en marcha.

Se observa que la ley de cobre en el concentrado es mayor que la de alimentación,

cosas que no sucede para el molibdeno, es decir, éste se “desconcentra”.


30

3.3.3 Scavenger

Para la etapa Scavenger, se tiene los siguientes datos

Corriente Descripción Unidades Scv

Alimentación

Total [tms/h] 250 F80 [μm] 75 -325# (<45 [μm]) % 56.1 Ley Cu % 8.25 Ley Mo % 1.11

Concentrado Total [tms/h] 157 Ley Cu % 12.88 Ley Mo % 1.703

Cola

Total [tms/h] 93 Ley Cu % 0.43 Ley Mo % 0.109 -325# (<45 [μm]) % 75.5 P80 Cola [μm] 54

Global Rec Peso % 62.80 Rec Cu % 98.04 Rec Mo % 96.35

Tabla 3. 6: Caracterización de la etapa Scavenger

Se observa una alta recuperación de cobre y molibdeno, con una alta ley de

molibdeno en el concentrado, respecto a la obtenida en el concentrado Rougher (4 veces

mayor).


31

3.4 Balance de Masa

Según el balance de masa calculado mediante el método de los “Split Factors” y

mostrado en el Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora, se obtienen los

siguientes tonelajes en cada una de los flujos existentes en planta

Descripción tpd tpd Cu tpd Fe tpd Mo

Alimentacion Rougher 94,000 790 3,409 19 Concentrado Rougher 6,248 735 1,702 14

Relave Rougher 87,752 55 1,706 5

Alimentacion Cleaner 1 12,596 1,197 2,876 59

Concentrado Final 2,519 725 1,150 10

Relave Cleaner/Alim. SCV 10,077 472 1,725 49

Concentrado Scavenger CL1 6,349 462 1,173 45

Relave Scavenger CL1 3,729 9 552 4

Relave Final 91,481 65 2,258 9

Tabla 3. 7: Tonelajes calculados en el balance de masa

Cabe destacar que si bien los flujos de alimentación a la etapa Ro y Scv son tonelajes

bastantes distintos, las colas obtenidas tienen una cantidad de molibdeno similar, es decir las

pérdidas de molibdeno son igual de importantes en ambas corrientes.


32

4 Desarrollo Experimental

Luego de realizar un extenso estudio teórico y el análisis de los datos de planta

obtenidos, se han establecido 5 supuestos que pueden explicar la baja recuperación del

molibdeno, y la diferencia en el comportamiento de laboratorio que se obtiene entre MRA y

MS:

4.1 Supuestos

1) Gran parte del molibdeno se pierde en los finos de las flotaciones Rougher y

Scavenger.

2) El mineral de rajo tiene una tendencia mayor a la fractura, por lo que produce

mucha molibdenita de baja hidrofobicidad.

3) El calcio y magnesio presente en el mineral de rajo y subterráneo producen

las diferencias existentes en las recuperaciones de molibdeno.

4) Nuevos reactivos pueden afectar a la flotabilidad natural de la molibdenita,

aumentando la recuperación.

5) La capacidad Scavenger es insuficiente para la cantidad de mineral recibida.


33

4.2 Procedimiento Experimental

Supuesto 1: Gran parte del molibdeno se pierde en los finos de las flotaciones Rougher y

Scavenger.

Se analiza la cantidad de cobre y molibdeno presente en las mallas para la cola

Scavenger, cola RoE y la cola final, para los meses octubre 2010 a septiembre 2011. El

detalle de estos datos se encuentra en el Anexo A: Resumen Mineral Procesado 2011,

mostrándose aquí el valor promedio del año:

COLA SCAVENGER

MALLA [μm] % Parc Ret % Cu %Parcial Cu Mo [ppm] %Parcial Mo

65 212 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

100 150 0.25 0.04 0.18 33.33 0.05

150 106 4.37 0.77 7.53 441.11 2.53

200 75 5.64 0.60 7.59 463.33 3.49

270 53 7.54 0.47 7.92 538.89 5.24

325 45 4.26 0.39 3.69 553.33 3.00

-325 < 45 77.94 0.42 73.09 915.56 85.69

Total 100 0.44 100.00 823.84 100.00

Tabla 4. 1: Perfil Granulométrico Cola Scavenger

Como se ve en la tabla, tanto el porcentaje parcial de cobre como el de molibdeno en

la cola de la etapa Scv se encuentra bajo los 150 [μm]. Se atribuye que la gran presencia de

finos en esta malla se debe a la hidrofilicidad que presenta la molibdenita a tamaños tan

pequeños, tal como se menciona en la sección 4.2.1: Estructura, Fracturamiento y Flotabilidad


34

COLA ROUGHER E


35 425 4.37 0.49 13.45 201.25 7.18

48 300 9.98 0.42 26.42 196.25 15.98

65 212 9.23 0.34 19.54 197.50 14.83

100 150 10.01 0.22 14.01 206.25 16.84

150 106 8.82 0.13 7.03 198.75 14.27

200 75 7.89 0.08 3.69 161.25 10.33

270 53 5.3 0.06 1.83 112.50 4.84

325 45 2.5 0.06 0.87 86.25 1.83

-325 < 45 41.9 0.05 13.16 41.25 13.91

Total 100.00 0.16 100.00 122.81 100.00

Tabla 4. 2: Perfil Granulométrico cola Rougher E

En esta tabla se observa que el molibdeno se encuentra presente en porcentajes

mayores a 10% en varias de las distintas fracciones analizadas. Por lo tanto, en esta cola,

las pérdidas de molibdeno no están solo en los finos, a diferencia de la cola Scv

Se estima que los perfiles granulométricos de las colas de los bancos RoA y RoB son

semejantes al RoE, dado que no se tienen datos de ellos, excepto que el porcentaje bajo los

45 [μm] es semejante y las leyes de molibdeno también, de acuerdo a lo mostrado en la

sección 4.3.1: Rougher, a pesar de que las alimentaciones de los 2 primeros Ro son

mayores, según lo expuesto en el Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora.


35

COLA GENERAL


35 425 2.02 0.42 7.29 134.44 3.08

48 300 7.78 0.30 20.13 110.00 9.84

65 212 9.17 0.21 16.14 102.22 10.76

100 150 10.69 0.11 9.93 93.33 11.43

150 106 9.81 0.08 7.09 84.44 9.45

200 75 8.96 0.06 4.21 70.00 7.12

270 53 6.81 0.06 3.21 67.78 5.13

325 45 2.52 0.07 1.52 75.56 2.12

-325 < 45 42.23 0.09 30.47 88.89 41.08

Total 100.00 0.12 100.00 89.24 100.00

Tabla 4. 3: Perfil Granulométrico Cola General

Al analizar la cola general, se ve que gran parte del molibdeno perdido se encuentra

en la parte más fina, sin embargo disminuye los porcentajes en las fracciones más finas

(desde sobre un 85% a un 40%), debido a la mezcla de las colas Scv con las colas Ro.

Se establece, por tanto, que el supuesto no se cumple para las colas Ro, pero sí para

la cola Scv. Para solucionar esto, se recomienda realizar una separación de las colas de esta

última etapa en malla 325 Ty (45 [μm]) para luego efectuar una flotación neumática a la

fracción pasante, de forma de ajustar las condiciones de operación de la celda a este tamaño

de partículas.


36

En la Figura 4. 1 se muestra un diagrama simplificado de las etapas de flotación, donde se muestran las colas caracterizadas

Figura 4. 1: Diagrama simplificado, donde se muestra la unión de las colas Ro y Scv


37

Supuesto 2: El mineral de rajo tiene una tendencia mayor a la fractura, por lo que produce

mucha molibdenita de alta hidrofobicidad.

Los minerales de MRA y de MS son alimentados a diferentes circuitos de molienda. El

primero se alimenta al MU2 y al SAG-bolas, por lo que presentan un tamaño de molienda

distinto al de MS, el que pasa por un circuito de molienda convencional barras-bolas, lo que

resulta en un grado de liberación distinto. El gráfico Gráfico 4. 1 resume los perfiles

granulométricos separados en 3 líneas: SAG + MU2 (alimentación Ro A) MU1 + Conv. A

(alimentación Ro B), y Conv B + Conv C (alimentación Ro E), para el año 2011:

Gráfico 4. 1: Perfiles granulométricos de las líneas de molienda de DAND

La clasificación en tres flujos se realiza dado el lugar donde se dirigen sus productos

tal como se ha mencionado con anterioridad en la sección 3.2.1: Molienda. Si bien es cierto

que la alimentación de los bancos A y B se une, esta mezcla es bastante deficiente razón por

la cual la Superintendencia de Planta acepta estos análisis como representativos.

247,87

201,91 277,10

30

40

50

60

70

80

90

100

20 200

% P

asan

te

Apertura [μm]

Producto molinos 2011

Conv A + MU1

SAG + MU2

Conv B y C

P80 Conv A + MU1

p80 SAG + MU2

P80 Conv B y C


38

Como se observa en el Gráfico 4. 1, sobre un 40% de las partículas tienen un

tamaño menor a 40 [μm], por lo que se recomienda, según estudios bibliográficos, hacer una

preclasificación, de forma de dedicar uno de los bancos a la flotación de los finos y los otros

dos para el resto del mineral.

Se cita un párrafo que argumenta esta posición:

“Existe una gran discusión acerca del comportamiento diferente de las partículas finas

en flotación, y la necesidad de una atención especial-celdas de flotación de alta energía,

agitadores diferentes, tamaños de partículas menores, reactivos distintos, etc. En nuestra

experiencia, después de procesar cerca de 10 Mton de concentrado fino en la última década,

no existe nada especial acerca de los finos, sólo que ellos responden distinto porque:

Tienen una alta área superficial por unidad de masa, por lo que necesitan,

relativamente, una mayor cantidad de reactivo.

Tienen menos momentum, así que tienden a seguir con mayor facilidad que las

partículas gruesas las líneas de corriente, menor energía para adherirse a la burbuja,

mayor tendencia para arrastrarse.

Como resultado, la cinética de flotación será más lenta, y una menor densidad de

limpieza o limpieza por espuma puede ser necesario contra el arrastre extra.

Tienden a ser más afectadas por la composición química del agua y los iones en

solución.” (20)

Como se presentó en el Gráfico 4. 1, la línea de molienda del rajo (SAG + MU2) tiene

una granulometría menor en prácticamente toda la curva, por lo que se analiza el

comportamiento de ambos minerales a escala de laboratorio, para establecer la tendencia a

la fractura que tienen los minerales de ambos rajos. Es así como estas comparaciones son

mostradas en los siguientes tres gráficos:


39

Gráfico 4. 2: Perfil granulométrico obtenido luego de 10 minutos de molienda


394 465

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]

Cinética de Molienda 10 [min]

Subterránea P80 Subterránea P80 Rajo Rajo

244 232

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]




40


Como se observa en estos gráficos, los perfiles granulométricos son semejantes, por

lo que se concluye que no existe una tendencia mayor de un mineral u otro a la fractura, si

no que se debe exclusivamente a la línea de conminución por la que pasan.

Es importante mencionar que si bien existe una leve diferencia en los perfiles, esto se

debe a la cantidad de curvas realizadas por tiempo (1 por mineral), por lo que se entiende

que al aumentar la cantidad de pruebas realizadas para aumentar la certeza estadística, esta

diferencia debería disminuir.

Los valores obtenidos para cada tiempo de molienda para ambas muestras

minerales, MRA y MS, son detallados en el Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio de SGS.

165 173

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]




41

Supuesto 3: El calcio y magnesio presente en el mineral de rajo y subterráneo producen las

diferencias existentes en las recuperaciones de molibdeno.

Según lo descrito en la sección 4.2.3: Efecto de Iones y Ganga asociada, se

realiza un análisis de la composición mineralógica para los minerales de DAND, para

establecer si efectivamente existe una mayor cantidad de los iones calcio y magnesio en el

mineral de rajo que afecten en la recuperación de molibdeno. Para esto, se muestra el

promedio obtenido para el último año de la composición de la ganga, en porcentaje:

Ganga ConvA + MU1 (%) SAG + MU2 (%) ConvB + ConvC (%)

Cuarzo 40.669 35.558 36.875

Feldespato Potásico 10.921 19.299 10.465

Plagioclasa-Albita 5.794 12.649 5.514

Epidota-Zoisita 0.021 0.021 0.033

Turmalina 1.211 2.563 1.137

Anfíbola 0.166 0.094 0.201

Sericita-Moscovita 25.621 16.817 27.777

Biotita 2.796 1.540 3.678

Kaolinita 1.382 1.626 1.327

Montmorillonita 0.191 0.185 0.211

Otras Arcillas 0.047 0.064 0.044

Cloritas 0.940 0.975 1.534

Circón 0.076 0.097 0.173

Titanita/Esfeno 0.004 0.012 0.003

Skarn 0.165 0.120 0.227

Dolomita 0.220 0.049 0.261

Magnesita 1.559 0.387 1.872

Anhidrita 0.393 0.130 0.734

Jarosita 0.003 0.002 0.005

Otros Sulfatos 0.013 0.003 0.010

Apatita 0.229 0.190 0.266

Otros Fosfatos 0.005 0.006 0.013

Otros 0.010 0.010 0.011 Tabla 4. 4: Balance a la ganga asociada al mineral


42

De estos minerales, los que contienen calcio y magnesio son:

Mineral Fórmula Química

Plagioclasa:

Anortita:

Albita:

CaAl2Si2O8

NaAlSi3O8

Epídota: Ca2(Al, Fe)3(SiO4)3(OH)

Zoisita: Ca2Al3(Si2O7)(SiO4)O(OH)

Turmalina: (Na,Ca)(Al,Fe,Li)(Al,Mg,Mn)6(BO3)3(Si6O18).(OH,F)4)

Anfíbola:

A1X2Z5((Si,Al,Ti)8O22)(OH,F,Cl,O)2

A= Na, K, Ca, Pb2+

X = Li, Na, Mg, Fe2+, Mn2+, Ca

Z = Li, Na, Mg, Fe2+, Mn2+, Zn, Co, Ni, Al, Fe3+, Cr3+, Mn3+, V3+, Ti, Zr

Biotita: K(Mg,Fe2+)3(Si3Al)O10(OH,F)2

Montmorillonita: (Na,Ca)0,3(Al,Mg)2Si4O10(OH)2·x nH2O

Clorita: (Mg,Fe)3(Si,Al)4O10(OH)2·

Titanita: CaTiSiO5

Skarn: CaCO3

Dolomita CaMg(CO3)2

Magnesita: MgCO3

Anhidrita: CaSO4

Apatita: Ca5(PO4)3(F,Cl,OH)

Tabla 4. 5: Minerales con Calcio y Magnesio presentes en DAND


43

Si bien la ganga presente en mayores cantidades son el cuarzo y el feldespato

potásico, también se observa una gran cantidad de plagioclasa, la cual es más del doble en

MRA, respecto a MS. Estos minerales pertenecen al grupo de los silicatos, así que su

reacción con el medio no es muy alta, sólo aportando dureza a la mezcla mineral. De los

minerales presentes, los que tienen mayor tendencia a disolverse y reaccionar con el medio

son la dolomita, la magnesita y la mezcla yeso-anhidrita. Una tabla resumen con estos tres

minerales se muestra a continuación:

Ganga ConvA + MU1 (%) SAG + MU2 (%) ConvB + ConvC (%) Dolomita 0.211 0.055 0.256

Magnesita 1.539 0.375 1.801

Anhidrita 0.373 0.117 0.669

Tabla 4. 6: Porcentajes de minerales solubles de calcio y magnesio

Considerando las masas atómicas de la ganga consideradas en la Tabla 4. 7, se

obtienen las masas moleculares y los porcentajes de calcio y magnesio en cada uno, lo que

se muestra en la Tabla 4. 8:

Elemento M.A. [gr/mol]

Ca 40.1

Mg 24.3

C 12

O 16

S 32 Tabla 4. 7: Masas atómicas de los elementos que componen las gangas reactivas

Mineral Fórmula Química Masa Molecular [gr/mol] % Ca % Mg

Dolomita CaMg(CO3)2 184.4 21.75% 13.18%

Magnesita MgCO3 84.3 0.00% 28.83%

Anhidrita CaSO4 136.1 29.46% 0.00% Tabla 4. 8: Masas moleculares y porcentajes de Ca y Mg presente


44

Se realiza el cálculo de la cantidad de calcio y magnesio presente para una

alimentación de 94 [ktpd]. Cabe recordar que el mineral alimentado a SAG y MU2

corresponde exclusivamente a MRA, mientras que el mineral alimentado a las demás líneas

de molienda es de MS. Los valores obtenidos se muestran en las siguientes tablas:

Es importante recordar que alrededor de 36 [ktpd] provienen de MS, repartidos en

cerca de 6 [kptd] para el MU1 y los otros 30 [kptd] para molienda convencional (en promedio

10 [ktpd] por molino), mientras que los 58 [ktpd] restantes pertenecen a MRA (alimentación

SAG y MU2) (Gráfico 2. 1: Plan Base).

Ganga Conv A + MU1 (Ro B)

Mineral [ton] Ca [ton] Mg [ton] Dolomita 33.78 7.34 4.45

Magnesita 217.24 0.00 70.96 Anhidrita 67.75 17.59 0.00

Total 318.77 24.94 75.41 Tabla 4. 9: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoB

Ganga SAG + MU2 (Ro A)



Total 316.67 26.85 66.80 Tabla 4. 10: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoA

Ganga Conv B + C (Ro E)



Total 545.03 50.53 110.55 Tabla 4. 11: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoE


45

Tomando en cuenta que la etapa Rougher tiene alrededor de un 44% de peso en

sólidos, la masa de agua utilizada es de:

Despejando la masa de agua queda:

Por lo tanto, utilizando una densidad del agua de 1 [ton/m3], el volumen para cada

flujo es de

Sustancia Ro B Ro A Ro E

Agua [m3] 20364 73818 25455 Tabla 4. 12: Volumen de agua en los distintos flujos

Con una constante de solubilidad para el sulfato de calcio equivalente a 4.93*10-5

[gr/l] y del carbonato de magnesio de 6.82*10-6 [gr/l] se tiene que la masa de calcio y

magnesio que se puede disolver en cada flujo, en un día es de:

En solución Ro B Ro A Ro E

Calcio [gr] 1003.93 3639.24 1254.91

Magnesio [gr] 138.88 503.44 173.60 Tabla 4. 13: Masa máxima de Ca y Mg que se puede disolver en un día

Según estos cálculos, la cantidad de estos elementos presentes en los distintos

flujos (indicados en la Tabla 4. 9, Tabla 4. 10 y Tabla 4. 11) es mucho mayor a la

cantidad que puede solubilizar cada uno, según las constantes ya mostradas, por lo que

no se puede establecer con esto si alguna de las minas está siendo más afectada que la

otra por la presencia de estos iones.


46

Supuesto 4: Nuevos reactivos pueden mejorar a la flotabilidad de la molibdenita,

aumentando la recuperación.

Dado que las distintas familias de colectores afectan la recuperación del mineral de

interés, se realizan pruebas con diversos colectores, con el fin de evaluar si alguno de ellos

es capaz de mejorarla. También se han hecho pruebas donde el pH de trabajo sea menor

i.e., se disminuya la cantidad adicionada de cal, para que su efecto depresor de molibdenita

disminuya.

Para obtener una muestra representativa, personal del CIMM y de Andina fueron los

encargados de tomar la muestra y prepararla, siguiendo los protocolos requeridos, para

luego poder chancar la muestra, obteniéndose un producto 100% -10# ASTM (2 [mm]).

Se realizaron distintos barridos de pruebas tanto en CYTEC como en FLOMIN, para

evaluar los resultados metalúrgicos. Éstos se adjuntan en el Anexo D: Barrido de Colectores. De dicho listado se seleccionaron los reactivos que presentaron los mejores

resultados para hacer pruebas que corroborasen los resultados entregados por estas

empresas. Dado lo anterior, se seleccionaron los siguientes colectores:

1. En lo que respecta a CYTEC, se seleccionó el colector CY-01-42 para ser

utilizado como colector primario, el cual mejora la recuperación de cobre,

mezclado con el colector CY-01-210, el que mejora la recuperación de molibdeno.

El primer colector es un derivado de tionocarbamato, mientras que el segundo es

un derivado de un ditionocarbamato.

2. En cuanto a FLOMIN se seleccionó el Isobutil Xantato C6630, mezclado

con depresantes orgánicos de pirita, dado que el colector presentó altas

recuperaciones de Cu, Fe y Mo, además del ditiocarbamato C7732, el que tiene

una buena selectividad contra la pirita, manteniendo casi constantes las

recuperaciones de cobre y molibdeno.


47

Diseño de experimentos:

Para establecer el efecto que tiene un reactivo sobre un mineral dado, se debe barrer

con un amplio espectro de dosificaciones por tonelada tratada. Sin embargo las limitaciones

de planta hacen que para que sea económicamente viable, el barrido se reduzca a una

dosificación no mayor a 30 [gr/ton] (estimada en planta, a un mismo precio) para minerales

de cobre-molibdeno.

Al mismo tiempo, si bien un colector puede presentar mayores recuperaciones de los

minerales de interés, puede que su mayor precio y/o dosificación no hagan conveniente el

reemplazo por el colector que actualmente usan.

Además de analizar el efecto de la dosificación, otra variable modificable en planta que

se debe analizar es el pH de trabajo. Como ya se ha descrito, el pH se modifica con cal, con

el fin de depresar la pirita, por lo que encontrar un colector que mejore la recuperación y que,

si es posible, sea más selectivo en contra de la pirita ayudaría a lograr una disminución en el

valor de esta variable, teniendo como consecuencia un menor consumo de cal, lo que

significa un ahorro; a la vez que podría aumentar la recuperación de molibdeno en las

columnas, debido a que en las columnas se trabaja a un pH de 12.3 y la molibdenita se

depresa a un pH de 12 (21).

Finalmente, se ha encontrado un estudio que muestra que existen dos depresantes

orgánicos de pirita para minerales de cobre y molibdeno, sin afectar la recuperación de estos

elementos, por lo que se adiciona en las pruebas a realizar. (22)

Con esto, se determina que las variables a estudiar a priori serán: Colectores (puros o

mezclas de éstos), pH de trabajo y Depresantes

Colectores: cinco en total; el estándar (STD), una combinación de colectores CYTEC

(CYT1 y CYT2) y dos colectores de Flomin (FL1 Y FL2)

pH de Trabajo: cinco igualmente espaciados: 9, 9.2, 9.4, 9.6, 9.8 y el caso base, 10

Depresantes: Adicionados en distintas cantidades; 60 [gpt] depresante 1 (DEP1), 60

[gpt] depresante 2 (DEP2), y 20, 40 y 60 [gpt] de una mezcla al 50% de cada uno (DM1,

DM2 Y DM3, respectivamente).


48

Usando un diseño experimental de cuadro latino se tiene:

Donde:

Tt: Tamaño total de pruebas

NC: Número de colectores

NpH: Cantidad de pHs de trabajo

ND: Cantidad de dosificaciones a probar

Lo que representado como cuadro latino sería:

Depresante pH DEP1 DEP2 DM1 DM2 DM3 9.2 STD CYT1 CYT2 FL1 FL2 9.4 CYT1 CYT2 FL1 FL2 STD 9.6 CYT2 FL1 FL2 STD CYT1 9.8 FL1 FL2 STD CYT1 CYT2 10 FL2 STD CYT1 CYT2 FL1

Tabla 4. 14: Diseño de experimentos de cuadro latino

Si bien este hubiese sido la cantidad ideal de pruebas para poder lograr las debidas

comparaciones, el monto de dinero disponible no alcanza a cubrir todo este plan de pruebas,

por lo que se le dio prioridad a las pruebas de xantato mezclado con los depresantes de

pirita, más un par de pruebas con los otros colectores para, como ya se mencionó, ratificar

los valores entregados por los proveedores.


49

Plan de Pruebas a SGS

Se hizo entrega a SGS del material extraído de 2 puntos de la planta concentradora.

El primero corresponde a la correa 51, la cual entrega material al chancador secundario que

luego alimentará al MU2. El segundo punto corresponde a la correa 9E, la que luego

alimentará la zona que corresponde a la molienda convencional cubriendo, de ésta forma,

mineral de ambas minas, MRA y MS, respectivamente

a) Caracterización del mineral:

Análisis granulométricos a ambos compósitos, a mallas 35, 48, 65, 100,

150, 200, 270, 325 y -325 Ty.

Análisis mineralógico por QEMscan para conocer la composición, liberación

y asociaciones.

Caracterización química a las fracciones granulométricas obtenidas en el

análisis granulométrico, para calcular CuT, Cu soluble, Mo y Fe.

b) Pruebas de flotación:

Cinética de molienda

Cinética de flotación Rougher según el estándar de DAND.

10 cinéticas de flotación Rougher.

Análisis granulométricos a #150, 170, 200, 250, 325, 400 y -400 Ty, a las

colas de todas las flotaciones.

Análisis químico de las fracciones granulométricas para obtener CuT, Cu soluble, Fe y Mo.


50

Resultados Obtenidos en Laboratorio SGS

En el Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS, se adjunta el detalle de

los resultados obtenidos en las pruebas realizadas en SGS, presentándose en este informe

un resumen con los datos más relevantes.

Caracterización Química:

Gráfico 4. 5: Gráfico de leyes obtenidas para minerales de rajo y subterránea

Ley de Cabeza Analizada Ley de Cabeza Calculada

Muestra Cu % Fe % Mo % Cu % Fe % Mo %

Subterránea 0.997 3.645 0.0395 1.017 3.608 0.0369

Rajo 0.789 2.995 0.0305 0.783 3.113 0.0312

Tabla 4. 15: Caracterización química de la muestra entregada a SGS

0,028

0,030

0,032

0,034

0,036

0,038

0,040

0,042

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

3,0

3,5

4,0

Subterránea Rajo

Ley

de M

o (%

)

Leye

s de

Cu

y Fe

(%)

Leyes de Alimentación

Cu An

Cu Calc

Fe An

Fe Calc

Mo An

Mo Calc


51

Descripción de las pruebas

Se realizaron once pruebas de flotación a cada mineral, una estándar y 8 con otros

reactivos pero al mismo pH que el estándar (10) y finalmente dos a un pH distinto (9). Todas

estas pruebas fueron realizadas por duplicado y se describen a continuación:

Flotación n° 1: Flotación Estándar

a) Características generales de la flotación estándar de DAND:

1. El P80 del mineral a alimentar a la celda es de 212 [μm].

2. La pulpa debe tener un 38% en peso de sólidos y una velocidad de

agitación en la celda de 1500 [rpm].

3. El tiempo de acondicionamiento en la celda es de 3 [min], el paleteo es

cada 10 [s] y el tiempo total de flotación son 16 [min].

4. Para obtener la cinética de flotación, el concentrado obtenido es separado

en 7 bandejas, cuando se cumplan los siguientes tiempos: 1, 2, 3, 4, 7, 11

y 16 [min] acumulados. Para la cola, sólo se obtiene una bandeja.

b) Dosificaciones:

1. 22 [g/t] de colector Hostaflot X-23 y 6 [g/t] de diesel adicionados en

molienda

2. 14 [g/t] de espumante MIBC agregados en la celda

3. Adición de cal hasta lograr un pH de 10.


52

Flotación n° 2: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante orgánico T-5

en 60 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar

Flotación n° 3: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante orgánico M-3

en 60 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar


en 10 g/t y T-5 en 10 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar






en 30 g/t y T-5 en 30 g/t a pH 9. Adición de diesel y MIBC según estándar

Flotación n° 8: Flotación con el colector C7732 en 22 g/t. Adición de diesel y MIBC

según estándar.

Flotación n° 9: Flotación con el colector CY-01-42 en 16,5 g/t y CY-01-210 en 5,5

g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar

Flotación n° 10: Flotación con el colector CY-01-42 en 5,5 g/t y CY-01-210 en 16,5

g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar

Flotación n° 11: Flotación con el colector CY-01-42 en 11 g/t y CY-01-210 en 11 g/t y

depresante orgánico M-3 en 30 g/t y T-5 en 30 g/t a pH 9. Adición de diesel y MIBC según

estándar


53

Recuperaciones y leyes:

En los siguientes gráficos se muestran las recuperaciones y leyes obtenidos en el

minuto 11 (once) de la cinética de flotación para las flotaciones realizadas en SGS, donde el

test 1 (uno) es el test estándar, línea base para realizar las comparaciones. Se utiliza este

tiempo y no el minuto 16 (dieciséis) dado que con el primero se hace el escalamiento a

planta:

Gráfico 4. 6: Recuperaciones y leyes de Cu obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo

Las recuperaciones (Rec Cu) de cobre se mantienen más o menos constantes para la

MS teniendo una diferencia menor al 2%, lo que se atribuye a un rango de error normal en

pruebas de laboratorio. El test con mayor recuperación es el número 2, con un 96.15% y el

de menor recuperación es el test 10 (93.71%). Los valores de recuperación para la MRA

varían más; la prueba número 8 presenta una recuperación de un 87.40%, versus el 91.88%

del estándar (diferencial mayor a un 2%) pero también muestra una alta ley, por lo que se

requiere un análisis mayor antes de ser descartado.

Por otra parte, las pruebas 4 y 11 presentan una menor recuperación y ley de cobre,

por lo que quedan descartadas para análisis posteriores.

5

6

7

8

9

10

11

85

87

89

91

93

95

97

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

Ley

(%)

Recu

pera

ción

(%)

n° de Prueba

Ley y Recup de Cu

Rec Cu Rajo Rec Cu Subte Ley Cu Rajo Ley Cu Subte


54

En cuanto a las leyes, MS tiene una mayor ley para la prueba estándar en relación de

las demás hechas a la misma muestra, mientras que la prueba 10, a pesar de haber tenido

una recuperación menor de cobre, tiene también una ley menor, por lo que también se

descarta. Las leyes de MRA son siempre mayores respecto a MS.

Gráfico 4. 7: Recuperaciones y leyes de Mo obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo

Las recuperaciones de Mo tienen una variación mayor que las del cobre, haciéndose

ésta más notoria en MRA. El test que tiene una menor recuperación de Mo en esta mina es

el número 6 (59.93%), y el mayor es el 9 (78.45%), con una diferencia mayor a un 11% para

el primero, respecto a estándar (71.54%), y de un valor cercano al 7% para el segundo. Para

la MS, el porcentaje de diferencia respecto al estándar (78.59%) no supera el 4%, donde el

test n° 6 presenta nuevamente la menor recuperación (74.59%) y el test n° 10 la mayor

recuperación (81.85%).

Las leyes presentes en todas las pruebas son menores para MS respecto al estándar,

mientras que el test n° 8 aumentó la ley para MRA.

Con estos datos, se descartan las pruebas 2, 6 y 11 debido a sus menores

recuperaciones y leyes de molibdeno para MS, y las pruebas 2, 3, 4, 5, 6, 7 y 11 por sus

resultados en MRA

0,16

0,18

0,20

0,22

0,24

0,26

0,28

0,30

0,32

50

55

60

65

70

75

80

85

90

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

Ley

(%)

Recu

pera

ción

(%)

n° de Prueba

Ley y Recup de Mo

Rec Mo Rajo Rec Mo Subte Ley Mo Rajo Ley Mo Subte


55

Gráfico 4. 8: Recuperaciones y leyes de Fe obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo

Para MS se observa un alza en las recuperaciones de Fe respecto al estándar,

excepto para la prueba 8. Además, la ley disminuye para las pruebas 6, 7, 10 y 11, por lo

que nuevamente estas pruebas se descartan.

En cuanto a MRA, sucede lo mismo en lo que respecta a recuperaciones, pero las

leyes aumentan para la mayoría de las pruebas, reflejando una menor flotación de ganga.

Con esto, las pruebas que no han sido descartadas son la n° 8 y la 9. Éstas

corresponden a los datos entregados por los barridos realizados por ambas empresas

proveedoras y presentan fortalezas distintas. El test n° 8, por ejemplo, tiene menores

recuperaciones de cobre y molibdeno, pero una diferencia aún mayor en los que respecta a

la recuperación de Fe asociado a pirita. En cambio el test n° 9 aumenta la flotación de Mo,

mientras mantiene (aproximadamente) la de Cu, pero también incrementa la recuperación de

Fe, disminuyendo las leyes de los minerales de interés, acarreando una mayor masa a la

flotación Cleaner.

12

13

14

15

16

17

18

19

20

21

30

35

40

45

50

55

60

65

70

75

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

Ley

(%)

Recu

pera

ción

(%)

n° de Prueba

Ley y Recup de Fe

Rec Fe Rajo Rec Fe Subte Ley Fe Rajo Ley Fe Subte


56

Supuesto 5: La capacidad Scavenger es deficiente para la cantidad de mineral recibida

Si bien no existen curvas cinéticas de recuperación de molibdeno para las celdas

Scv, si existen para el cobre, por lo que se hace un análisis a partir de éstas, las que se

muestran a continuación:

Gráfico 4. 9: Cinética para la etapa Scavenger en planta, sección 1

Gráfico 4. 10: Cinética para la etapa Scavenger en laboratorio, sección 1


57

Gráfico 4. 11: Cinética para la etapa Scavenger en planta, sección 2

Gráfico 4. 12: Cinética para la etapa Scavenger en laboratorio, sección 2

El producto del banco C1-D1 tiene un 96.3% de recuperación de cobre a los 21.7

minutos, con una ley de 6.3%, mientras que el banco C2-D2 tiene una recuperación de un

96.8% a los 30.2 minutos, con una ley de 9.4%. Sin embargo, la curva cinética del segundo

banco presenta una pendiente que todavía no se estabiliza, por lo que al parecer un tiempo

mayor de residencia permitiría lograr una recuperación aún mayor de cobre. Se asume esto

también para el molibdeno, por lo que se necesitaría o un menor flujo de alimentación o una

mayor capacidad Scv para mejorar esto.


58

5 Evaluación Económica

5.1 Costos Involucrados

Dentro de los supuestos analizados, el que tiene un menor costo para su aplicación

es el cambio de reactivos en la flotación Rougher. Debido a que no se alcanzó a aprobar

este proyecto para ser ejecutado en la planta, no se realizó el estudio detallado de los costos

en los que se debe incurrir para lograr el cambio de reactivos, por lo que se hace un análisis

a partir de las opciones posibles.

Se establecen dos posibles casos:

Caso 1: Adición del reactivo a los tres bancos Rougher existentes en DAND.

En este caso no se requieren cambios en planta, dado que las instalaciones

hechas sirven para el nuevo colector. Esto incluye tanto las cañerías como el

bodegaje, según las normas establecidas en las hojas de seguridad de los

reactivos.

Caso 2: Reemplazo parcial de reactivo estándar, agregándose el nuevo

reactivo a uno o dos bancos Rougher. Se debe instalar una nueva cañería,

para generar dos vías distintas. Con esto, se deben adquirir cañerías, codos,

una bomba peristáltica, además de la mano de obra para la instalación de esta

línea.

5.1.1 Mano de obra

Caso 1: No se necesita mano de obra adicional para esta tarea, dado que el

colector original únicamente será reemplazado por el colector propuesto, a una

misma dosificación de colector, por lo que el espacio utilizado para almacenar y

alimentar a la planta será el mismo

Caso 2: Este caso demanda de personal que esté capacitado para poder

realizar el cambio en la parte inicial de las cañerías de alimentación.


59

5.1.2 Supervisión

Caso 1: No se requiere supervisión de parte externa. Sin embargo, el cambio

de colector, la limpieza de las líneas y el estanque colector, entre otras tareas,

requerirá supervisión del encargado de turno del área

Caso 2: Se precisa de la misma supervisión del caso anterior, además de la

supervisión en la instalación del pipping correspondiente, mencionado en el punto 8.2.1. La inspección de esta última tarea probablemente corresponderá tanto a un

encargado de la empresa externa contratada para este servicio como al personal de

DAND.

5.2 Prueba Industrial

Si bien la prueba industrial queda fuera de este trabajo de tesis, debido a que debe pasar

por la aprobación de la gerencia de planta, lo que se propone basado en los resultados

obtenidos es:

La adición de los reactivos se realizaría en un principio para el banco Rougher A,

debido a que los resultados obtenidos han sido mejores para mineral perteneciente al rajo;

es decir, los delta en las recuperaciones logrados en el laboratorio son mayores. Sin

embargo esto no necesariamente ocurre así en planta, principalmente por tener distintas

líneas de conminución y bancos de flotación Rougher, lo que lo hace ser menos

comparables debido a estos “ruidos” ya mencionados

El tiempo de prueba mínimo, considerado por la experiencia del proveedor, es de 2

meses, donde se realiza un ciclo donde el nuevo reactivo se utiliza por dos semanas, luego

dos semanas con el colector estándar, para finalmente repetir este ciclo, completándose así

los 2 meses ya mencionados.


60

5.3 Utilidades Estimadas

Con las recuperaciones obtenidas en las pruebas de laboratorio, se hace un

escalamiento a planta. Considerando las leyes de alimentación obtenidas del PND 2012 para

el largo plazo se tiene:

Mo Rajo Mo Subte

Ley Cabeza 0.013 0.034

Rec Ro Estándar 71.54 78.59

Rec Ro Propuesto 78.45 81.47

Alimentación [ktpd] 62000 32000 Tabla 5. 1: Leyes de alimentación y Recuperaciones Rougher

Split Factors

Los SF calculados para el caso estándar y el caso propuesto son:

Etapa SF Rec Peso Cu Fe Mo As

Rougher 6.65% 92.99% 49.94% 73.94% 80.00%

Cleaner 20.00% 60.60% 40.00% 17.00% 38.00%

Scavenger 63.00% 98.00% 68.00% 92.00% 55.00%

Tabla 5. 2: Split Factors para las condiciones estándar

Etapa SF Rec Peso Cu Fe Mo As

Rougher 6.71% 93.32% 58.68% 79.48% 80.00%

Cleaner 20.00% 60.60% 40.00% 17.00% 38.00%

Scavenger 63.00% 98.00% 68.00% 92.00% 55.00%

Tabla 5. 3: Split Factors para las nuevas condiciones propuestas

Sólo los valores de la etapa rougher presentados en la Tabla 5. 2 y Tabla 5. 3 han

sido medidos, según los resultados logrados en el laboratorio de SGS; los de la etapa Cln y

Scv son registros de planta, con los que se acepta que se haga el respectivo balance de

masa.


61

Descripción Flujo % Cu % Fe % Mo % As

Alimentación Rougher 1 0.84% 3.63% 0.02% 0.01% Concentrado Rougher 2 11.76% 27.25% 0.22% 0.11%

Relave Rougher 3 0.06% 1.94% 0.01% 0.00%

Alimentación Cleaner 4 9.50% 22.83% 0.47% 0.08%

Concentrado Final 5 28.79% 45.66% 0.40% 0.15% Cola Cleaner/Alim. SCV 6 4.68% 17.12% 0.49% 0.06%

Concentrado Scavenger 7 7.28% 18.48% 0.71% 0.06%

Relave Scavenger 8 0.25% 14.81% 0.11% 0.08%

Relave Final 9 0.07% 2.47% 0.01% 0.00% Tabla 5. 4: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición estándar


Alimentación Rougher 1 0.84% 3.63% 0.02% 0.01% Concentrado Rougher 2 11.70% 31.73% 0.24% 0.11%

Relave Rougher 3 0.06% 1.61% 0.00% 0.00%

Alimentación Cleaner 4 9.45% 26.58% 0.50% 0.08%




Relave Final 9 0.07% 2.25% 0.01% 0.00% Tabla 5. 5: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición propuesta

La masa de molibdeno obtenida para el caso estándar es de 10.07 [ton] en un día,

mientras que el caso propuesto obtiene 10.83 [ton] en el mismo tiempo, consiguiéndose un

delta de 0.75 [ton], lo que representa una utilidad bruta de US$ 20,063 diarios (equivalente a

US$ 7,222,500 anuales). Para calcular esta utilidad bruta generada, se considera un precio

de Molibdeno de US$ 26.75 el kilogramo (puesto que se incluyen los descuentos asociados

a maquila). El precio Bruto de Mo es de US$31 el kilogramo.

Luego, para realizar el flujo de caja, se requiere, además de la utilidad bruta, los

gastos operacionales y la inversión (mostrada en la Tabla 5. 2). Para los gastos


62

operacionales se debe tomar en cuenta la dosis de colector, la masa alimentada, los días

trabajados en un año y los valores de los colectores (mostrados en la Tabla 5. 6):

Colector Costo [US$/kg]

STD 3.5

Propuesto 6.8

Tabla 5. 6: Precios de los colectores en estudio

El capital de trabajo se calcula debido al diferencial en los precios de los colectores

utilizados, según:

Donde:

CT: Capital de Trabajo

AD: Alimentación diaria (94 [kton])

DC: Dosis de colector (22 [gpt])

CRP: Costo Reactivo Propuesto

CRSTD: Costo Reactivo Estándar

dA: días trabajados al año (360)

Con esto, se obtiene un costo medio de capital de trabajo US$ 2,516,342


63

5.4 Inversión Estimada

Los gastos en los que incurriría DAND para poder realizar una prueba basándose en

el caso 2, descrito en la sección 5.1: Costos Involucrados se describen a continuación:

5.4.1 Capital Fijo Directo

Equipos

Bomba para la impulsión del colector hacia la alimentación a los molinos. Se

consideró una bomba Peristáltica BT50S.

Cañerías, Instrumentación y Control

Se considera para este segmento el 100% del costo de la bomba, dado que además

del pipping correspondiente, se requiere de una instalación eléctrica para alimentar a la

nueva bomba y de una válvula check, para asegurar el desplazamiento unidireccional del

fluido. (El porcentaje de la bomba es muy bajo, dado que el controlador de flujo es más caro

que ella)

Instalación de los equipos

Aquí se incluye el costo del personal involucrado en la instalación de los equipos. Los

valores utilizados corresponden a promedios que han sido obtenidos de otros proyectos

realizados en DAND.

El personal con el que se calcula el costo de la instalación de los equipos incluyen

mecánicos M1 y M2, un prevencionista de riesgos (presente día por medio de la duración de

la obra) y un secretario técnico.


64

5.4.2 Capital Fijo Indirecto

En este ítem se considera:

Ingeniería y Supervisión

Utilizando nuevamente los valores promedios mencionados en el ítem

“instalación de los equipos”, se calcula el costo contando con un supervisor para la totalidad

de los días de trabajo

Honorarios Contratista

Se considera el 10% del Costo Fijo Directo, según lo recomendado en el libro “Plant

Design and Economics for Chemical Engineers” (Diseño de Plantas y Economía para

Ingenieros Químicos) de Peter & Timmerhaus

Contingencias

Se considera el 30% del Capital Fijo como costo en contingencias.

Los costos unitarios (costo por hora de trabajo) de la mano de obra se describen a

continuación, según valores promedios:

Descripción Precio Unitario [US$/hr]

Supervisor $ 27.42

Prevencionista de riesgos $ 26.98

Secretario Técnico $ 22.19

Mecánico M1 $ 24.03

Mecánico M2 $ 22.19 Tabla 5. 7: Costo unitario de la mano de obra


65

Capital Fijo Costo

Directo

Equipos de Procesos $ 1,350

Instalación de los Equipos* $ 1,666

Instrumentación y Control** $ 900

Total CFD $ 3,916

Indirecto

Ingeniería y Supervisión $ 439

Honorarios Contratista $ 8,790

Total CFI $ 9,147

Total Capital Fijo $ 13,603 Contingencias $ 3,919

Inversión Total [US$] $ 16,982

Tabla 5. 8: Costo de distintos segmentos correspondientes al capital fijo

* Incluye personal involucrado

** Incluye instalación eléctrica y cañerías

Los cálculos tienen una base de 16 días en la duración de los trabajos de instalación.

Esta inversión tiene un valor bastante bajo, en comparación a la que actualmente se debe

realizar en la planta de flotación colectiva para este aumento en la recuperación. Una

estimación preliminar de una de las empresas contratistas de DAND establece que para un

aumento de 20 [ton] diarias (200% extra de la capacidad nominal de la actual planta), se

requiere una inversión cercana a los 400 [MUS$], por lo que se estima que para un aumento

de 0.75 [ton] diarias el valor requerido bordeará los 20 [MUS$].


66

5.5 Parámetros de Evaluación del Proyecto

Utilizando los valores mostrados en la Tabla 5. 8 y considerando una utilidad anual de

US$ 4,706,158 (obtenida de las utilidades brutas menos el costo del capital de trabajo), que

los gastos operacionales equivalen al capital de trabajo, es decir, no se requiere contratar

nueva mano de obra y que la inversión requerida es la mostrada en la Tabla 5. 2 para una

tasa de interés de un 8%, se consiguen los siguientes índices de evaluación:

Inversión (US$) VAN (US$) TIR (%)

(-)20,016,982 10,705,295 19.58

Tabla 5. 9: Valores de VAN y TIR para la inversión estimada

Para el cálculo de estos índices, se ha utilizado un horizonte de 10 años, con una

utilidad anual constante dado que los parámetros de evaluación han sido los valores de largo

plazo de las Orientaciones Comerciales 2012 de CODELCO.

Capítulo 6: Resultados y Discusiones

67

6 Resultados y Discusiones

6.1 Molibdeno en los finos

Si bien existe un alto porcentaje de finos en la alimentación a los bancos Ro (40%

bajo 45 [μm]), el molibdeno presente en las colas se encuentra distribuido de forma pareja,

por lo que la pérdida debe estar asociada a otro factor. Distinto es el caso del banco Scv,

donde sobre un 80% del molibdeno (y un 73% del Cu) presente en esa corriente está bajo

los 40 [μm].

6.2 Tendencia al fracturamiento

En las pruebas cinéticas realizadas se observa que los perfiles granulométricos

obtenidos de la molienda de los minerales con los que cuenta DAND, se deben

exclusivamente a la línea de molienda obtenida, no al lugar de donde provienen. Sin

embargo, no es posible establecer con los mallajes realizados comúnmente en planta si bajo

los 45 [μm] alguna de las dos líneas de molienda produce material más fino que otra.

6.3 Ganga asociada al mineral

Respaldado por la teoría, se ha analizado la presencia de minerales de calcio y

magnesio presente en las minas MS y MRA.

Por otra parte, a pesar de conocerse el efecto del ión Ca+2 en la depresión del Mo y

su baja solubilidad en la pulpa, la cal utilizada en planta es el modificador de pH de menor

precio, por lo que realizar un cambio de este reactivo por otro modificador de pH que no

contenga iones de calcio o magnesio debe ser evaluado económicamente.

Capítulo 6: Resultados y Discusiones

68

6.4 Pruebas con nuevos reactivos

Existe un reactivo capaz de aumentar la recuperación de molibdeno, pero sigue

siendo mayor la recuperación de este elemento en MS respecto a MRA. Además, este

reactivo presenta una mayor recuperación en peso que el estándar, por lo que el balance de

masa realizado (mostrado en el Anexo E: Balance de Masa a Planta concentradora)

puede que tenga un ajuste menor, dado a los Split Factors considerados en su desarrollo, los

cuales fueron los mismos obtenidos en planta para el estándar.

6.5 Falta de capacidad Scavenger

A pesar de sólo tener las curvas cinéticas de cobre, se estima que el molibdeno

puede tener un comportamiento de recuperación semejante al del cobre, es decir, aún se

pueden lograr mayores recuperaciones de molibdeno, ya sea disminuyendo el flujo de

alimentación (lo que significaría pérdidas monetarias mayores a obtener un par de puntos

porcentuales más de recuperación debido el menor tonelaje procesado), o aumentando la

capacidad scavenger, lo que si bien requiere de una inversión, los resultados a largo plazo

debiesen compensarlo.

Capítulo 7: Conclusiones y Recomendaciones

69

7 Conclusiones y Recomendaciones

1. Se ha observado una pérdida de molibdeno en los finos de la etapa Scv. Esto es

atribuido al bajo tiempo de residencia (debido al aumento de la capacidad Rougher), por lo

que se recomienda realizar cinéticas de flotaciones Scv para el Mo, con el fin de ver si un

aumento de esta variable aumenta la recuperación.

2. Los perfiles granulométricos que se realizan en planta sólo llegan hasta malla 325

(45 [μm]), por lo que se recomienda realizar perfiles que incluyan mallas más finas, con el fin

de determinar si existe una divergencia bajo que permita explicar la pérdida de molibdeno en

uno de los minerales.

3. Se recomienda realizar un estudio más profundo para esclarecer al efecto del los

iones calcio y magnesio, debido a la posibilidad de que estén influyendo en el valor de

potencial zeta, el consumo de cal, el favorecimiento de la flotación de otras especies,

modificación de los ángulos de contacto molibdenita-aire, etc. Este estudio debe realizarse

mezclando el mineral de cada una de las minas (por separado) con minerales de calcio y

magnesio en distintas cantidades.

4. Existe una mezcla de reactivos (CY -01-42 y CY-01-210 en una proporción 3:1 en

peso) que aumenta la recuperación de molibdeno, manteniendo las de cobre, pero debe

realizarse un estudio sobre su efecto aguas abajo, tanto en las etapas cleaner y Scv como

en la etapa de flotación selectiva. En ésta última se debe evaluar el comportamiento con

NaHS (reactivo usado en la PPC) emulando el proceso en esa planta.

Capítulo 7: Conclusiones y Recomendaciones

70

5. Para evaluar el comportamiento del colector en planta se debe analizar si la

alimentación de este reactivo se realizará a un banco en particular o a la totalidad existente.

En el primer caso, se requerirá de la instalación de un sistema de alimentación, lo que

incluiría una bomba peristáltica para el traslado del líquido. Además se debe tomar en cuenta

que para obtener resultados que sean cuantificables, el tiempo recomendado por las

empresas proveedoras son de mínimo dos meses, con un sistema en el cual el ciclo consta

de 2 semanas de prueba del colector en el banco y luego el estándar por el mismo tiempo,

con una repetición del ciclo.

6. Debido a la existencia de un colector (C7732) que disminuye notoriamente la

recuperación de hierro, existe la posibilidad que al mezclarlo con el colector con mayores

recuperaciones de molibdeno, tengan un efecto sinérgico en el que se presenten ambas

ventajas, por lo que se recomienda que se hagan pruebas de flotación con mezclas en

distintas proporciones en peso de estos.

BIBLIOGRAFÍA

71

BIBLIOGRAFÍA 1. http://www.exploradores.org.pe/flash/el_molibdeno.html. Visitada por última vez el 10

de Septiembre del 2012.

2. Bañados, Angélica. Molibdeno, la vedette del sector. s.l. : La Tercera, 30 de Mayo

2007. pág. 1.

3. Banco Central. Indicadores de Comercio Exterior, Tercer Trimestre 2011.

4. http://www.mch.cl/noticias/index_neo.php?id=35508. Visitada por última vez el 16 de

Julio de 2012.

5. http://www.es-

comunicadodeprensa.net/jj/2011+Tendencias+del+Mercado+de+molibdeno+y+sus+Persp

ectivas+de+mercado+en_ceifdj.htm . Visitada por última vez el 27 de abril 2012.

6. Anónimo. Documento sin archivo.

7. Baros Mansilla, María Celia. Río Blanco y Andina, visión de chilenos. pág. 13.

8. —. Rio Blanco y Andina, visión de chilenos. págs. 124-125.

9. http://www.codelco.cl/nosotros/prontus_codelco/2011-08-02/195131.html. Visitada por

última vez el 27 de abril 2012.

10. ANDINA, CODELCO. Plan Exploratorio 2012. pág. 185.

11. —. Plan Exploratorio 2012. págs. 191, 214.

12. Álvarez Sánchez, Lorena. Introducción a la Conminución de Minerales. [ed.]

Pontificia Universidad Católica de Valparaíso Escuela de Ingeniería Química. s.l. : Escuela

de Ingeniería Química, Pontificia Universidad Católica de Valparaíso. pág. 3.

13. —. Introducción a la Conminución de Minerales. s.l. : Escuela de Ingeniería Química,

Pontificia Universidad Católica de Valparaíso. pág. 6.

14. —. Apuntes de Flotación: Colectores. s.l. : Escuela de Ingeniería Química, Pontificia

Universidad Católica de Valparaíso. pág. 1.

15. —. Apuntes de Flotación: Espumantes. s.l. : Escuela de Ingeniería Química, Pontificia

Universidad Católica de Valparaíso. pág. 1.

16. Yianatos B., Juan. Flotación de minerales. pág. 57.

17. Álvarez Sánchez, Lorena. Apuntes de Flotación: Equipos de Flotación. s.l. : Escuela

de Ingeniería Química, Pontificia Universidad Católica de Valparaíso. pág. 4.

18. M. Zanin, I. Ametov, S. Grano, L. Zhou, W. Skinner. A study of mechanisms

affecting molybdenite recovery in a bulk copper/molybdenum flotation circuit. s.l. :

International Journal of Mineral Processing. págs. 2-3.

19. http://www.lenntech.es/potential-zeta.htm. Visitada por última vez el 10 de mayo 2012.

[Escribir texto]

72

20. J.D. Pease, D.C. Curry, M.F. Young. Designing flotation circuits for high fines

recovery. Disponible en línea desde el 15 de noviembre 2005 en www.sciencedirect.com.

21. Tapia Bacovich, Fernando. Flotación, Fundamento y Aplicaciones. pág. 84.

22. Sarquís, Pedro E., Moyano, Adriana y González, Mercedes. Organic depressant

reagents effect on pyrite in copper minerals flotation. págs. 1-8.

Anexo A: Resumen Mineral Procesado

A-0

ANEXO A Resumen Mineral Procesado


A-1

A.1 Tonelaje procesado

Descripción Unidad Enero Febrero Marzo Abril

Tratamiento Pre Chancado TMH 594,459 377,906 483,198 533,266

Planta Convencional TMH 969,608 688,971 908,744 831,021

Molino Unitario Antiguo TMH 177,586 160,317 183,915 174,881

TRATAMIENTO CONV. Y MU1 TMH 1,147,194 849,288 1,092,659 1,005,902

Tratamiento Molino Unitario Nuevo TMH 592,300 408,280 547,090 503,940

Tratamiento Molino SAG TMH 1,097,680 907,440 1,049,200 1,007,510

TRATAMIENTO SAG Y MU2 TMH 1,689,980 1,315,720 1,596,290 1,511,450

TOTAL TRATADO TMH 2,837,174 2,165,008 2,688,949 2,517,352

Humedad Mineral % 2.38 2.38 2.42 2.34 Tabla A. 1: Tonelaje procesado en el primer cuatrimestre del año 2011


A-2

Descripción Unidad Mayo Junio Julio Agosto




TRATAMIENTO CONV. Y MU1 TMH 1,106,883 1,085,728 1,091,898 1,097,422


Tratamiento Molino SAG TMH 1,108,273 1,013,940 949,580 911,460



Humedad Mineral % 2.27 2.42 2.60 2.57 Tabla A. 2: Tonelaje procesado en el segundo cuatrimestre del año 2011


A-3

Descripción Unidad Septiembre Octubre Noviembre Diciembre




TRATAMIENTO CONV. Y MU1 TMH 1,053,454 1,102,053 952,595 966,992


Tratamiento Molino SAG TMH 1,021,120 1,022,500 1,004,010 938,660



Humedad Mineral % 2.52 2.51 2.49 2.48 Tabla A. 3: Tonelaje procesado en el tercer cuatrimestre del año 2011


A-4

A.2 Leyes de alimentación

A.2.1 Leyes y Recuperación de Cobre


Ley de Cabeza Alim Banco Rougher B y E % 0.978 0.974 0.949 0.984

Ley de Cabeza Alim Banco Rougher A % 0.772 0.833 0.796 0.835

Ley de Cabeza Ponderada (Global) % 0.854 0.887 0.857 0.894

Ley de Concentrado % 28.10 28.92 28.18 26.98

Ley de Colas % 0.081 0.124 0.116 0.120

Recuperación Industrial % 86.15 80.03 91.53 85.62 Tabla A. 4: Leyes y recuperaciones globales de Cobre para el primer cuatrimestre del año 2011


A-5






Ley de Colas % 0.129 0.126 0.116 0.118

Recuperación Química % 85.78 86.10 86.59 86.67

Recuperación Industrial % 81.33 82.75 85.35 83.25 Tabla A. 5: Leyes y recuperaciones globales de Cobre para el segundo cuatrimestre del año 2011


A-6






Ley de Colas % 0.108 0.106 0.107 0.120

Recuperación Química % 88.32 88.68 88.69 87.47

Recuperación Industrial % 87.85 88.41 90.53 96.15 Tabla A. 6: Leyes y recuperaciones globales de Cobre para el tercer cuatrimestre del año 2011


A-7

A.2.2 Leyes y Recuperaciones de Molibdeno


Ley de Cabeza Alim Banco Rougher B y E [ppm] 317.49 312.04 279.33 331.32

Ley de Cabeza Alim Banco Rougher A [ppm] 94.53 105.75 123.81 148.70

Ley de Cabeza Ponderada (Global) [ppm] 183.39 185.49 186.09 220.64

Ley de Moly Despachada % 0.402 0.251 0.377 0.478

Ley de Moly en la Cola [ppm] 84.07 108.67 92.12 85.11

Recuperación de Mo Colectiva % 60.57 43.13 56.41 63.70

Recuperación de Mo Selectiva % 82.62 70.93 76.49 83.09

Recuperación de Mo Global % 50.04 30.59 43.15 52.93 Tabla A. 7: Leyes y recuperaciones globales de Molibdeno para el primer cuatrimestre del año 2011


A-8









Recuperación de Mo Global % 50.84 50.73 55.74 52.42 Tabla A. 8: Leyes y recuperaciones globales de Molibdeno para el segundo cuatrimestre del año 2011


A-9









Recuperación de Mo Global % 53.35 47.23 49.91 36.04 Tabla A. 9: Leyes y recuperaciones globales de Molibdeno para el tercer cuatrimestre del año 2011


A-10

A.3 Mineralogía

En las siguientes tablas, se muestran las características minerales de las minas pertenecientes a DAND, para el mineral

alimentado a las líneas de molienda con las que cuenta. El término “% BS” representa el porcentaje del súlfuro realizando el balance

sólo a los súlfuros, mientras que “% BO” representa el porcentaje del óxido realizando el balance sólo a los óxidos. “% BM”

corresponde al porcentaje que representa el mineral tomando en cuenta todos los minerales presentes:

Súlfuros Conv A + MU1 SAG + MU2 Conv B y C

% BS % BM Tamaño (μm) % BS % BM Tamaño

(μm) % BS % BM Tamaño (μm)

Calcopirita 49.15 2.67 23 39.07 2.26 22 52.25 2.73 18 Bornita 0.22 0.01 10 0.59 0.03 11 0.30 0.02 12 Covelina 0.06 0.00 7 0.05 0.00 7 0.05 0.00 7 Calcosina 0.04 0.00 5 0.12 0.01 8 0.06 0.00 7 Enargita/Tenantita 1.14 0.06 13 0.18 0.01 11 0.72 0.04 11 Pirita 46.43 2.30 27 58.88 3.46 31 43.46 2.28 22 Esfalerita 0.62 0.03 14 0.16 0.01 14 0.81 0.04 11 Arsenopirita 0.00 0.00 0 0.00 0.00 2 0.00 0.00 2 Molibdenita 1.61 0.08 11 0.72 0.04 11 1.82 0.10 10 Otros Sulfuros 0.73 0.04 8 0.23 0.01 9 0.53 0.03 7

Tabla A. 10: Balance a los minerales sulfurados y porcentaje total presente de ellos en la alimentación del año 2011


A-11

Óxidos Conv A + MU1 SAG + MU2 Conv B y C

% BO % BM Tamaño (μm) % BO % BM Tamaño

(μm) % BO % BM Tamaño (μm)

Magnetita-Hematita-Goethita 49.81 1.04 19 50.06 0.94 24 49.46 1.14 15

Goethita(Al)-Harrisonita 2.96 0.06 8 1.16 0.02 8 3.02 0.07 7 Rutilo 42.95 0.86 14 45.98 0.81 17 43.84 0.96 12 Ilmenita 4.28 0.09 13 2.81 0.06 12 3.68 0.07 10 Total Oxidos de Fe y Ti 1.95 1.41 1.70

Tabla A. 11: Balance a los minerales oxidados y porcentaje total presente de ellos en la alimentación del año 2011


A-12

Ganga Conv A + MU1 SAG + MU2 Conv B y C

% BM Tamaño (μm) % BM Tamaño (μm) % BM Tamaño (μm) Cuarzo 40.48 36 35.30 39 37.45 30 Feldespato Potásico 11.36 16 19.32 21 10.50 14 Plagioclasa-Albita 6.11 25 12.96 26 5.45 21 Epidota-Zoisita 0.02 10 0.02 13 0.03 10 Turmalina 1.35 19 2.48 21 1.20 15 Anfíbola 0.16 9 0.09 10 0.20 8 Sericita-Moscovita 25.29 20 16.78 17 27.72 16 Biotita 2.74 14 1.60 15 3.54 12 Kaolinita 1.35 8 1.58 8 1.31 7 Montmorillonita 0.19 8 0.18 8 0.21 7 Otras Arcillas 0.04 8 0.06 8 0.04 7 Cloritas 0.94 12 0.98 13 1.47 10 Circón 0.07 10 0.09 12 0.16 13 Titanita/Esfeno 0.01 10 0.01 11 0.00 7 Calcita 0.16 11 0.12 11 0.22 8 Dolomita 0.21 15 0.05 13 0.26 12 Siderita (Mn) 1.53 17 0.37 15 1.80 14 Yeso-Anhidrita 0.37 24 0.12 15 0.67 16 Jarosita 0.00 9 0.00 8 0.00 7 Otros Sulfatos 0.01 10 0.00 8 0.01 10 Apatita 0.27 25 0.19 20 0.26 19 Otros Fosfatos 0.005 8 0.02 10 0.01 10 Otros 0.01 8 0.01 10 0.01 8 Total Ganga 92.75 92.34 92.52

Tabla A. 12: Porcentajes de ganga promedio presente en el mineral alimentado el año 2011


A-13

A.4 Análisis Granulométrico y Porcentajes de Cu y Mo

Para comenzar, se muestra la equivalencia entre malla y micrones, para claridad del

lector. La denominación de malla que se ocupa en DAND es Tyler, sin embargo también

se entrega la equivalencia al sistema ASTM (American Society for Testing and Materials) el cual también es utilizado de forma regular:

Tyler micrones ASTM 35 425 40 48 300 50 65 212 70

100 150 100 150 106 140 200 75 200 270 53 270 325 45 325 -325 <45 325

Tabla A. 13: Equivalencia entre malla Tyler, ASTM y micrones

Se entrega el análisis por líneas de alimentación a los 3 bancos Rougher.

Producto Molienda ConvA + MU1

MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc. Cu Mo [ppm] %Parc Mo

35 23.39 4.33 0.48 2.12 194 2.44

48 55.98 10.33 0.45 4.68 192 5.78

65 47.84 8.82 0.48 4.22 208 5.40

100 53.93 9.93 0.59 5.88 226 6.54

150 47.46 8.75 0.81 7.07 265 6.75

200 42.33 7.81 1.17 9.14 344 7.76

270 31.74 5.86 1.51 8.82 396 6.74

325 11.29 2.08 1.65 3.42 417 2.52

-325 228.14 42.09 1.30 54.65 457 56.05

Total 542.11 -- 1.00 100.00 343 100.00

Tabla A. 14: Alimentación promedio banco Rougher B


A-14

Producto Molienda SAG + MU2 MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo

35 7.91 1.36 0.34 0.56 75.6 0.81

48 41.53 7.14 0.28 2.50 64.4 3.59

65 54.77 9.41 0.29 3.36 67.8 4.93

100 66.27 11.39 0.35 4.95 73.3 6.43

150 61.41 10.55 0.51 6.60 81.1 6.53

200 55.59 9.55 0.79 9.29 95.6 6.98

270 36.74 6.32 1.09 8.44 102.2 5.18

325 19.63 3.37 1.19 4.95 116.7 2.80

-325 238.07 40.91 1.18 59.34 201.1 62.74

Total 581.92 -- 0.81 100.00 130.7 100.00 Tabla A. 15: Alimentación promedio Banco rougher A

Producto Molienda ConvB y ConvC MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo

35 32.81 6.23 0.51 3.38 200.0 3.72

48 59.18 11.25 0.46 5.51 190.0 6.34

65 48.84 9.28 0.50 4.86 208.9 5.74

100 50.93 9.67 0.61 6.20 220.0 6.30

150 44.32 8.41 0.80 7.04 255.6 6.37

200 39.12 7.42 1.23 9.55 333.3 7.31

270 27.16 5.09 1.41 7.49 380.0 5.66

325 11.84 2.3 1.60 3.83 400.0 2.79

-325 212.49 40.35 1.23 52.14 467.8 55.78

Total 526.70 -- 0.95 100.00 338.0 100.00 Tabla A. 16: Alimentación promedio Banco Rougher E


A-15

Gráfico A. 1: Productos de la molienda y sus respectivos P80

El concentrado obtenido para ser enviado a la Planta de Flotación Selectiva

presenta las siguientes características:

CONCENTRADO DESPACHO MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo

100 0.00 0.00 0.00 0.00 000.0 0.00

150 8.01 1.39 17.87 0.92 271.1 0.08

200 29.86 5.17 22.74 4.19 748.9 0.79

270 54.96 9.51 25.40 8.89 1558.9 3.11

325 33.12 5.73 26.60 5.62 2401.1 2.94

400 33.28 5.76 27.29 5.79 3162.2 3.88

-400 418.40 72.43 28.82 74.59 5922.2 89.19

Total 577.62 100.00 27.81 100.00 4785.4 100.00 Tabla A. 17: Alimentación promedio molino de barras B y C

175,27

142,84 195,87

30

40

50

60

70

80

90

100

20 200

% P

asan

te

Apertura [μm]

Producto molinos 2011

Conv A + MU1

SAG + MU2

Conv B y C

P80 Conv A + MU1

p80 SAG + MU2

P80 Conv B y C


A-16

Finalmente, las colas están determinadas según:

COLA GENERAL MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo

35 11.70 2.02 0.42 7.29 134.4 3.08

48 45.16 7.78 0.30 20.13 110.0 9.84

65 53.36 9.18 0.21 16.14 102.2 10.76

100 62.41 10.69 0.11 9.93 93.3 11.43

150 57.21 9.81 0.08 7.09 84.4 9.45

200 52.22 8.96 0.06 4.21 70.0 7.12

270 39.69 6.82 0.06 3.21 67.8 5.13

325 14.48 2.51 0.07 1.52 75.6 2.12

-325 245.81 42.23 0.09 30.47 88.9 41.08

Total 582.03 -- 0.12 100.00 89.2 100.00 Tabla A. 18: Cola general promedio, equivalente a la suma de las colas Rougher y Scavenger

Gráfico A. 2: Gráfico de los productos de la molienda y sus respectivos P80

146,05 174,88 41,43

30

40

50

60

70

80

90

100

20 200

% P

asan

te

Apertura [μm]

Colas de flotación 2011

COLA GENERAL

COLA ROUGHERE

COLASCAVENGER

p80 ColaGeneral

p80 Rougher E

p80 ColaScavenger


A-17

COLA SCAVENGER MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo

65 0.00 0.00 0.00 0.00 00.0 0.00

100 1.36 0.25 0.04 0.18 33.3 0.05

150 25.26 4.37 0.77 7.53 441.1 2.53

200 32.90 5.64 0.60 7.59 463.3 3.49

270 42.57 7.54 0.47 7.92 538.9 5.24

325 23.98 4.26 0.39 3.69 553.3 3.00

-325 449.38 77.94 0.42 73.09 915.6 85.69

Total 575.43 -- 0.44 100.00 823.8 100.00 Gráfico A. 3: Cola de Flotación Scavenger


A-18

A.5 Grado de Liberación y Asociaciones

A continuación, se detalla el grado de liberación y las asociaciones de la Calcopirita (Cpy), Molibdenita (Mo) y Pirita (Py)

CALCOPIRITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C

Grado de Liberación Cpy % BM %BCpy % BM %BCpy % BM %BCpy Calcopirita Libre 1.59 53.92 1.43 63.49 1.86 68.30 Calcopirita Liberada > 80% 0.48 16.16 0.28 12.19 0.27 10.07 Calcopirita Medianamente Liberada > 50% 0.23 7.70 0.11 4.88 0.17 6.38 Calcopirita con Baja Liberación > 20% 0.30 10.17 0.20 8.88 0.16 5.83 Calcopirita Ocluida 0.35 12.04 0.23 10.55 0.25 9.42 Total 2.94 100.00 2.25 100.00 2.71 100.00

Tabla A. 19: Grado de liberación de la calcopirita

CALCOPIRITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Asociación de Cpy % BM %BCpy % BM %BCpy % BM %BCpy

Calcopirita Libre 1.59 53.92 1.43 63.49 1.86 68.30 Mezcla Binaria Calcopirita-Calcopirita 0.15 5.05 0.11 5.04 0.11 3.84 Mezcla Binaria con otros sulfuros de Cobre 0.03 0.96 0.02 0.96 0.02 0.81 Mezcla Binaria Calcopirita-Molibdenita 0.03 0.96 0.01 0.53 0.03 1.02 Mezcla Binaria Calcopirita-Silicatos Duros 0.14 4.88 0.12 5.55 0.06 1.99 Mezcla Binaria Calcopirita-Filosilicatos 0.23 7.78 0.09 3.96 0.19 6.97 Mezcla Binaria Cpy-Óxidos de Ti e hidróxidos 0.02 0.83 0.03 1.35 0.03 1.01

Tabla A. 20: Asociaciones de la calcopirita


A-19

MOLIBDENITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Grado de Liberación Mo % BM %BMo % BM %BMo % BM %BMo

Molibdenita Libre 0.04 38.94 0.01 30.11 0.06 56.28 Molibdenita Liberada > 80% 0.00 3.68 0.00 1.66 0.01 11.34 Molibdenita Medianamente Liberada > 50% 0.00 2.59 0.00 2.75 0.01 5.96 Molibdenita con Baja Liberación > 20% 0.00 4.10 0.01 11.86 0.01 4.09 Molibdenita Ocluida 0.05 50.69 0.02 53.61 0.02 22.32 Total 0.09 100.00 0.04 100.00 0.10 100.00

Tabla A. 21: Grado de liberación de la molibdenita

MOLIBDENITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Asociación de Mo % BM %BMo % BM %BMo % BM %BMo

Molibdenita Libre 0.04 38.94 0.01 30.11 0.06 56.28 Mezcla Binaria Molibdenita-Pirita 0.00 3.53 0.00 12.84 0.00 2.82 Mezcla Binaria Molibdenita-Silicatos Duros 0.01 9.60 0.00 9.29 0.01 7.83 Mezcla Binaria Molibdenita-Filosilicatos 0.01 8.06 0.00 6.28 0.01 11.65 Mezcla Binaria Molibdenita-Molibdenita 0.00 1.76 0.00 1.82 0.00 5.13

Tabla A. 22: Asociaciones de la molibdenita


A-20

PIRITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Grado de Liberación Py % BM %BPy % BM %BPy % BM %BPy

Pirita Libre 1.80 78.01 2.63 76.71 1.83 81.14 Pirita Liberada > 80% 0.21 9.80 0.50 13.91 0.19 8.03 Pirita Medianamente Liberada > 50% 0.15 5.88 0.14 4.17 0.08 3.40 Pirita con Baja Liberación > 20% 0.07 3.05 0.08 2.34 0.13 5.10 Pirita Ocluida 0.08 3.27 0.10 2.88 0.05 2.32 Total 2.30 100.00 3.46 100.00 2.28 100.00

Tabla A. 23: Grado de liberación de la pirita

PIRITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Asociación de Py % BM %BPy % BM %BPy % BM %BPy

Pirita Libre 1.80 78.01 2.63 76.71 1.83 81.14 Mezcla Binaria Pirita-Calcopirita 0.01 0.70 0.04 1.00 0.00 0.14 Mezcla Binaria con otros sulfuros de Cobre 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.10 Mezcla Binaria Pirita-Molibdenita 0.08 3.45 0.14 3.65 0.10 4.46 Mezcla Binaria Pirita-Silicatos Duros 0.08 3.29 0.24 6.62 0.03 1.42 Mezcla Binaria Pirita-Filosilicatos 0.05 2.29 0.10 3.02 0.09 3.79 Mezcla Binaria Prita-Óxidos de Ti e hidróxidos 0.03 1.67 0.02 0.70 0.01 0.41

Tabla A. 24: Asociaciones de la pirita

Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND

B-0

ANEXO B Descripción Circuito de Molienda de Codelco Andina


B-1

B.1 Línea de Correa N°5: Esta correa corresponde a la alimentación a los chancadores que luego

alimentarán a la molienda convencional y al molino unitaria 1, los cuales se describen en

el trascurso del capítulo

B.1.1 Circuito de Chancado

La etapa de chancado primario/secundario está compuesta por dos (2) plantas:

Sur y Nueva, que tratan mineral proveniente de la mina subterránea. El mineral run off

mine – ROM – alimenta los harneros primarios, el sobre tamaño de los harneros

alimentan los chancadores primarios, mientras que el bajo tamaño se junta con la

descarga de los chancadores 1° y se envía a la etapa de chancado secundario. La etapa

de chancado secundario de ambas plantas, está compuesta por un harnero secundario

que es alimentado por el producto de la etapa primaria, cuyo sobre tamaño alimenta al

chancador secundario, mientras que el bajo tamaño junto con la descarga del chancador

secundario forma la otra parte del producto final de la etapa de chancado secundario.

El producto de chancado secundario se transporta mediante la correa N°5 a la

etapa de chancado 3°/4°.

La etapa de chancado terciario consta de cuatro (4) secciones denominadas A, B,

C, D; compuesta cada una por un harnero y un chancador terciario, y un harnero terciario-

cuaternario. Las secciones A y D operan sólo en circuito abierto, mientras que las

secciones B y C pueden operar en circuito abierto o cerrado, dependiendo de dónde se

envía el sobre tamaño de los harneros terciarios-cuaternarios. La etapa cuaternaria

consta de tres secciones, compuesta cada una por un chancador y un harnero, operando

en circuito cerrado. La Figura B. 1 muestra el circuito de chancado completo

perteneciente a esta línea.


B-2

Figura B. 1: Circuito de chancado correa n° 5

B.1.2 Circuito de Molienda

Molienda Convencional

El material alimentado a la Molienda convencional, es proveniente del chancado

3º/4º, asegurando cierta granulometría que es alimentada a los molinos barras, los cuales

operan en circuito abierto, cuya descarga alimenta a los molinos de bolas que operan en

circuito cerrado inverso.

Las secciones A, B y C operan con un molino de barras cada una. El producto de

cada uno de éstos pasa a 3 molinos de bolas, contabilizando un total de nueve molinos de

secundarios en este proceso.


B-3

Molienda Unitaria 1

El material proveniente del chancado 3º/4º descrita en el punto 1.1-“Circuito de Chancado”, utiliza un molino denominado “unitario” debido a que no se requiere una

molienda posterior para poder procesar el mineral, a diferencia del molino de barras. Una

fotografía del MU1 se muestra en la Figura B. 2:

Figura B. 2: Molino unitario 1 planta concentradora DAND

Las especificaciones de este equipo y los demás pertenecientes a la línea que

continúan a la correa 5 se encuentran en la Tabla B. 1.


B-4

Equipo Tipo Modelo/Dimensiones Cantidad Potencia Chancado Primario (1°) Planta Nueva/Sur

Harnero 1° Alimentador Grizzly 6’ x 20’ 1 -- Tolva Reguladora -- 3000 [ton] 1 --

Chancado 1° Mandíbula Norbeg C160 1 150 [HP] Harnero 1° Sur Convencional, Bandeja Simple Tyler 6’ x 14’ 1 40 [HP]

Chancado 1° Sur Mandíbula Allis.Chalmers 48” x 60” 1 200 [HP] Tolva Intermedia -- 150 [ton] 1 --

Chancado Secundario (2°) Planta Nueva/Sur Tolva Reguladora -- 3000 [ton] 1 --

Tolva Intermedia Norte -- 500 [ton] 1 -- Harnero 2° Convencional, Bandeja Simple 8’ x 16’ 1 --

Chancado 2° Cono estándar Simons 7’ 1 300 HP Harnero 2° Convencional, Doble Bandeja 8’ x 20’ 1 --

Chancado 2° Cono cabeza corta HP 800 1 800 HP Chancado Terciario (3°) y Cuaternario (4°)

Harnero 3° Sección A-B-C-D Convencional, Bandeja Simple Chancado 3° Sección A-B Cono cabeza corta Chancado 3° Sección B-D Cono cabeza corta Norberg HZ 8’ x 16’

Harnero 3°/4° Sección A-C-D Convencional, Bandeja Simple Harnero 3°/4° Sección B Banana, Bandeja Simple

Chancado 4° Cono cabeza corta Harnero 4° Convencional, Bandeja Simple

Molienda Convencional + Molino Unitario 1 Tolva producto chancado 3°/4° -- 5000 [ton] c/u 3 --

Molino 1° Sección A-B-C Barra 11.5’ x 16’ 3 1000 [HP] c/u Molino 2° Sección A-B-C Bolas 12.5’ x 16’ 9 1750 [HP] c/u

Molino Unitario Bolas 16’ x 24.5’ 1 3800 [HP] c/u Batería Hidrociclones 6 Hidrociclones, D 400 [mm] -- 9 -- Batería Hidrociclones 10 Hidrociclones D 380 B.P. -- 1 --

Tabla B. 1: Equipos de la etapa de chancado y Molienda Convencional + Unitaria 1 de DAND


B-5

Si bien la clasificación realizada corresponde al tipo de equipo utilizado, también

se puede generar una clasificación dependiente del circuito Rougher al que alimenta, la

que se muestra a continuación en la Figura B. 3:

Figura B. 3: Clasificación de circuitos de molienda según Banco Rougher al que alimentan


B-6

B.2 Descripción Línea Correa N°7

Esta correa corresponde a la alimentación al chancado que luego alimentará a las

moliendas SAG + Molienda Unitaria 2.

B.2.1 Circuito de Chancado

La planta de chancado 1° Don Luis se alimenta principalmente con mineral

proveniente del rajo. El mineral es alimentado a través de piques, desde los cuales,

mediante alimentadores de placas se alimenta al chancador 1° giratorio. La descarga del

chancador 1° se envía a través del sistema de transporte por correa - Correa N°7 - hasta

un chute que distribuye por una parte, mineral hacia una tolva de distribución, que a su

vez alimenta, las etapas de chancado 2°/3° y prechancado; y por otra parte, mineral

directo al acopio de Molienda SAG.

La etapa de prechancado está compuesta por un harnero doble bandeja, donde el

sobre tamaño de la segunda bandeja alimenta al chancador de cono, mientras que el

sobre tamaño de la primera bandeja y bajo tamaño del harnero se envían al acopio de

Molienda SAG, en conjunto con la descarga del chancador. La planta de chancado 2°/3°

está compuesta por un harnero 2° doble bandeja, donde el sobre tamaño de ambas

bandejas alimenta el chancador de cono, cuya descarga en conjunto con el bajo tamaño

del harnero corresponde a la alimentación fresca a etapa terciaria, compuesta por dos

líneas en paralelo de harnero-chancador, donde el sobre tamaño de ambas bandejas

alimenta el chancador de cono, cuya descarga retorna a la etapa terciaria, mientras el

bajo tamaño de los harneros corresponde al producto final de chancado o alimentación a

la Molienda unitaria 2.


B-7

La Figura B. 4, muestra el circuito de chancado 1°, mientras que la Figura B. 5

muestra el chancado 2° y 3°

Figura B. 4: Circuito de chancado 1°

Figura B. 5: Circuito de chancado 2°-3°


B-8

B.2.2 Circuito de Molienda

Molienda SAG

La planta de Molienda SAG se alimenta con un mineral producto de chancado 1°

y/o producto de una etapa de prechancado (mostrada en la Figura B. 4), lo que permite

regular y controlar parcialmente la granulometría de alimentación al molino SAG. El

mineral se alimenta al molino SAG, que opera en circuito SABC-A/B, es decir, el bajo

tamaño del harnero alimenta la Molienda secundaria - compuesta por dos molinos de

bolas – y el sobre tamaño del harnero, retorna chancado a los molinos de bolas y/o al

molino SAG. Los pebbles o guijarros se reducen de tamaño en la etapa de chancado de

pebbles. Lo descrito se muestra en Figura B. 6.

Figura B. 6: Circuito de Molienda SAG


B-9

Molienda Unitaria 2

Este circuito es alimentado con un mineral producto de chancado 2°/3°. Se

alimenta directamente al molino, el que opera en circuito cerrado, es decir, la descarga del

molino alimenta el sistema de clasificación - batería de ciclones – donde el rebose de los

ciclones corresponde al producto a flotación, mientras que la descarga de los ciclones

retorna al molino cerrando el circuito, en conjunto con la alimentación fresca, tal como se

describe en la Figura B. 7:

Figura B. 7: Circuito de Molienda unitaria 2

El listado de los equipos de proceso y sus principales características, para las

operaciones unitarias de chancado y Molienda de la “línea correa N°7”, se presentan en la

Tabla B. 2.


B-10

Equipo Tipo Modelo/Dimensiones Cantidad Potencia Chancado Primario Don Luis Tolva de Alimentación -- -- 1 --

Chancado 1| Giratorio -- 1 600 HP c/u Tolva de Descarga -- -- 1 -- Tolva de Traspaso -- -- 1 --

Prechancado Tolva de Traspaso -- -- 1 --

Harnero Banana Doble Bandeja

-- 1 --

Chancado Cono Estándar -- 1 800 HP Molienda SAG

Tolva Mineral -- 300 [ton] 1 -- Molino primario SAG, E.G.L con

parrilla 36’ x 15’ 1 16000 HP

c/u Harnero Bandeja Doble 10’ x 20’ 2 --

Batería Hidrociclones 6 Hidrociclones, DS 26

-- 1 --

Chancador de pebbles Cono cabeza corta Symons 7’ 2 400 HP c/u Molno Secundario Bolas 20’ x 30’ 2 7500 HP c/u

Batería Hidrociclones 10 Hidrociclones, DS 26

-- --

Chancado 2°/3° Tolva de alimentación -- 3600 [ton] 1 --

Harnero 2° Banana Doble Bandeja

12’ x 24’ 1 --

Chancador 2° Cono MP 1000 1 1000 HP c/u Tolva alimentación

Chancador 3° -- 800 [ton] 1 --

Harnero 3° Banana Doble Bandeja

12’ x 24’ 2 --

Chancado 3° Cono MP 1000 2 1000 HP c/u Molienda Unitaria

Tolva Alimentación -- 26000 [ton] 1 -- Molino Unitario Bolas 25’ x 37’ 1 17500 HP

c/u Batería Hidrociclones 13 Hidrociclones, 650

CVX -- 1 --

Tabla B. 2: Equipos de la etapa de chancado y Molienda SAG + Unitaria 2 de DAND

Anexo C: Variables Metalúrgicas que Afectan el Proceso de Flotación

C-0

ANEXO C Variables Metalúrgicas que afectan el proceso de flotación


C-1

C.1 Tamaño de partículas

Para que un mineral pueda ser flotado, primero debe ser liberado, es decir, es necesario

que cada partícula de mineral represente sólo una especie mineralógica, sin estar ocluidas

(cubiertas) por otras especies, de forma que los minerales de interés tenga la posibilidad de

reaccionar con el medio. Además deben tener un tamaño apropiado, para ser transportado

hacia la superficie por la burbuja de gas. Cada mineral tiene un tamaño de partícula máximo en

el cual se puede flotar, que depende de: la naturaleza del mismo, peso específico,

características de la pulpa, etc.

La recuperación de minerales por flotación en celdas mecánicas presenta un máximo

para un rango intermedio de tamaño, típicamente entre 50-100 [m], disminuyendo para tamaños

de partícula finos y más gruesos. En la Figura C. 1 se muestra un ejemplo del efecto del

tamaño de partículas en la recuperación de bancos de flotación rougher, scavenger en limpieza,

y columnas, en la concentradora Andina. Aquí, se aprecia que la recuperación de las columnas

es inferior a la de celdas mecánicas para todo el rango de tamaños, especialmente en

partículas más gruesas.

Figura C. 1: Efecto del tamaño de partícula en la recuperación


C-2

C.2 Densidad de Pulpa

Esta propiedad es importante desde el punto de vita mecánico y químico. Por ejemplo,

para dispersar mecánicamente reactivos poco solubles en agua, es conveniente usar pulpas de

alta densidad. Por otra parte, en una pulpa más densa los reactivos de flotación están más

concentrados y la intensidad de la reacción entre reactivos y minerales es más rápida.

Si la densidad de la pulpa es muy alta, la velocidad de flotación puede bajar

considerablemente, porque la cantidad de aire inyectada a la máquina de flotación puede ser

insuficiente para tratar con una carga mayor de partículas minerales. Además, aumenta la

fricción entre ellas, efecto que ayuda al desprendimiento de éstas desde las burbujas de gas.

C.3 Agua de Proceso

Entre las aguas utilizadas en el proceso de flotación, se distinguen las superficiales (ríos,

riachuelos, arroyos, lagos, aguas nieve), subterráneas y aguas servidas. Particularmente, el

agua subterránea suele llevar una alta cantidad se sales inorgánicas, ya sean sulfatos,

carbonatos o fosfatos de potasio, sodio, calcio y magnesio, entre otros. Si parte del agua

utilizada es proveniente del proceso de flotación, la presencia de iones metálicos será mayor

aún.

C.4 Reactivos Cada mineral es único, por lo que los requerimientos de reactivos deben determinarse

bajo trabajo experimental. En base a lo que se conoce sobre los reactivos en líneas generales,

se pueden seleccionar algunos para pruebas preliminares. Una vez elegido el o los reactivos

debe elegirse el orden de adición, los puntos donde se administrarán y las dosis.


C-3

Los reactivos que suelen ser utilizados en flotación de Cu y Mo tienen como estructura

principal tionocarbamato (o tiocarbamatos), ditiocarbamato (o ditionocarbamatos) y xantato.

Tanto los tionocarbamatos como los ditiocarbamatos son derivados de un carbamato el que, a

su vez, deriva del ácido carbámico. La fórmula química de este último es NH2COOH. Para el

carbamato, los hidrógenos del ácido pueden ser remplazados por cadenas de hidrocarburos

más largos, quedando con una estructura química generalizada tal como la que se muestra en

la Figura C. 2:

Figura C. 2: Estructura química de un carbamato

Con esta estructura base, se pueden obtener tionocarbamatos o ditiocarbamatos por el

remplazo de un oxígeno por un azufre, en el primer caso, y por el reemplazo de los dos

oxígenos por azufre, en el segundo caso. Dado que para el tionocarbamato tiene dos opciones

de reemplazos, diferenciadas por la cantidad de enlaces que tienen con el carbono principal,

cuando reemplaza al oxígeno con el enlace doble, se le conoce como O-tiocarbamato, y cuando

reemplaza al oxígeno con el enlace simple, se le conoce como S-tiocarbamato.


C-4

La estructura química de ambos tipos de tionocarbamatos y la del ditiocarbamato se

muestra a continuación:

Figura C.3: Estructura de ambos tipos de tionocarbamatos y la del ditiocarbamato

Es importante mencionar que los radicales de los colectores, no necesariamente son

iguales, es decir, los “R” mostrados en la figura anterior representan cualquier cadena, donde

uno, dos o las tres pueden o no ser iguales.

C.5 Flujo de aire

El flujo de aire es una de las variables más importantes en el control del proceso de

flotación en columna, por su gran influencia en la recuperación del mineral flotado. Dentro de los

límites de estabilidad de la columna, la recuperación del mineral flotado normalmente aumenta

con el aumento del flujo de aire hasta alcanzar su valor máximo. Este aumento en la

recuperación se debe al aumento del área superficial de las burbujas introducidas en el equipo

de flotación.

Por otra parte, un aumento excesivo del flujo de aire puede perjudicar el proceso de

flotación debido al incremento de la turbulencia, arrastre, y pérdida de la interfase. Para

condiciones típicas de operación de columnas la velocidad superficial varía entre 1 y 3 [cm/s].


C-5

C.6 Burbujas El tamaño medio de las burbujas y su distribución son importantes en la flotación, debido

a su efecto en la eficiencia de la colección y transporte de partículas. El uso de burbujas

pequeñas, permite obtener niveles más elevados de cinética de colección y transporte de

sólidos por volumen de aire. Por otra parte las burbujas de tamaño muy reducido presentan una

velocidad de ascenso baja pudiendo ser inferior a la velocidad de descenso de la pulpa,

acarreando la pérdida de partículas hidrófobas en el flujo de relave. Por lo tanto, existe un

tamaño medio ideal de burbujas en función del tamaño medio de las partículas, que podría ser

ajustado a través de las variables operacionales del sistema de aireación y la adición de

espumantes. El diámetro y la distribución de tamaño de las burbujas depende del tipo de

generador de burbujas, de su operación y mantenimiento, del flujo de aire y de la adición de

reactivo espumante. En columnas de flotación industriales, donde se controla el flujo de aire y

se usan generadores de burbujas independientes del transporte y la dispersión de la pulpa, se

han observado diámetros de burbuja en el rango de 0.5 a 2.0 [mm].

El uso de diámetros de burbuja pequeños favorece la captura y transporte de las

partículas más finas. Sin embargo, existe un límite asociado a la velocidad mínima de ascenso

de la burbuja relativa al movimiento descendente de la pulpa. De esta forma, las burbujas de 0.2

a 0.4 [mm] o más pequeñas no alcanzan a superar la velocidad mínima y son arrastradas a las

colas, debido a la disminución de su velocidad terminal por efecto del enjambre de burbujas y la

carga mineral. Además, la generación de burbujas muy pequeñas aumenta la retención de gas

en la zona de colección y aumenta el arrastre de pulpa a la espuma, llegando a perder la

interfase, lo que favorece el arrastre de partículas finas al concentrado.


C-6

En la Figura C.4 se muestra a la izquierda un sólido hidrofóbico y a la derecha el caso

opuesto, además del caso de burbujas pequeñas respecto al sólido en la primera fila

presentada, mientras que en la segunda, lo contrario. La probabilidad de despegue o de

separación entre el mineral y la burbuja en un medio agitado es mucho menor si la burbuja

está aplastada sobre la superficie (arriba izquierda), que si presenta un gran ángulo de

contacto (arriba derecha). Lo mismo ocurre en el caso en que las partículas son más

pequeñas que las burbujas. Si la superficie sólida está hidrofobizada (abajo izquierda), las

partículas tienden a penetrar en el interior de la burbuja, resultando así abrigadas de las

turbulencias externas que puedan favorecer su despegue de la burbuja, como en el caso de

una partícula hidrófila (abajo derecha).

Figura C.4: Representación de partículas hidrofóbicas e hidrofílicas para distintos tamaños de burbuja

Anexo D: Resultados Barridos de Colectores

D-0

ANEXO D Resultados Barridos de Colectores


D-1

D.1 Colectores Cytec

D.1.1 Primer Barrido

En este barrido se hace una comparación realizando exactamente el mismo

procedimiento que el estándar de DAND, excepto en el reactivo adicionado.

La muestra de alimentación a flotación analizada arrojó las siguientes leyes:

Especie Ley Cobre 0.56% Molibdeno 100 ppm Hierro 2.5 % Tabla D. 1: Caracterización leyes de cabeza

Una vez realizadas las flotaciones, los concentrados obtenidos son mostrados en

la Tabla D. 2:

Colector Rec Peso Ley Cu Ley Fe Ley Mo Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD 9.0 4.28 10.66 619 95.67 77.87 55.65

MC-1701 9.3 4.22 10.42 594 96.57 76.51 56.96 MC-772 9.5 4.17 10.15 599 96.44 79.17 56.24

MC-1702 9.5 4.12 10.34 600 96.87 80.56 58.39 MC-1699 9.1 3.95 9.81 574 97.34 80.63 57.18 MC-773 9.2 4.20 10.34 612 96.25 78.98 56.79

MC-1700 8.8 4.48 11.27 629 95.97 77.38 56.24 Tabla D. 2: Leyes y recuperaciones de los minerales de interés

Todos los valores son porcentajes, excepto la ley de molibdeno, la cual está en

ppm.

En los resultados se observa que las recuperaciones de cobre y molibdeno son

bastante semejantes. A ese nivel de diferencia es difícil establecer si la diferencia se debe

a un error en el paleteo o en el análisis químico, por lo que descartar, por ejemplo, el

reactivo MC-1701, el cual presenta una disminución de tan sólo un 1.36% en la

recuperación de molibdeno no se hace posible.

También es importante mencionar que estos resultados corresponden a pruebas

realizadas por duplicado, por lo que la significancia estadística es baja.


D-2

D.1.2 Segundo Barrido

En este barrido, se le propuso a Cytec cambiar las condiciones de adición de los

reactivos, por lo que colectores y espumantes fueron agregados al molino.

Las leyes de cabeza se muestran en la siguiente tabla:


Los concentrados obtenidos son mostrados en la Tabla D. 4:

Colector Rec Peso Ley Cu Ley Fe Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD 12.6 4.45 11.65 95.4 76.5 54.80

MC-772 12.8 4.43 11.67 94.81 75.42 55.91 MC-1702 12.7 4.82 12.82 95.85 76.64 58.64 MC-1699 13.7 4.17 11.06 94.91 73.95 57.18 MC-773 13.0 4.10 11.37 95.62 77.00 55.65

Tabla D. 4: Leyes y recuperaciones de los minerales de interés


D-3

D.1.3 Tercer Barrido

Para finalizar las rondas de pruebas, se someten los reactivos a flotaciones con

condiciones de pH menores, en busca de selectividad frente a la pirita, además de una

disminución de costos por un menor consumo de cal. El pH de trabajo utilizado en este

barrido es de 9.5, excepto para la primera prueba, que es el estándar de DAND.



Los concentrados obtenidos son mostrados en la Tabla D. 6:

Colector Rec Peso Ley Cu Ley Fe Ley Mo Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD pH 10 11.16 4.73 11.94 674 93.92 74.44 52.80

STD 12.12 4.32 10.82 636 94.01 75.59 52.60 MC-772 12.02 4.39 11.15 675 94.04 76.49 54.05 MC-773 12.96 4.45 11.11 660 94.44 77.46 57.43 MC-1699 12.75 4.24 10.65 574 94.37 75.17 55.18 772-1702 13.00 4.14 10.53 612 94.64 76.55 55.05 772-1710 12.14 4.40 11.22 629 94.55 78.86 54.59


Al igual que en las tablas anteriores, los valores están en porcentajes,

exceptuando la ley de molibdeno el que está en ppm.

De las pruebas mostradas en la Tabla D. 6, la que presenta mejores resultados es

la mezcla donde el colector MC 772 es el colector primario, usando como colector

secundario al MC 1710, en lo que respecta a la recuperación de molibdeno, además de

tener una menor recuperación de hierro que la mezcla MC 772 – MC 1702.


D-4

D.2 Colectores FLOMIN

D.2.1 Primer Barrido

Al igual que en el primer barrido de los colectores de Cytec, se hace una comparación

realizando exactamente el mismo procedimiento que el estándar de DAND, excepto en el

reactivo adicionado.

La muestra de alimentación a flotación analizada arrojó las siguientes leyes:


Descripción de los Colectores Flomin utilizados en este estudio

Colector C5448: Mezcla compuesta de Tionocarbamato de Alquilo y Ester Xántico.

Colector C7732: Mezclas de Ditiocarbamatos de Sodio

Xantato C6630: Xantato Isobutílico modificado con mercaptobenzotiazole (nuevo

producto bajo patente Flomin)

Una vez realizadas las flotaciones, los concentrados obtenidos son mostrados en la

Tabla D. 8:

Colector Rec Peso Ley Cu Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD 11,33 5,12 95,50 60.03 52,17

C6630 12,74 4,60 95,63 74,77 53,45 C7732 12,77 4,63 95,05 71,87 47,44 C5448 11,48 5,28 96,72 74,97 54,34



D-5

El colector C7732 presenta menor recuperación de cobre que el estándar (la que no

se considera a nivel de laboratorio), aumenta la recuperación de Mo y disminuye la de pirita.

Sin embargo estos datos causan duda debido a la baja recuperación de molibdeno que tiene

el caso base, por lo que los resultados se corroborarán en las siguientes pruebas

D.2.2 Segundo Barrido

En este barrido, se entregó a FLOMIN una nueva muestra mineral, la que

corresponde a ambas minas. Con esta muestra, hicieron pruebas por separado, para ver las

diferencias en el comportamiento, además de corregir los datos dudosos de recuperación de

molibdeno obtenidos en el primer barrido


Muestra Ley Cu % Ley Mo ppm Ley Fe % Rajo 0.84 460 3.6 Subterránea 1.02 430 3.9

Tabla D. 9: Caracterización leyes de cabeza

Para el mineral de rajo se obtienen las siguientes recuperaciones

Colector Rec Peso Ley Cu Rec Cu Rec Mo Rec Fe IPETC 8,93 9,51 95,10 81,25 50,94 C6630 9,59 8,06 95,00 84,57 68,65 C7732 7,01 11,32 94,67 80,72 32,74 C5448 10,52 7,74 95,99 82,30 66,75

C6630-C5448 10,70 7,36 96,08 81,65 67,37 Tabla D. 10: Leyes y recuperaciones para el mineral de rajo

Se observan recuperaciones similares de cobre y molibdeno, excepto para el colector

C6630, el que tiene una mayor que el estándar (más de un 3% de diferencia) pero también

gran aumento en la colección de hierro. Por otra parte, el colector C7732 muestra una

recuperación de cobre y molibdeno levemente menores, pero una gran selectividad en contra

de la pirita.


D-6

Para el mineral subterráneo se obtienen las siguientes recuperaciones

Colector Rec Peso Ley Cu Rec, Cu Rec Mo Rec Fe IPETC 9,07 9,89 89,16 73,87 46,50 C6630 9,07 10,09 90,88 76,66 51,82 C7732 6,11 14,97 89,03 73,79 25,55 C5448 9,00 10,30 90,58 74,90 51,25

C6630-C5448 10,26 9,14 92,15 77,48 54,48 Tabla D. 11: Leyes y recuperaciones para el mineral de rajo

Se aprecia una mayor recuperación de cobre y molibdeno para la mezcla de

colectores, lo que no se ve reflejado en la mina subterránea; sin embargo, también presenta

un aumento en la recuperación de hierro, el que es bastante más notorio.

Nuevamente el colector C7732 presenta una marcada selectividad en contra de la

pirita.

D.2.3 Tercer Barrido

Al igual que en el tercer barrido de colectores Cytec, con Flomin se busca el objetivo

de reflejar la selectividad que tienen sus reactivos a un pH menor, que para éste caso es de

9.2. Nuevamente se realiza un test estándar, para establecer las diferencias que ocurren con

este delta de pH.

En estas pruebas se intentó además, ver el efecto combinado de los colectores que

habían presentado resultados interesantes. Como el colector C7732 presentó diferencias

considerables, se mezcló con el colector estándar y con el otro colector que presentó

resultados atractivos, el C6630, en busca de posibles efectos sinergéticos.


D-7

Dado que este mineral es el mismo al utilizado en el segundo barrido, su

caracterización es la definida en la Tabla D. 12:

Para el mineral de rajo se obtienen las siguientes recuperaciones:

Colector Rec Peso Ley Cu Rec, Cu Rec Mo Rec Fe STD pH 10 8,93 9,51 95,10 81,25 50,94

STD 8,63 9,50 94,86 79,23 44,34 STD - C7732 9,33 8,60 94,47 78,74 47,58 C6630–C7732 11,41 7,10 94,96 80,57 67,78

Tabla D. 12: Leyes y recuperaciones para el mineral de rajo

Mientras que para el mineral subterráneo se obtuvo:

Colector Rec Peso Ley Cu Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD pH 10 9,07 9,89 89,16 73,87 46,50

STD 8,92 9,20 81,69 65,07 43,66 STD - C7732 7,00 12,10 81,18 63,15 35,82 C6630–C7732 8,92 9,90 83,91 63,53 47,54

Tabla D. 13: Leyes y recuperaciones para el mineral de rajo

Nuevamente se observa que aún cuando el colector C7732 está mezclado con el

estándar y el pH de trabajo es menor, presenta una marcada diferencia en la recuperación

de hierro. Sin embargo, este efecto desaparece al mezclarlo con el colector C6630. Por lo

demás, las recuperaciones de cobre y molibdeno disminuyeron de forma que se descarta la

posibilidad de procesamiento con estos reactivos a esta condición de pH.

Luego de estos barridos de FLOMIN, se seleccionan los colectores C7732 y C6630

para hacer pruebas en el laboratorio externo.

Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND

E-0

ANEXO E Balance de Masa a Planta Concentradora DAND


E-1

E.1 Balance de Masa

Uno de los métodos experimentales normalmente usados en la evaluación y

diseño de un nuevo circuito de flotación a escala de laboratorio, es la realización de

pruebas de ciclos (“Locked Cycle Flotation Tests”), en los cuales se pretende simular

experimentalmente y mediante pruebas de flotación batch, el comportamiento de una

planta de flotación continua.

Considerando el excesivo trabajo experimental que este tipo de pruebas involucra,

resulta altamente atractiva la posibilidad de simular matemáticamente dichos resultados.

Un método particular de simulación matemática de pruebas de ciclos es el método de los

factores de distribución “Split Factors” (SF).

El valor del Split queda definido por:

Si se desea, también se pueden definir los SF en función de la cola del equipo,

reemplazando el numerador por este valor.

A pesar de que existen 3 bancos Rougher, alimentados con distintos minerales, se

realiza una simplificación del circuito, pero con la correspondiente ponderación de las

alimentaciones, leyes y recuperaciones. Además, los elementos considerados en el

balance son cobre, hierro, molibdeno y arsénico. Cobre y molibdeno se calculan debido a

que son los minerales de interés, mientras que el hierro es un elemento que representa

una gran cantidad de masa con características semejantes a la molibdenita y calcopirita,

debido a sus particularidades de sulfuros primarios. Finalmente, se calcula el porcentaje

de arsénico debido a que es un contaminante del concentrado, el cual es penalizado si se

presenta en un porcentaje alto (mayor a un 0.2%). De esta forma, se tiene:


E-2

Alimentación [tpd] % Cu % Fe % Mo % As*

Rajo 62000 0.763 3.65 0.013 0.009

Subterránea 32000 0.991 3.58 0.034 0.009

Rec Ro Rajo STD -- 91.88 46.52 71.54 80.00

Rec Ro Subte STD -- 95.15 56.57 71.54 80.00

Rec Ro STD Pond -- 92.99 49.94 73.94 80.00

Rec Ro Rajo Nuevo -- 92.43 55.83 78.45 80.00

Rec Ro Subte Nuevo -- 95.05 64.21 81.47 80.00

Rec Ro Nuevo Pond -- 93.32 56.68 79.48 80.00 Tabla E. 1: Datos de Alimentación a Planta y Recuperación Rougher

*Las recuperaciones de arsénico se basan en valores estimados de planta, dado

que en DAND no son medidos de forma continua

La ponderación realizada se calcula de la siguiente forma

Ecuación E. 1

Donde:

Rp: Recuperación ponderada

Ri: Recuperación de la mina “i” (rajo o subterránea)

Mi: Masa de mineral alimentado de la mina “i”


E-3

Figura E. 1: Diagrama Simplificado de Planta Concentradora

En la Figura E. 1 se muestra el esquema utilizado para el balance de masa realizado. Comparándose con el diagrama de

planta, éste presenta sólo una alimentación Rougher.


E-4

E.2 Ecuaciones Planteadas

E.2.1 Ecuaciones Generales

El balance de masa para un equipo está dado por:

Que en término de equipos de flotación queda expresado por:

Ecuación E. 2

El balance para un elemento es enunciado a través de:

Ecuación E. 3

Donde

Mi: Masa de entrada del elemento “i”

F: Masa alimentada

f: Ley del elemento “i” en el flujo de masa de alimentación

C: Masa de concentrado

c: Ley del elemento “i” en el flujo de masa de concentrado

T: Masa en la cola

t: Ley del elemento “i” en el flujo de masa de alimentación

De la Ecuación E. 2, se puede despejar la variable T, para luego reemplazar en la

Ecuación E. 3:

Ecuación E. 4


E-5

Despejando la relación masa de alimentación/ masa de concentrado (C/F) se

obtiene la recuperación en masa (RM) que tiene el equipo:

Ecuación E. 5

La recuperación del elemento “i” (Ri) se obtiene mediante la razón masa de

elemento concentrado/masa de elemento alimentado (Cc/Ff), lo que queda expresado

por:

Ecuación E. 6

Ecuación E. 5 en la Ecuación E. 6, se obtiene:

Ecuación E. 5 en la Ecuación E. 6, se obtiene:

Ecuación E. 7

E.2.2 Ecuaciones Particulares

Según lo mostrado en la Figura E. 1, los balances que se pueden plantear son:

Balance Global:

Ecuación E. 8

Balances por Etapa:

Rougher:

Ecuación E. 9

Cleaner:


E-5

Ecuación E. 10


E-6

Scavenger:

Ecuación E. 11

Balance por Nodos:

Concentrados:

Ecuación E. 12

Colas:

Ecuación E. 13

Split Factors:

Rougher:

Ecuación E. 14

Ecuación E. 15

Cleaner:

Ecuación E. 16 Ecuación E. 17

Scavenger:

Ecuación E. 18

Ecuación E. 19


E-7

E.3 Desarrollo

Para hacer el desarrollo del balance de masa, se buscará dejar todas las

ecuaciones en función del flujo conocido, F1, además de los SF. Es así como al despejar

la Ecuación E. 14 y la Ecuación E. 15 se obtiene, respectivamente:

Ecuación E. 20

Ecuación E. 21

Al usar la Ecuación E. 18 en la Ecuación E. 12, queda:

Ecuación E. 22

Insertando la Ecuación E. 14 y la Ecuación E. 17 en la Ecuación E. 20, y

despejando el flujo 4 se obtiene:

Ecuación E. 23

Reemplazando la Ecuación E. 23 en la Ecuación E. 16 y en la Ecuación E. 17

respectivamente queda:

Ecuación E. 24

Ecuación E. 25


E-8

Reemplazando la Ecuación E. 25 en la Ecuación E. 18 y en la Ecuación E. 19

resulta, respectivamente en:

Ecuación E. 26

Ecuación E. 27

Finalmente, utilizando el balance global (Ecuación E. 8) se despeja el flujo 9, al

ingresar a esta la Ecuación E. 24, lográndose la Ecuación E. 28

Ecuación E. 28

Una vez despejados los flujos, y utilizando los datos de alimentación y los SF

mostrados en las Tabla E. 2 y Tabla E. 3, se obtienen los flujos másicos mostrados en las

tablas posteriores a éstas:

Etapa SF Rec Peso Cu Fe Mo As Rougher 12.65% 93.32% 58.68% 79.48% 80.00% Cleaner 18.00% 60.60% 40.00% 17.00% 38.00%

Scavenger 63.00% 98.00% 68.00% 92.00% 55.00% Tabla E. 2: Split Factors para las condiciones estándar

Etapa SF Rec Peso Cu Fe Mo As Rougher 12.65% 92.99% 49.94% 73.94% 80.00% Cleaner 18.00% 60.60% 40.00% 17.00% 38.00%

Scavenger 63.00% 98.00% 68.00% 92.00% 55.00% Tabla E. 3: Split Factors para las nuevas condiciones propuestas

Cabe destacar que sólo los valores correspondientes a las filas el Rougher han

sido obtenidos mediantes pruebas, el resto son valores promedios de la operación en

planta.

.


E-9


Alimentacion Rougher 1 0.84% 3.63% 0.02% 0.01% Concentrado Rougher 2 6.18% 14.32% 0.12% 0.06%

Relave Rougher 3 0.07% 2.08% 0.01% 0.00%

Alimentacion Cleaner 1 4 4.87% 11.69% 0.24% 0.04%




Relave Final 9 0.07% 2.52% 0.01% 0.01%

Tabla E. 4: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición estándar

Descripción N° Flujo tpd TPD Cu TPD Fe TPD Mo TPD As

Alimentacion Rougher 1 94,000 790 3,409 19 8 Concentrado Rougher 2 6,248 735 1,702 14 7

Relave Rougher 3 87,752 55 1,706 5 2

Alimentacion Cleaner 1 4 12,596 1,197 2,876 59 10

Concentrado Final 5 2,519 725 1,150 10 4 Relave Cleaner/Alim. SCV 6 10,077 472 1,725 49 6

Concentrado Scavenger 7 6,349 462 1,173 45 4

Relave Scavenger 8 3,729 9 552 4 3

Relave Final 9 91,481 65 2,258 9 5

Tabla E. 5: Masas obtenidas para los elementos medidos en condición estándar


E-10


Alimentacion Rougher 1 0.84% 3.63% 0.02% 0.01% Concentrado Rougher 2 6.20% 16.83% 0.13% 0.06%

Relave Rougher 3 0.06% 1.72% 0.00% 0.00%

Alimentacion Cleaner 1 4 4.88% 13.74% 0.26% 0.04%




Relave Final 9 0.07% 2.30% 0.01% 0.01%

Tabla E. 6: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición propuesta

Descripción N° Flujo TPD TPD Cu TPD Fe TPD Mo TPD As

Alimentacion Rougher 1 94,000 790 3,409 19 8 Concentrado Rougher 2 11,888 735 1,702 14 7

Relave Rougher 3 82,112 55 1,706 5 2

Alimentacion Cleaner 1 4 24,592 1,197 2,876 59 10

Concentrado Final 5 4,427 725 1,150 10 4 Relave Cleaner/Alim. SCV 6 20,165 472 1,725 49 6

Concentrado Scavenger 7 12,704 462 1,173 45 4

Relave Scavenger 8 7,461 9 552 4 3

Relave Final 9 89,573 65 2,258 9 5

Tabla E. 7: Masas obtenidas para los elementos medidos en condición propuesta

Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS

F-0

ANEXO F Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS


F-1

F.1 Descripción de los Test

A las muestras minerales de la mina subterránea y de la mina rajo se le realizaron las

mismas pruebas, de forma de establecer comparaciones dentro del mismo mineral, con

relación al estándar y en contraste con el otro mineral.

Se realizaron once pruebas de flotación a cada mineral, una estándar y 8 con otros

reactivos pero al mismo pH que el estándar (10) y finalmente dos a un pH distinto (9). Todas

estas pruebas fueron realizadas por duplicado y se describen a continuación:

Flotación n° 1: Flotación Estándar

Flotación n° 2: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante

orgánico T-5 en 60 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar


orgánico M-3 en 60 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar


orgánico M-3 en 10 g/t y T-5 en 10 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar






orgánico M-3 en 30 g/t y T-5 en 30 g/t a pH 9. Adición de diesel y MIBC según

estándar

Flotación n° 8: Flotación con el colector C7732 en 22 g/t. Adición de diesel y

MIBC según estándar. Adición de diesel y MIBC según estándar


F-2

Flotación n° 9: Flotación con el colector CY-01-42 en 16,5 g/t y CY-01-210 en

5,5 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar

Flotación n° 10: Flotación con el colector CY-01-42 en 5,5 g/t y CY-01-210 en

16,5 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar

Flotación n° 11: Flotación con el colector CY-01-42 en 11 g/t y CY-01-210 en

11 g/t y depresante orgánico M-3 en 30 g/t y T-5 en 30 g/t a pH 9. Adición de diesel

y MIBC según estándar


F-3

F.2 Caracterización Mineral

El análisis químico realizado a las cabezas de los minerales arrojaron los siguientes

resultados:

Ley de Cabeza Analizada Ley de Cabeza Calculada

Muestra Cu % Fe % Mo % Cu % Fe % Mo %

Subterránea 0.997 3.645 0.040 1.015 3.585 0.037

Rajo 0.789 2.995 0.031 0.787 3.113 0.031 Tabla F. 1: Análisis químico de cabeza para ambas muestras minerales


F-4

A continuación, el análisis mineralógico por malla, para mineral subterráneo y de rajo:

Malla 50# 70# 100# 140# 200# 325# 400# -400# Particle Size 396 186 128 87 64 40 29 9 Cpy 1.76 2.00 2.36 2.36 4.10 5.28 6.12 5.38 Cu Sulphides 0.00 0.00 0.01 0.00 0.00 0.04 0.04 0.04 Other Sulphides 0.01 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.03 0.04 Pyrite 0.15 5.61 2.81 4.48 5.76 3.63 4.66 2.23 Alt Pyrite 0.00 0.06 0.03 0.07 0.08 0.06 0.05 0.03 Molybdenite 0.00 0.02 0.01 0.04 0.17 0.05 0.06 0.24 Quartz 35.85 38.39 40.82 39.48 40.52 38.44 37.64 19.19 K-Feldspar 16.82 14.67 16.95 17.15 15.30 15.54 14.37 4.71 Plagioclase/Albite 11.80 14.57 10.19 11.91 10.51 10.18 8.65 3.12 Tourmaline 0.25 0.75 0.53 0.61 0.89 1.09 0.98 0.70 Amphiboles 0.10 0.08 0.12 0.12 0.10 0.15 0.15 0.10 Sericite/Muscovite 27.71 18.90 20.46 17.55 16.72 17.29 17.80 47.91 Biotite 1.64 1.21 1.44 1.32 0.95 1.08 1.26 1.80 Clays 0.90 1.02 0.84 0.89 0.85 0.98 0.96 1.02 Chlorites 0.86 0.60 0.76 0.83 0.87 1.15 1.08 2.01 Fe Oxides/Oxyhydroxides 0.81 0.44 0.43 0.71 0.20 0.68 0.65 0.35 Ti Oxides 0.28 0.28 0.40 0.29 0.48 0.56 0.59 0.79 Carbonates 0.30 0.11 0.38 0.26 0.24 0.51 0.44 0.69 Albite Epoxy 0.17 0.34 0.31 0.49 0.50 0.77 0.91 1.84 K-Feldspar Epoxy 0.49 0.75 0.99 1.26 1.35 2.25 3.06 7.41 Others 0.11 0.19 0.17 0.17 0.40 0.26 0.49 0.40 Total 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00

Tabla F. 2: Porcentajes parciales según análisis QEMscan para mineral subterráneo


F-5

Malla 50# 70# 100# 140# 200# 325# 400# -400# Particle Size 282 201 134 88 62 42 28 8 Cpy 1.07 1.06 1.68 2.36 2.97 3.85 4.48 4.54 Cu Sulphides 0.02 0.02 0.01 0.02 0.06 0.13 0.12 0.06 Other Sulphides 0.02 0.00 0.00 0.00 0.05 0.05 0.04 0.06 Pyrite 0.03 0.22 1.71 3.63 2.05 3.26 2.26 0.92 Alt Pyrite 0.00 0.00 0.02 0.05 0.03 0.06 0.03 0.01 Molybdenite 0.21 0.01 0.03 0.05 0.02 0.04 0.23 0.11 Quartz 49.17 40.36 43.88 41.30 42.94 41.41 41.07 15.94 K-Feldspar 11.53 13.65 10.82 11.44 10.44 8.73 8.44 2.04 Plagioclase/Albite 3.26 6.11 5.23 3.73 4.34 4.02 4.42 0.96 Tourmaline 0.89 0.85 0.69 0.80 1.00 1.03 0.98 0.37 Amphiboles 0.10 0.16 0.16 0.14 0.17 0.15 0.13 0.10 Sericite/Muscovite 28.06 29.10 28.15 27.98 26.31 26.45 26.06 59.20 Biotite 1.34 2.72 1.99 2.13 2.16 1.98 2.24 3.39 Clays 1.07 1.29 1.21 1.06 1.11 1.00 1.04 0.70 Chlorites 0.30 0.58 0.67 0.70 0.76 0.80 0.98 1.84 Fe Oxides/Oxyhydroxides 0.46 0.50 0.90 0.48 1.05 1.54 1.18 0.83 Ti Oxides 0.75 0.77 0.60 0.81 0.67 0.79 0.76 1.01 Carbonates 0.31 0.48 0.92 1.24 1.95 2.09 2.13 2.18 Albite Epoxy 0.10 0.33 0.22 0.25 0.26 0.37 0.56 0.69 K-Feldspar Epoxy 0.78 1.53 1.01 1.33 1.36 1.71 2.37 4.39 Others 0.53 0.28 0.12 0.50 0.29 0.54 0.47 0.64 Total 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00

Tabla F. 3: Porcentajes parciales según análisis QEMscan para mineral de rajo


F-6

En las siguientes tablas, se muestra el balance a los minerales de cobre, el grado de

liberación y la liberación para los minerales de cobre, hierro y molibdeno, respecto a los

sulfuros presentes (BS) y a los minerales en los que se encuentra el elemento (BCu, BFe y

BMo, según sea el caso):

Mineral (%BS) Rajo Subterránea

Cpy 7.56 10.11

Cu Sulphides 0.24 0.07

Chlorite-Cu 9.78*10-6 0.00

Others 1.71*10-4 0.00

Total 7.80 10.18

Tabla F. 4: Porcentajes de minerales de cobre presentes en base sulfuros

Mineral (%BCu) Rajo Subterránea

Cpy 96.98 99.30


Chlorite-Cu 1.25*10-4 0.00

Total 100 100 Tabla F. 5: Porcentajes en los que se reparte la ocurrencia del cobre


F-7

Liberación del Cobre (%BS) Rajo Subterránea

Free Cpy 5.99 10.17

Liberated Cpy > 80% 6.29 9.97

Cpy Mid > 50% 3.03 2.14

Cpy Sub-Mid > 20% 1.66 1.72

Cpy Locked 2.73 3.18

Total 19.70 27.18

Tabla F. 6: Porcentajes de liberación del cobre en base sulfuros

Liberación del Cobre (%BCu) Rajo Subterránea

Free Cpy 30.42 37.43

Liberated Cpy > 80% 31.92 36.67

Cpy Mid > 50% 15.38 7.86

Cpy Sub-Mid > 20% 8.41 6.32

Cpy Locked 13.86 11.71

Total 100 100

Tabla F. 7: Porcentajes de liberación del cobre en base a los minerales de cobre


F-8

Asociaciones de la Calcopirita (Cpy) (%BS) Rajo Subterránea

Free Cpy 5.99 10.17

Bin Cpy: Pyrite 0.43 0.51

Bin Cpy: Others Cu Sulphides 0.07 0.04

Bin Cpy: Molybdenite 0.03 0.03

Bin Cpy: Hard Silicates 0.25 0.65

Bin Cpy: Phylosillicates 1.67 1.33

Bin Cpy: Fe-Ti Ox./Oxyhydrox. 0.02 0.03

Tern. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates 2.62 3.71

Tern. Cpy: Hard Silicates: Pyrite 0.01 0.03

Tern. Cpy: Phyllosilicates: Pyrite 0.03 0.12

Tern. Cpy: Hard Silicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Tern. Cpy: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.07 0.02

Quat. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.13 0.05

Quat. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates: Pyrite 0.01 0.26

Quat. Cpy: Phyllosilicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.01 0.00

Quat. Cpy: Hard Silicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Complex 8.36 10.20

Total 19.70 27.18

Tabla F. 8: Asociaciones de la calcopirita, en base sulfuros


F-9

Asociaciones de la Calcopirita (Cpy) (%BCu) Rajo Subterránea

Free Cpy 30.42 37.43

Bin Cpy: Pyrite 2.18 1.88

Bin Cpy: Others Cu Sulphides 0.37 0.16

Bin Cpy: Molybdenite 0.17 0.13

Bin Cpy: Hard Silicates 1.28 2.37

Bin Cpy: Phylosillicates 8.48 4.91

Bin Cpy: Fe-Ti Ox./Oxyhydrox. 0.12 0.12

Tern. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates 13.30 13.65

Tern. Cpy: Hard Silicates: Pyrite 0.05 0.13

Tern. Cpy: Phyllosilicates: Pyrite 0.14 0.45

Tern. Cpy: Hard Silicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.01

Tern. Cpy: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.33 0.09

Quat. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.64 0.18

Quat. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates: Pyrite 0.04 0.97

Quat. Cpy: Phyllosilicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.06 0.00

Quat. Cpy: Hard Silicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Complex 42.42 37.52

Total 100 100

Tabla F. 9: Asociaciones de la calcopirita, en base a la calcopirita


F-10

Mineral (%BS) Rajo Subterránea

Cpy 6.62 8.87


Other Sulphides 0.00 0.00

Pyrite 6.58 13.75

Alt Pyrite 0.09 0.17

Quartz 0.13 0.05

Tourmaline 0.52 0.49

Amphiboles 0.14 0.12

Sericite/Muscovite 4.03 2.96

Biotite 2.11 1.12

Clays 0.21 0.15

Chlorites 0.80 1.15

Fe Oxides/Oxyhydroxides 4.88 3.02

Carbonates 3.13 0.42

Others 0.18 0.02

Total 29.44 32.30

Tabla F. 10: Porcentajes de minerales de hierro presentes en base sulfuros


F-11

Liberación del Hierro (%BS) Rajo Subterránea

Free Pyrite 9.91 21.00

Liberated Pyrite > 80% 2.12 4.87

Pyrite Mid > 50% 0.87 1.67

Pyrite Sub-Mid > 20% 0.78 1.18

Pyrite Locked 0.40 0.61

Total 14.08 29.34

Tabla F. 11: Porcentajes de liberación del hierro en base sulfuros

Liberación del Hierro (%BFe) Rajo Subterránea


Liberated Pyrite > 80% 15.04 16.61

Pyrite Mid > 50% 6.21 5.70

Pyrite Sub-Mid > 20% 5.57 4.02

Pyrite Locked 2.83 2.07

Total 100 100

Tabla F. 12: Porcentajes de liberación del hierro en base a los minerales de hierro


F-12

Mineral (%BFe) Rajo Subterránea

Cpy 22.49 27.45


Other Sulphides 0.02 0.01

Pyrite 22.36 42.56

Alt Pyrite 0.29 0.54

Quartz 0.45 0.15

Tourmaline 1.76 1.52

Amphiboles 0.49 0.37

Sericite/Muscovite 13.68 9.16

Biotite 7.15 3.45

Clays 0.70 0.47

Chlorites 2.73 3.56

Fe Oxides/Oxyhydroxides 16.56 9.37

Carbonates 10.64 1.29

Others 0.62 0.07

Total 100 100

Tabla F. 13: Porcentajes en los que se reparte la ocurrencia del hierro


F-13

Asociaciones de la Pirita (Py) (%BS) Rajo Subterránea


Bin Pyrite: Moly 0.00 0.03

Bin Pyrite: Others Cu Sulphides 0.10 0.00

Bin Pyrite: Cpy 0.25 1.19

Bin Pyrite: Hard Silicates 1.02 1.22

Bin Pyrite: Phylosillicates 0.62 1.64

Bin Pyrite: Fe-Ti Ox./Oxyhydrox. 0.08 0.14

Tern. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates 0.98 2.36

Tern. Pyrite: Hard Silicates: Cpy 0.05 0.05

Tern. Pyrite: Phyllosilicates: Cpy 0.04 0.43

Tern. Pyrite: Hard Silicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Tern. Pyrite: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.12 0.02

Quat. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.02 0.01

Quat. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates: Cpy 0.06 0.04

Quat. Pyrite: Phyllosilicates: Cpy: Fe-Ti Oxides 0.17 0.00

Quat. Pyrite: Hard Silicates: Cpy: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Complex 0.67 1.20

Total 14.08 29.34

Tabla F. 14: Asociaciones de la pirita, en base sulfuros


F-14

Asociaciones de la Pirita (Py) (%BFe) Rajo Subterránea


Bin Pyrite: Moly 0.01 0.12

Bin Pyrite: Others Cu Sulphides 0.70 0.00

Bin Pyrite: Cpy 1.75 4.05

Bin Pyrite: Hard Silicates 7.24 4.16

Bin Pyrite: Phylosillicates 4.37 5.59

Bin Pyrite: Fe-Ti Ox./Oxyhydrox. 0.55 0.48

Tern. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates 6.97 8.04

Tern. Pyrite: Hard Silicates: Cpy 0.32 0.18

Tern. Pyrite: Phyllosilicates: Cpy 0.29 1.46

Tern. Pyrite: Hard Silicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Tern. Pyrite: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.87 0.07

Quat. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.13 0.03

Quat. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates: Cpy 0.43 0.15

Quat. Pyrite: Phyllosilicates: Cpy: Fe-Ti Oxides 1.22 0.00

Quat. Pyrite: Hard Silicates: Cpy: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Complex 4.79 4.09

Total 100 100

Tabla F. 15: Asociaciones de la pirita, en base a la pirita


F-15

Liberación del Molibdeno (%BS) Rajo Subterránea

Free Molybdenite 0.23 0.31

Liberated Molybdenite > 80% 0.02 0.06

Molybdenite Mid > 50% 0.12 0.04

Molybdenite Sub-Mid > 20% 0.00 0.03

Molybdenite Locked 0.34 0.16

Total 0.71 0.60

Tabla F. 16: Porcentajes de liberación del molibdeno en base sulfuros

Liberación del Molibdeno (%BMo) Rajo Subterránea

Free Molybdenite 32.21 52.05

Liberated Molybdenite > 80% 2.92 9.67

Molybdenite Mid > 50% 16.27 7.10

Molybdenite Sub-Mid > 20% 0.50 4.88

Molybdenite Locked 48.09 26.32

Total 100 100

Tabla F. 17: Porcentajes de liberación del molibdeno en base a los minerales de molibdeno

No existe una tabla de ocurrencia del molibdeno, dado que el valor de las leyes que

tiene este elemento es muy bajo como para ser cuantificado por este método


F-16

Asociaciones de la Molibdenita (Moly) (%BS) Rajo Subterránea

Free Moly 0.23 0.31

Bin Moly: Pyrite 0.00 0.01

Bin Moly: Chalcopyrite 0.00 0.01

Bin Moly: Hard Silicates 0.05 0.09

Bin Moly: Phylosillicates 0.02 0.05

Tern. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates 0.29 0.05

Tern. Moly: Hard Silicates: Pyrite 0.00 0.00

Tern. Moly: Phyllosilicates: Pyrite 0.00 0.00

Tern. Moly: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.02

Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Pyrite 0.00 0.00

Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Chalcopyrite 0.04 0.00

Quat. Moly: Phyllosilicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Quat. Moly: Hard Silicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Quat. Moly: Phyllosilicates: Chalcopyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Complex 0.08 0.05

Total 0.71 0.60 Tabla F. 18: Asociaciones de la molibdenita, en base sulfuros


F-17

Asociaciones de la Molibdenita (Moly) (%BCu) Rajo Subterránea

Free Moly 32.21 52.05

Bin Moly: Pyrite 0.36 2.38

Bin Moly: Chalcopyrite 0.54 1.41

Bin Moly: Hard Silicates 7.16 15.23

Bin Moly: Phylosillicates 2.21 8.13

Tern. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates 40.12 8.84

Tern. Moly: Hard Silicates: Pyrite 0.00 0.05

Tern. Moly: Phyllosilicates: Pyrite 0.12 0.03

Tern. Moly: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.61 0.04

Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.06 3.47

Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Pyrite 0.31 0.12

Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Chalcopyrite 5.56 0.35

Quat. Moly: Phyllosilicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Quat. Moly: Hard Silicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00

Quat. Moly: Phyllosilicates: Chalcopyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.11

Complex 10.76 7.81

Total 100 100 Tabla F. 19: Asociaciones de la molibdenita, en base a la molibdenita


F-18

Los promedios de las leyes calculadas en los diferentes test a realizar para los

minerales de rajo y subterránea se muestran a continuación:

Rajo Subterránea

Cu % Fe % Mo % Cu % Fe % Mo %

Promedio 1.017 3.608 0.037 0.783 3.113 0.031

Desv Est. 0.030 0.169 0.002 0.036 0.119 0.001 Tabla F. 20: Leyes promedio de cabeza calculadas y su desviación estándar


F-19

El detalle de las leyes calculadas para cada compósito formado en cada uno de los

test es mostrado a continuación:

Rajo Subterránea

Cu % Fe % Mo % Mo % Fe % Mo %

Test N° : 1 1.045 3.576 0.0370 0.796 3.110 0.0321

Test N° : 1 D 1.048 3.460 0.0375 0.794 3.163 0.0313

Test N° : 2 1.014 3.504 0.0358 0.824 2.961 0.0300

Test N° : 2 D 1.019 3.715 0.0369 0.830 2.896 0.0292

Test N° : 3 1.013 3.972 0.0418 0.813 2.974 0.0297

Test N° : 3 D 1.047 3.864 0.0299 0.770 2.897 0.0284

Test N° : 4 0.955 3.743 0.0372 0.830 3.187 0.0317

Test N° : 4 D 0.952 3.896 0.0374 0.787 3.273 0.0310

Test N° : 5 0.973 3.707 0.0361 0.825 3.169 0.0327

Test N° : 5 D 0.990 3.685 0.0359 0.828 3.010 0.0328

Test N° : 6 1.042 3.624 0.0370 0.739 3.164 0.0311

Test N° : 6 D 1.044 3.522 0.0376 0.724 3.176 0.0311

Test N° : 7 1.008 3.521 0.0374 0.738 3.075 0.0322

Test N° : 7 D 1.014 3.449 0.0363 0.736 3.096 0.0308

Test N° : 8 1.010 3.577 0.0392 0.776 3.168 0.0322

Test N° : 8 D 1.032 3.389 0.0361 0.767 3.236 0.0336

Test N° : 9 1.022 3.507 0.0389 0.761 3.248 0.0313

Test N° : 9 D 1.024 3.626 0.0367 0.755 3.225 0.0307

Test N° : 10 1.033 3.425 0.0358 0.814 3.115 0.0307

Test N° : 10 D 1.054 3.386 0.0378 0.788 3.065 0.0288

Test N° : 11 1.005 3.335 0.0358 0.813 3.224 0.0304

Test N° : 11 D 0.992 3.374 0.0376 0.794 3.054 0.0307 Tabla F. 21: Leyes de cabeza calculadas para ambas minas

Cada test ha sido realizado en duplicado, con la finalidad de establecer si los valores

obtenidos son reales o la prueba ha tenido un error. De existir este, las pruebas son

realizadas nuevamente.


F-20

F.3 Cinéticas de Molienda

Antes de realizar la cinética de molienda, se requiere que todo el mineral tenga un

tamaño menor a 10 malla ASTM (5.08 [cm]). Un vez que ha sido molido según estas

condiciones se obtiene lo mostrado en el Gráfico F. 1:

Gráfico F. 1: Perfiles granulométricos minerales de rajo y subterráneo

Ambas curvas son bastantes similares, aunque el mineral subterráneo tiene un menor

porcentaje de finos (alrededor de un 7% menos a los 40 [μm]). Los datos son mostrados en

la Tabla F. 22 y la Tabla F. 23:

1.121 1.159

0

20

40

60

80

100

120

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]

Granulometría Muestras -10#

Rajo

P80 Rajo

Subterránea

P80 Subte


F-21

Rajo N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret. % Pasante

10 5080 0.0 0.00 100.00 12 1700 6.1 0.85 99.15 16 1180 120.4 16.81 82.34 20 850 107.9 15.07 67.27 30 600 77.1 10.76 56.51 40 425 62.9 8.79 47.73 50 300 46.0 6.42 41.31 70 212 37.1 5.18 36.13 100 150 30.2 4.21 31.91 140 106 25.2 3.51 28.40 200 75 20.41 2.85 25.55 270 53 17.7 2.47 23.09 325 45 6.9 0.96 22.13 400 38 7.8 1.08 21.05 -400 - 150.68 21.05 0.00

Masa total [gr] 715.93 P80 [μm] 1121.29

Tabla F. 22: Perfil granulométrico para mineral de mina rajo

Subterránea N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret. % Pasante

10 5080 0.0 0.00 100.00 12 1700 7.0 1.03 98.97 16 1180 123.5 18.11 80.86 20 850 108.3 15.88 64.98 30 600 80.1 11.75 53.23 40 425 62.8 9.21 44.02 50 300 46.7 6.84 37.18 70 212 40.9 6.00 31.18 100 150 33.5 4.91 26.27 140 106 28.1 4.11 22.15 200 75 23.00 3.37 18.78 270 53 18.6 2.72 16.06 325 45 7.6 1.11 14.95 400 38 8.0 1.17 13.79 -400 - 93.97 13.79 0.00

Masa total [gr] 681.67 P80 [μm] 1159.15

Tabla F. 23: Perfil granulométrico para mineral de mina subterránea


F-22

Para determinar el tiempo de molienda para obtener el P80= 212 [μm] solicitado, se

realizan tres moliendas a tiempos de 10, 18 y 25 minutos, para determinar el P80 de cada uno

y así calcular por regresión la variable tiempo. Al realizar la regresión logarítmica, resulta en

20.7 [min]. Esto da como resultado el perfil granulométrico mostrado en el Gráfico F. 2, junto

con los perfiles de las 3 moliendas anteriores:

Gráfico F. 2: Cinéticas de molienda para mineral de mina rajo

465 173

232

210

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]

Cinética de Molienda Mina Rajo

10 [min] 25 [min] 18 [min] 20.9[min]

P80 10 [min] P80 25 [min] P80 18 [min] P80 20.9 [min]


F-23

Los datos graficados anteriormente se exponen en las siguientes tablas:

Rajo 10 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret % Pasante

12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 11.5 0.85 99.15 20 850 35.3 2.61 96.54 30 600 85.9 6.35 90.19 40 425 186.0 13.75 76.44 50 300 157.7 11.66 64.79 70 212 149.9 11.08 53.71

100 150 104.7 7.74 45.97 140 106 89.5 6.61 39.36 200 75 69.2 5.11 34.24 270 53 60.4 4.46 29.78 400 38 50.1 3.70 26.08 -400 - 352.8 26.08 0.00

Muestra Total 1353.0 P80 [μm] 464.64

Tabla F. 24: Perfil granulométrico al moler durante 10 minutos mineral de rajo

Rajo 18 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret % Pasante

12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.2 0.01 99.99 20 850 0.6 0.04 99.94 30 600 2.4 0.18 99.76 40 425 15.1 1.12 98.65 50 300 94.7 6.99 91.65 70 212 214.4 15.83 75.82

100 150 213.4 15.76 60.06 140 106 164.6 12.16 47.90 200 75 126.0 9.31 38.60 270 53 84.0 6.20 32.39 400 38 70.2 5.18 27.21 -400 - 368.4 27.21 0.00


Tabla F. 25: Perfil granulométrico al moler durante 18 minutos mineral de rajo


F-24

Rajo 25 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret. % Pasante

12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.0 0.00 100.00 20 850 0.4 0.03 99.97 30 600 0.6 0.04 99.93 40 425 3.4 0.25 99.67 50 300 30.9 2.28 97.39 70 212 117.5 8.68 88.71 100 150 201.0 14.85 73.86 140 106 182.9 13.51 60.34 200 75 138.3 10.22 50.13 270 53 91.8 6.78 43.34 400 38 79.0 5.84 37.51 -400 - 507.6 37.51 0.00

Muestra Total 1353.4 P80 [μm] 173.07 Tabla F. 26: Perfil granulométrico al moler durante 25 minutos mineral de rajo

Luego, al realizar la cinética de molienda al tiempo establecido, se corrobora el

tiempo estimado, registrándose lo mostrado en la Tabla F. 27:

Rajo 20.9 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret. % Pasante

12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.0 0.00 100.00 20 850 0.8 0.06 99.94 30 600 2.6 0.19 99.75 40 425 13.9 1.03 98.72 50 300 69.2 5.11 93.61 70 212 177.5 13.11 80.50 100 150 204.8 15.13 65.37 140 106 141.1 10.42 54.95 200 75 117.3 8.67 46.28 270 53 84.3 6.23 40.05 400 38 31.6 2.33 37.72 -400 - 37.6 2.78 34.94


Tabla F. 27: Perfil granulométrico obtenido al moler durante el tiempo calculado


F-25

Utilizando el mismo procedimiento para el mineral subterráneo se obtiene un tiempo

de molienda de 20.6 [min], según se muestra en el Gráfico F. 3:

Gráfico F. 3: Cinéticas de molienda para mineral de mina subterránea

394 165

244

200

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]

Cinética de Molienda Mina Subterránea

10 [min] 25 [min] 18 [min] 20.6 [min]

P80 10 [min] P80 25 [min] P80 18 [min] P80 20.6 [min]


F-26

Los datos graficados anteriormente se exponen en las siguientes tablas:

Subterránea 10 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] %Parc Ret. Pasante %

12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.0 0.00 100.00 20 850 17.4 1.28 98.72 30 600 53.6 3.96 94.76 40 425 151.2 11.16 83.60 50 300 223.6 16.51 67.09 70 212 177.7 13.12 53.98

100 150 137.4 10.14 43.83 140 106 114.2 8.43 35.40 200 75 95.3 7.03 28.37 270 53 67.8 5.00 23.36 400 38 55.8 4.12 19.24 -400 - 260.7 19.24 0.00

Muestra Total 1354.7 P80 [μm] 393.93 Tabla F. 28: Perfil granulométrico al moler durante 10 minutos mineral subterráneo


12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.8 0.06 99.94 20 850 2.2 0.16 99.78 30 600 7.5 0.55 99.23 40 425 33.8 2.49 96.73 50 300 128.1 9.45 87.28 70 212 166.7 12.30 74.97 100 150 195.1 14.40 60.57 140 106 128.9 9.51 51.06 200 75 101.5 7.49 43.57 270 53 69.5 5.13 38.44 400 38 57.0 4.21 34.23 -400 - 463.8 34.23 0.00


Tabla F. 29: Perfil granulométrico al moler durante 18 minutos mineral subterráneo


F-27


12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.8 0.06 99.94 20 850 0.5 0.04 99.90 30 600 0.4 0.03 99.87 40 425 1.2 0.09 99.79 50 300 11.1 0.82 98.97 70 212 93.7 6.92 92.05

100 150 222.6 16.43 75.62 140 106 241.6 17.84 57.78 200 75 161.6 11.93 45.85 270 53 121.1 8.94 36.91 400 38 90.1 6.65 30.26 -400 - 409.9 30.26 0.00


Tabla F. 30: Perfil granulométrico al moler durante 25 minutos mineral subterráneo

Al igual que con el mineral de rajo, se corrobora el tiempo estimado, registrándose lo

mostrado en la Tabla F. 31:

Subterránea 20.6 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] %Parc Ret. Pasante %

12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.0 0.00 100.00 20 850 0.0 0.00 100.00 30 600 0.7 0.05 99.95 40 425 4.8 0.35 99.59 50 300 41.8 3.09 96.51 70 212 178.4 13.18 83.33

100 150 267.1 19.73 63.60 140 106 174.9 12.92 50.69 200 75 143.8 10.62 40.07 270 53 93.9 6.94 33.13 400 38 33.9 2.50 30.63 -400 - 42.0 3.10 27.53


Tabla F. 31: Perfil granulométrico al moler durante el tiempo calculado


F-28

Para establecer si uno de los minerales tienen una mayor tendencia a la fractura, se

realizan comparaciones de los perfiles entregados en cada molienda:

Gráfico F. 4: Perfil granulométrico obtenido luego de 10 minutos de molienda

Gráfico F. 5: Perfil granulométrico obtenido luego de 18 minutos de molienda

394 465

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]



244 232

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]




F-29

Gráfico F.6: Perfil granulométrico obtenido luego de 25 minutos de molienda

Como se observa, no existe una clara propensión de uno de los dos minerales a la

fractura, dado que las diferencias existentes son menores al 10%.

165 173

20

30

40

50

60

70

80

90

100

10 100 1000 10000

% P

asan

te

Apertura [μm]




F-30

F.4 Cinéticas de Flotación

Los tiempos en los que se realizan las mediciones son a los 1, 2, 3, 4, 7, 11, 16

minutos, con el fin de realizar comparaciones en la velocidad de reacción, dada

generalmente por la dispersión y solubilidad que tiene los reactivos en el medio acuoso.

A continuación, se muestran el resumen de las leyes y recuperaciones de cobre,

hierro y molibdeno (promediando los duplicados), para luego continuar con el detalle de cada

una de las pruebas realizadas:

Rajo Subterránea

Test Cobre Molibdeno Hierro Cobre Molibdeno Hierro 1 9.00 0.249 15.29 8.24 0.272 19.30

2 7.75 0.199 16.03 6.67 0.187 17.94

3 8.43 0.196 20.04 6.69 0.199 18.92

4 7.58 0.233 18.42 6.72 0.218 19.99

5 7.67 0.207 16.30 6.76 0.217 19.29

6 7.73 0.180 15.31 5.42 0.182 16.29

7 7.75 0.191 15.93 5.62 0.193 16.67

8 10.46 0.313 12.90 7.02 0.252 16.39

9 7.25 0.227 15.28 6.45 0.226 18.60

10 8.58 0.243 15.26 5.88 0.190 15.93

11 7.45 0.204 14.95 5.70 0.177 15.83 Tabla F. 32: Leyes obtenidas para los concentrados de ambas minas


F-31

Rajo Subterránea

Test Cobre Molibdeno Hierro Cobre Molibdeno Hierro 1 91.88 71.54 46.52 95.15 78.59 56.57

2 92.22 66.10 53.75 96.15 75.37 73.06

3 92.69 62.43 57.97 95.80 77.77 73.08

4 90.18 70.76 54.74 94.40 79.16 70.19

5 92.45 68.10 52.18 95.90 77.65 73.18

6 91.91 59.93 53.07 94.69 74.59 65.69

7 92.51 62.49 55.17 94.39 76.05 66.95

8 87.40 68.16 32.44 94.45 79.46 53.08

9 92.43 78.45 55.83 95.05 81.47 64.21

10 92.23 73.93 50.27 93.71 81.85 65.84

11 90.30 67.33 53.94 94.54 76.91 67.23 Tabla F. 33: Recuperaciones obtenidas para los concentrados de ambas minas


F-32

F.4.1 Cobre

Leyes de Cobre

En las siguientes tablas se muestran las leyes acumuladas de cobre obtenidas para

mineral de rajo y mineral subterráneo:

Rajo Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16

1 16.53 14.22 13.20 12.17 10.50 9.14 8.30

1D 15.28 13.47 12.46 11.58 10.12 8.85 8.04

2 15.34 13.18 11.52 10.33 8.89 7.80 6.79

2D 14.96 12.84 11.27 10.18 8.81 7.70 6.73

3 11.39 10.56 10.19 9.60 8.78 8.12 7.61

3D 12.15 11.20 10.70 10.16 9.39 8.74 8.18

4 11.09 9.99 9.53 9.14 8.24 7.53 6.89

4D 11.14 9.75 9.30 8.99 8.24 7.63 7.02

5 15.18 12.42 11.01 9.85 8.59 7.61 6.71

5D 13.56 11.93 10.66 9.67 8.58 7.72 6.86

6 13.13 11.37 10.53 9.71 8.57 7.89 7.06

6D 12.58 11.16 10.36 9.64 8.49 7.58 6.79

7 12.69 11.32 10.31 9.55 8.40 7.72 7.08

7D 13.13 11.05 10.18 9.53 8.47 7.79 7.06

8 24.02 19.98 17.01 15.09 12.39 10.42 8.97

8D 22.70 18.72 16.29 14.61 12.25 10.51 8.78

9 12.36 11.12 9.95 9.16 8.08 7.27 6.57

9D 12.43 11.09 9.93 9.09 8.04 7.23 6.59

10 16.07 14.78 12.89 11.73 9.86 8.87 8.12

10D 15.30 13.28 11.48 10.70 9.16 8.29 7.65

11 13.15 11.71 10.85 9.77 8.34 7.42 6.61

11D 12.88 11.79 10.98 9.83 8.34 7.48 6.54

Tabla F. 34: Leyes acumuladas de cobre obtenidas para los concentrados de mina rajo


F-33

Subte Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16

1 13.43 12.18 11.71 10.88 9.61 8.56 7.58

1D 11.57 10.94 10.40 9.80 8.78 7.91 7.11

2 12.93 11.16 8.80 8.23 7.20 6.57 6.18

2D 12.78 11.52 8.93 8.36 7.36 6.76 6.40

3 9.27 8.84 8.54 8.05 7.34 6.78 6.32

3D 8.82 8.37 8.07 7.68 7.11 6.60 6.18

4 11.16 9.30 8.72 8.28 7.39 6.74 6.15

4D 9.84 8.75 8.37 8.07 7.31 6.70 6.14

5 11.23 9.66 9.03 8.32 7.42 6.72 6.27

5D 10.72 9.49 8.89 8.27 7.47 6.80 6.33

6 8.64 8.00 7.38 6.84 6.17 5.48 4.71

6D 9.04 7.96 7.23 6.68 5.98 5.36 4.61

7 8.82 8.24 7.69 7.21 6.41 5.61 4.88

7D 8.57 8.15 7.62 7.14 6.38 5.63 4.80

8 13.34 10.97 9.88 9.10 8.01 7.09 6.45

8D 13.29 11.02 9.92 8.84 7.78 6.95 6.35

9 9.79 9.13 8.67 8.06 7.02 6.44 6.01

9D 10.79 9.57 9.12 8.38 7.16 6.46 5.97

10 9.88 8.76 8.02 7.43 6.70 5.93 5.37

10D 9.77 8.57 7.83 7.27 6.54 5.82 5.24

11 9.79 8.79 8.01 7.41 6.58 5.72 5.15

11D 9.37 8.48 7.77 7.23 6.46 5.69 5.21

Tabla F. 35: Leyes acumuladas de cobre obtenidas para los concentrados de mina subterránea


F-34

Recuperaciones de cobre

A continuación, las recuperaciones acumuladas de cobre registradas en las distintas

cinéticas realizadas, para ambas muestras minerales:


1 74.17 83.71 85.82 87.26 89.32 91.48 92.56

1D 73.92 84.95 87.04 88.65 90.72 92.29 93.38

2 71.92 83.36 87.29 89.26 91.28 92.41 93.13

2D 72.63 83.48 87.16 89.03 90.90 92.02 92.66

3 76.81 84.60 86.50 88.46 90.75 92.14 93.08

3D 78.21 85.81 88.34 90.10 91.97 93.25 93.95

4 62.21 78.29 82.35 85.23 89.02 90.82 91.96

4D 63.23 78.51 82.54 84.60 87.72 89.55 90.51

5 66.57 82.35 86.71 88.97 90.99 92.04 92.70

5D 64.10 84.42 88.65 90.54 92.01 92.86 93.44

6 76.43 84.80 87.26 89.05 91.35 92.51 93.13

6D 71.42 81.43 84.69 86.89 90.03 91.31 91.94

7 71.49 82.03 85.90 87.95 90.37 91.78 92.60

7D 74.44 84.59 87.76 89.53 92.00 93.24 93.94

8 70.18 79.86 83.24 85.08 87.01 88.14 88.80

8D 67.32 77.98 81.98 83.95 85.87 86.65 87.24

9 80.60 86.24 88.63 89.97 91.69 92.79 93.73

9D 79.54 84.70 87.47 88.94 90.83 92.07 93.15

10 72.35 81.13 85.82 88.01 90.58 92.04 93.17

10D 73.90 81.88 86.28 88.86 91.31 92.42 93.13

11 62.88 75.02 80.18 84.33 88.08 90.14 91.26

11D 62.27 77.02 82.08 85.41 88.73 90.47 91.41

Tabla F. 36: Recuperaciones acumuladas de cobre para concentrados mina rajo


F-35


1 79.80 86.72 88.44 90.50 93.16 94.70 95.71

1D 74.25 87.96 90.98 92.73 94.44 95.60 96.40

2 59.92 77.06 88.80 91.48 94.52 95.81 96.40

2D 58.55 78.44 89.88 92.67 95.41 96.49 97.05

3 77.96 88.29 90.40 92.51 94.66 95.82 96.44

3D 77.17 87.19 90.58 92.52 94.68 95.78 96.46

4 72.05 83.84 86.74 88.98 91.88 93.56 94.53

4D 67.60 85.30 89.88 91.91 94.14 95.25 95.88

5 72.57 85.21 89.06 91.62 94.29 95.74 96.51

5D 71.53 87.45 90.54 92.65 94.89 96.05 96.62

6 74.09 87.95 91.35 92.81 94.08 94.69 95.05

6D 79.44 87.57 91.07 92.70 93.99 94.69 95.07

7 57.42 83.37 89.52 91.60 93.57 94.38 94.78

7D 55.52 83.59 90.15 92.15 93.70 94.39 94.78

8 71.48 81.50 85.59 88.36 91.91 93.98 95.09

8D 71.66 83.05 87.21 90.42 93.18 94.92 95.85

9 72.41 85.06 89.23 91.78 94.42 95.53 96.19

9D 75.89 83.33 86.54 89.03 93.00 94.57 95.46

10 65.36 86.00 89.36 90.76 92.39 93.38 93.88

10D 68.46 88.12 90.84 92.11 93.24 94.05 94.45

11 66.74 87.17 90.57 91.97 93.39 94.34 94.77

11D 63.53 86.42 90.74 92.30 93.79 94.75 95.16

Tabla F. 37: Recuperaciones acumuladas de cobre para concentrados mina subterránea


F-36

F.4.2 Hierro

Leyes de Hierro

En las siguientes tablas se muestran las leyes acumuladas de hierro obtenidas para

mineral de rajo y mineral subterráneo:


1 21.58 19.96 19.11 18.07 16.33 15.06 14.09

1D 22.55 20.60 19.58 18.66 17.02 15.52 14.51

2 28.40 25.20 22.47 20.46 17.95 16.07 14.30

2D 28.44 25.02 22.33 20.38 17.97 15.99 14.30

3 27.16 25.23 24.30 22.94 21.03 19.60 18.47

3D 28.32 26.31 25.15 23.87 22.02 20.47 19.24

4 25.45 23.19 22.23 21.47 19.60 18.07 16.69

4D 25.34 23.35 22.35 21.72 20.13 18.77 17.44

5 29.17 24.74 22.28 20.18 17.89 16.14 14.50

5D 27.39 24.25 21.89 20.06 18.03 16.45 14.89

6 25.49 22.38 20.86 19.37 17.28 16.07 14.63

6D 22.41 20.03 18.85 17.79 16.04 14.55 13.26

7 24.47 21.88 20.13 18.81 16.76 15.56 14.45

7D 24.84 22.01 20.52 19.41 17.54 16.29 14.99

8 19.50 17.92 17.08 15.92 14.14 12.65 11.38

8D 18.82 17.80 16.95 16.09 14.62 13.16 12.01

9 23.09 21.33 19.55 18.33 16.55 15.18 13.98

9D 22.91 21.32 19.64 18.38 16.73 15.38 14.30

10 23.14 21.10 19.52 18.60 16.73 15.65 14.84

10D 21.65 19.94 18.31 17.44 15.92 14.87 14.03

11 23.44 21.30 19.91 18.22 15.95 14.49 13.17

11D 25.43 23.25 21.74 19.69 16.98 15.42 13.77

Tabla F. 38: Leyes acumuladas de hierro para concentrados mina rajo


F-37


1 25.53 23.93 23.43 22.52 20.93 19.43 17.87

1D 25.01 24.05 23.38 22.49 20.69 19.18 17.96

2 28.75 26.89 23.00 21.70 19.13 17.58 16.59

2D 31.25 28.43 23.61 22.31 19.81 18.30 17.38

3 26.25 24.69 23.86 22.55 20.64 19.12 17.91

3D 25.74 24.02 23.00 21.84 20.17 18.73 17.56

4 30.09 26.27 24.80 23.61 21.07 19.23 17.61

4D 29.16 27.29 25.91 24.93 22.59 20.74 19.07

5 31.94 28.41 26.68 24.66 22.09 20.06 18.76

5D 27.95 25.41 23.98 22.39 20.27 18.52 17.33

6 26.50 23.96 21.95 20.35 18.40 16.47 14.30

6D 26.96 23.71 21.50 19.91 17.87 16.12 14.02

7 26.21 24.72 22.82 21.33 18.97 16.71 14.69

7D 27.17 24.37 22.44 20.95 18.74 16.63 14.36

8 23.48 20.79 19.46 18.58 17.24 16.09 15.24

8D 22.84 21.11 19.97 18.85 17.69 16.69 15.89

9 25.85 24.91 23.96 22.64 20.17 18.77 17.64

9D 22.64 21.13 20.89 20.16 19.21 18.43 17.60

10 24.65 22.61 20.92 19.50 17.81 16.01 14.61

10D 24.65 22.62 20.92 19.57 17.68 15.85 14.38

11 26.01 23.89 21.83 20.26 18.07 15.84 14.39

11D 24.39 23.05 21.31 19.94 17.88 15.82 14.56

Tabla F. 39: Leyes acumuladas de hierro obtenidas para los concentrados de mina subterránea


F-38

Recuperaciones de Hierro

A continuación, las recuperaciones acumuladas de hierro registradas en las distintas

cinéticas realizadas, para ambas muestras minerales:


1 28.30 34.33 36.31 37.87 40.60 44.04 45.90

1D 33.03 39.34 41.41 43.25 46.19 49.01 51.01

2 38.54 46.11 49.28 51.17 53.31 55.06 56.77

2D 37.86 44.61 47.33 48.88 50.85 52.43 53.94

3 46.73 51.57 52.65 53.91 55.46 56.70 57.66

3D 49.43 54.65 56.31 57.36 58.46 59.24 59.93

4 36.42 46.36 49.04 51.10 54.03 55.61 56.87

4D 35.17 45.96 48.48 49.98 52.37 53.88 54.98

5 33.57 43.06 46.06 47.84 49.74 51.21 52.60

5D 34.76 46.06 48.87 50.42 51.91 53.15 54.46

6 42.67 48.00 49.71 51.10 52.97 54.22 55.49

6D 37.70 43.28 45.63 47.51 50.37 51.92 53.19

7 39.48 45.41 48.03 49.60 51.59 52.96 54.14

7D 41.42 49.57 52.01 53.61 56.04 57.39 58.61

8 20.60 23.82 25.36 26.58 28.31 29.81 31.16

8D 21.63 27.74 29.58 30.80 33.07 35.08 36.80

9 43.86 48.17 50.75 52.43 54.70 56.39 58.11

9D 41.40 45.97 48.84 50.78 53.37 55.26 57.07

10 31.42 34.93 39.21 42.09 46.38 48.95 51.36

10D 32.54 38.24 42.82 45.06 49.36 51.58 53.15

11 33.77 41.10 44.36 47.41 50.76 53.01 54.81

11D 36.16 44.67 47.80 50.34 53.14 54.87 56.60

Tabla F. 40: Recuperaciones acumuladas de hierro concentrados mina rajo


F-39


1 38.84 43.60 45.29 47.94 51.96 54.99 57.78

1D 40.26 48.51 51.29 53.41 55.84 58.14 61.06

2 37.08 51.68 64.57 67.12 69.93 71.29 72.04

2D 41.04 55.48 68.15 70.90 73.64 74.83 75.55

3 60.34 67.44 69.05 70.78 72.72 73.88 74.66

3D 59.92 66.57 68.68 70.03 71.42 72.29 72.97

4 50.57 61.67 64.24 66.01 68.20 69.51 70.44

4D 48.18 63.95 66.93 68.30 69.97 70.88 71.59

5 53.75 65.27 68.51 70.75 73.07 74.39 75.21

5D 51.30 64.44 67.18 69.00 70.85 71.98 72.72

6 53.07 61.54 63.48 64.49 65.53 66.44 67.47

6D 54.02 59.53 61.79 62.99 64.07 64.95 65.99

7 40.95 60.03 63.83 65.11 66.50 67.51 68.52

7D 41.85 59.44 63.11 64.30 65.43 66.38 67.43

8 30.82 37.80 41.25 44.19 48.46 52.21 54.99

8D 29.18 37.69 41.58 45.66 50.19 53.95 56.83

9 44.83 54.39 57.81 60.45 63.57 65.22 66.20

9D 37.29 43.10 46.42 50.18 58.45 63.19 65.92

10 42.60 58.00 60.90 62.21 64.18 65.78 66.67

10D 44.42 59.83 62.42 63.72 64.84 65.89 66.69

11 44.75 59.79 62.27 63.47 64.73 65.92 66.76

11D 43.02 61.08 64.76 66.26 67.48 68.55 69.21

Tabla F. 41: Recuperaciones acumuladas de hierro para concentrados mina subterránea


F-40

F.4.3 Molibdeno

Leyes de Molibdeno

En las siguientes tablas se muestran las leyes acumuladas de molibdeno obtenidas

para mineral de rajo y mineral subterráneo:


1 0.377 0.351 0.336 0.315 0.279 0.248 0.227

1D 0.378 0.355 0.337 0.319 0.284 0.251 0.229

2 0.309 0.302 0.277 0.253 0.221 0.195 0.171

2D 0.315 0.307 0.282 0.260 0.229 0.202 0.177

3 0.273 0.267 0.264 0.255 0.238 0.223 0.210

3D 0.174 0.189 0.191 0.188 0.180 0.170 0.160

4 0.284 0.278 0.274 0.269 0.248 0.228 0.210

4D 0.283 0.274 0.271 0.268 0.253 0.237 0.219

5 0.339 0.317 0.293 0.267 0.235 0.209 0.185

5D 0.303 0.297 0.276 0.254 0.227 0.205 0.183

6 0.238 0.236 0.231 0.220 0.201 0.188 0.169

6D 0.200 0.203 0.203 0.199 0.189 0.173 0.156

7 0.219 0.226 0.222 0.213 0.197 0.185 0.171

7D 0.250 0.242 0.236 0.228 0.210 0.196 0.179

8 0.604 0.562 0.498 0.449 0.374 0.316 0.273

8D 0.553 0.512 0.463 0.422 0.360 0.310 0.260

9 0.363 0.338 0.307 0.285 0.254 0.230 0.208

9D 0.351 0.329 0.300 0.278 0.248 0.225 0.206

10 0.407 0.370 0.339 0.316 0.272 0.248 0.228

10D 0.378 0.354 0.319 0.298 0.261 0.237 0.220

11 0.244 0.259 0.261 0.249 0.221 0.198 0.177

11D 0.271 0.287 0.286 0.267 0.232 0.210 0.184

Tabla F. 42: Leyes acumuladas de molibdeno para concentrados mina rajo


F-41


1 0.369 0.360 0.355 0.341 0.314 0.286 0.257

1D 0.331 0.321 0.315 0.304 0.280 0.257 0.233

2 0.211 0.226 0.222 0.219 0.203 0.189 0.179

2D 0.201 0.221 0.214 0.213 0.198 0.185 0.176

3 0.227 0.238 0.237 0.231 0.216 0.202 0.190

3D 0.209 0.220 0.223 0.218 0.209 0.196 0.185

4 0.238 0.243 0.241 0.239 0.224 0.210 0.194

4D 0.257 0.270 0.270 0.265 0.246 0.227 0.209

5 0.280 0.277 0.272 0.260 0.242 0.223 0.209

5D 0.254 0.260 0.256 0.247 0.229 0.211 0.198

6 0.240 0.244 0.234 0.221 0.203 0.182 0.157

6D 0.255 0.246 0.233 0.220 0.200 0.181 0.157

7 0.257 0.260 0.253 0.242 0.220 0.195 0.171

7D 0.251 0.257 0.249 0.237 0.216 0.192 0.165

8 0.339 0.319 0.305 0.293 0.272 0.247 0.228

8D 0.359 0.342 0.326 0.307 0.283 0.257 0.237

9 0.287 0.281 0.279 0.268 0.244 0.228 0.214

9D 0.295 0.284 0.283 0.270 0.244 0.225 0.211

10 0.280 0.264 0.249 0.234 0.217 0.197 0.179

10D 0.273 0.253 0.237 0.223 0.204 0.184 0.166

11 0.269 0.254 0.236 0.220 0.198 0.174 0.158

11D 0.257 0.249 0.235 0.222 0.201 0.179 0.165

Tabla F. 43: Leyes acumuladas de molibdeno para concentrados mina subterránea


F-42

Recuperaciones de Molibdeno

A continuación, las recuperaciones acumuladas de molibdeno registradas en las

distintas cinéticas realizadas, para ambas muestras minerales:


1 47.75 58.30 61.59 63.86 67.04 70.04 71.37

1D 51.05 62.50 65.66 68.10 71.03 73.03 74.26

2 41.07 54.13 59.40 62.02 64.36 65.57 66.32

2D 42.23 55.14 60.29 62.88 65.27 66.62 67.37

3 44.61 51.92 54.38 56.96 59.71 61.24 62.31

3D 39.28 50.76 55.29 58.46 61.74 63.62 64.66

4 40.89 55.98 60.74 64.43 68.89 70.70 71.86

4D 40.93 56.29 61.26 64.25 68.64 70.82 71.85

5 40.02 56.58 62.05 64.85 67.08 68.16 68.86

5D 39.46 57.83 63.23 65.51 67.12 68.03 68.68

6 39.01 49.65 53.86 56.80 60.40 61.94 62.71

6D 31.56 41.22 46.17 49.93 55.80 57.93 58.84

7 33.30 44.18 49.92 53.03 57.23 59.36 60.50

7D 39.58 51.86 56.72 59.73 63.72 65.62 66.65

8 45.26 57.64 62.54 64.89 67.34 68.63 69.40

8D 43.43 56.42 61.70 64.28 66.75 67.70 68.41

9 62.13 68.86 71.87 73.49 75.53 76.90 78.05

9D 62.73 70.22 73.82 75.87 78.41 80.00 81.34

10 52.81 58.56 64.99 68.43 72.17 74.08 75.41

10D 50.92 60.79 66.90 69.10 72.44 73.79 74.62

11 32.77 46.63 54.18 60.40 65.58 67.67 68.70

11D 34.58 49.48 56.33 61.15 65.26 66.99 67.93

Tabla F. 44: Recuperaciones acumuladas de molibdeno para concentrados mina rajo

Bibliografía

F-43


1 54.36 63.58 66.55 70.31 75.49 78.52 79.74

1D 53.77 65.40 69.70 72.94 76.34 78.66 79.57

2 26.83 42.91 61.34 66.70 73.25 75.74 76.40

2D 26.18 42.70 61.25 67.13 72.90 75.00 75.66

3 52.29 65.08 68.88 72.57 76.34 78.33 78.90

3D 49.68 62.35 68.04 71.52 75.38 77.21 77.82

4 40.25 57.51 62.84 67.15 73.10 76.25 77.33

4D 44.90 66.97 73.62 76.74 80.49 82.07 82.62

5 45.70 61.61 67.77 72.39 77.54 80.11 80.87

5D 42.76 60.49 65.84 69.75 73.51 75.19 75.73

6 48.93 63.85 68.77 71.24 73.44 74.60 75.36

6D 52.12 62.93 68.37 71.04 73.27 74.58 75.41

7 38.38 60.39 67.54 70.54 73.66 75.14 76.04

7D 38.86 63.08 70.47 73.24 75.69 76.95 77.80

8 43.72 56.99 63.51 68.50 75.09 78.85 80.13

8D 44.21 58.85 65.50 71.69 77.32 80.07 81.06

9 51.56 63.61 69.63 74.16 79.56 81.89 82.71

9D 50.96 60.68 66.07 70.46 78.01 81.04 82.21

10 49.17 68.73 73.55 75.87 79.39 82.38 83.21

10D 52.44 71.22 75.29 77.56 79.71 81.33 82.10

11 49.02 67.24 71.32 73.16 75.25 76.79 77.65

11D 45.03 65.54 70.95 73.34 75.55 77.04 77.75

Tabla F. 45: Recuperaciones acumuladas de molibdeno para concentrados mina subterránea

anÁlisis del comportamiento de la molibdenita en mineral de...

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