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UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRIÓN
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA DE FORMACIÓN PROFESIONAL DE METALURGIA
TESIS
“INVESTIGACIÓN DEL MINERAL DE SULFURO DE ZINC CON
PRESENCIA DE COBRES SECUNDARIOS CONCENTRADORA
HUARAUCACA COMPAÑÍA MINERA EL BROC AL S.A.A.”
PRESENTADO POR:
BACHILLER: KENNY PAUL CONTRERAS LEON
PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO METALURGISTA
CERRO DE PASCO – PERÚ
2008
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DEDICATORIA
A Dios por permitirme culminar mí
objetivo de ser Profesional.
A mis padres: Pablo y Aurelia con
todo mi cariño, por su sacrificio y
apoyo constante para la culminación de
mis estudios y por quienes guardo un
profundo agradecimiento.
A mis Hermanas: Giovanna y Carla
Por su comprensión y permanente
apoyo en cada instante de mi
Formación Profesional.
A mis Abuelitos: Bartolomé y Basilia
Por darme su bendición desde lo alto.
Que Dios los guarde en su Gloria.
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AGRADECIMIENTO
Al : Ing. Félix Olivera Matos, por el apoyo y orientación en la
elaboración de la misma como coordinador.
Al : Ing. Julián Ramírez M, por todas las facilidades brindadas
para la presentación de este trabajo.
Al los : Ing(s). Jonás Ramos M., Eduardo Mayorca B. y Edgar Aire
M. por todo el apoyo en la orientación del presente trabajo.
A : La Universidad Nacional Daniel Alcides Carrión, y cada uno
de sus excelentes docentes de la Escuela Académica
Profesional de Metalurgia, que de una u otra forma han
participado en mi Formación Profesional.
A : La Sociedad Minera “El Brocal”, y cada uno de sus
prodigiosos Ingenieros de Planta, Mantenimiento ySeguridad, que de una forma especial me apoyaron en la
realización de este Trabajo.
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“INVESTIGACIÓN DEL MINERAL DE SULFURO DE ZINC CON
PRESENCIA DE COBRES SECUNDARIOS CONCENTRADORA
HUARAUCACA COMPAÑÍA MINERA EL BROCAL S.A.A.”
Dedicatoria
Agradecimiento
Índice … 04
Introducción … 07
Resumen … 09
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1. Breve Historia de la Concentradora de Huaraucaca … 11
1.2. Ubicación y Accesibilidad … 12
1.3. Minerales Procesados en la Actualidad … 13
1.4. Mineralogía de los Minerales Procesados … 14
1.5. Breve Descripción del Procesamiento del Mineral … 15 1.5.1. Circuito de Chancado … 16
1.5.2. Circuito de Molienda … 17
1.5.3. Circuito de Flotación … 17
1.5.4. Circuito de Eliminación de Agua … 18
1.5.5. Diagrama de Flujo de la Planta Concentradora … 18
1.6. Servicios Auxiliares … 19
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CAPITULO II
FUNDAMENTOS TEÓRICOS DE LA FLOTACIÓN DE MENAS
POLIMETÁLICAS
2.1. Nueva Interpretación sobre la Activación del Sulfuro de Zinc … 25
2.2. Interpretación Actual sobre la Activación del Sulfuro de Zinc … 26
2.3. Interpretación Modificada sobre la Activación del Sulfuro de Zinc … 27
2.4. Fundamentos en que se Sustenta la Nueva Tesis … 28
2.4.1. Activación y Depresión … 28
2.4.2. El Agua … 302.4.3. Los Sulfuros … 31
2.4.4. Dimensiones, Cargas Diferentes de los Iones Zinc, Cúprico … 32
2.4.5. Pila Voltaica o Primaria … 32
2.4.6. Serie Electromotriz de los Metales … 34
2.4.7. La Experiencia del Operador … 35
2.5. Activantes de los Minerales Sulfurados de Zinc … 36
2.6. Incidencia de la Remolienda en la Performance Metalúrgica del Zinc … 40
CAPITULO III
PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL
3.1. Medición del potencial ( ) del Sulfuro de Zinc … 43
3.2. Punto de Carga Cero … 493.3. Tipos de Cobre en un Concentrado de Cu … 50
3.4. Flotación del Sulfuro de Zinc en Presencia de Cobres Secundarios … 52
3.5. Reacciones Químicas para cada Estado de Oxidación … 54
3.6. Cambios de Estado de Oxidación, Reacciones Químicas y
Ecuaciones Matemáticas, para Graficas el Diagrama de Eth – pH … 55
3.7. Construcción del Diagrama Tensión – pH … 58
3.7.1. Equilibrio Ácido – Base … 58
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3.7.2. Equilibrio Electroquímico … 59
3.7.3. Equilibrio Mixto … 60
3.8. Resultados Metalúrgicos … 61
CAPITULO IV
EVALUACIÓN ECONÓMICA
4.1. Alternativa para Mejorar los Ingresos Económicos … 64
4.2. Resultados Metalúrgicos Promedios obtenido dela Evaluación … 64
4.3. Calculo de Costos por Insumos Utilizados Año 2005 … 664.4. Comparación de Costos de Operación de Planta Concentradora … 66
4.5. Resumen de los Costos de Operación de la Unidad Minera
para un Mes de Trabajo a 4800TM/DÍA = 144000TM/MES … 67
4.6. Análisis Económico con el Balance Metalúrgico Calculado
Antes y después de la Modificación … 67
CAPITULO V
5.1. Conclusiones y Recomendaciones … 68
Referencias Bibliográficas … 70
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INTRODUCCIÓN
En el presente trabajo se trata de encontrar o expresar los
fenómenos que verdaderamente se lleva cabo en la activación de la
esfalerita o el mecanismo de la activación para lo que se viene en definir
la activación y depresión en el proceso de concentración de minerales por
flotación y como elementos determinantes los iones.
A partir de que en el presente trabajo, se establece claramente la
activación y la depresión así como la nueva interpretación de la activación
del sulfuro de zinc, hay en parte de la fundamentación o sustentación del
trabajo; diferentes aspectos de teoría y practicas de varios autores que
nos ayudan a demostrar el propósito del presente trabajo.
Se considera que solamente que ciertas moléculas de laspartículas minerales se activan igual que se deprimen, las mismas que
deciden la suerte de toda la concentración de los minerales por flotación.
Una buena dosificación y ubicación de los reactivos en los circuitos
de flotación, nos podrán hacer ver los fenómenos ocurridos y más que
todos los resultados metalúrgicos, que son éstos últimos los que
finalmente determinan su buena performance.
El zinc por tener mayor actividad química, cede electrones al ion
cúprico, y éste se reduce a cobre metálico o átomo neutro, lo que da lugar
a que se precipite, en cambio el zinc pasa al estado iónico, pero
permaneciendo en su mayor parte en la superficie de la partícula de la
especie a concretarse.
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Lo fundamental de esto es que el zinc queda activado por tener
iones en la superficie del mineral aptos para reaccionar con los reactivos
colectores, por lo que establecemos que, en la activación del sulfuro de
zinc o esfalerita por el sulfato de cobre en solución, el zinc queda ionizado
o activado en la superficie de la esfalerita apto para ser colectado y el
cobre iónico pasa a cobre metálico o neutro el mismo que precipita, es
decir el ion cúprico cumple con ionizar o activar la esfalerita mediante la
oxidación del zinc y reducción del cobre.
Finalmente éste trabajo, llegue a contribuir con unas líneas más en
la literatura respectiva que coadyuve en la comprensión, definición yapertura de un resquicio más, para ampliar el panorama de tan extenso y
maravilloso campo de la investigación y aplicación de la metalurgia en
flotación de minerales.
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RESUMEN
Una manera distinta de investigar la flotabilidad de los sulfures
metálicos, exige la observación del medio en el cual se práctica la
metalurgia de la flotación en tal sentido es necesario utilizar el concepto
de % de líquido en volumen, paralelo al del % de sólidos en peso.
Por otro lado se hace necesario no solo manejar datos de % de
concentración en la preparación de un determinado reactivo, sino también
averiguar cuan definido estará éste dentro del agua que forma parte de la
pulpa; que es el medio donde modificará su estado.
En el cuadro N° 3.4.1 observaremos lo que ocurre en la planta
concentradora por flotación si se analiza la concentración molar decualquier reactivo en el agua de la pulpa. Todos los reactivos utilizados
nos muestran concentraciones < 0.1 molar que es la condición para ser
considerado una solución acuosa.
Esto implica que en concentración de minerales por flotación es
factible considerar el agua de la pulpa mineral como una solución acuosa
y puede ser comprobado si se filtra la pulpa lográndose que uno de losproductos sea una solución que ciertamente contiene reactivos disueltos.
Es necesario de conseguir la explicación de que componentes,
condiciones o fenómenos activan o impiden la flotabilidad de un
compuesto metálico durante el proceso de flotación.
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Esto crea una necesidad de la construcción de un diagrama eth -
pH para cualquiera de los reactivos químicos disueltos en el agua; por
ejemplo se analiza las diferentes formas que toma el cobre del CuSO4
disuelto en el agua a determinado pH y valor del potencial de oxido
reducción.
La presencia de la covelita (cv) indicará la presencia de cobres
secundarios que provienen de zonas alteradas a partir de cobres
primarios (cp), pero los cobres secundarios pueden seguir oxidándose
hasta convertirse en sulfato de cobre natural o chalcantita, por lo que su
presencia significará elevados consumos de sulfato de zinc para evitaractivaciones indebidas de zinc en la flotación bulk. Entonces un análisis
químico de la ley de cobre nunca será suficiente, las especies
mineralógicas son importantes por el concepto metalúrgico.
Con la presencia de cobres secundarios disminuye el consumo de
sulfato de cobre que se utiliza como activador, lográndose en este caso
utilidades de $ 9’782,586.00 anuales.
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CAPITULO I
GENERALIDADES
1.
1.1. BREVE HISTORIA DE LA CONCENTRADORA DE
HUARAUCACA:
La Minería en Colquijirca es una de las más antiguas del
Perú y probablemente se remonta a épocas Incaicas, lo cierto
es que en la época Colonial los españoles explotaban el
mineral con alto contenido de plata por medio de pequeñostajos abierto y medias barretas.
La minería moderna se inicia en 1886 con el denuncio y
adquisición de la mina por don Eulogio De la Quintana,
ciudadano de ascendencia Italiana, permaneciendo bajo su
poder con la denominación de "Negociación Minera E. E.
Fernandini". El beneficio de los minerales valiosos (Pb - Ag) enesta época se realizaba por medios empíricos, empleándose
fundamentalmente el "pallaqueo". En el año 1930 hubo una
paralización de operaciones debido a la fuerte baja de
cotización de metales, prolongándose esta interrupción por un
periodo de siete años, es decir, hasta el año de 1937, cabe
mencionar además, que los minerales obtenidos por pallaqueo
eran sometidos al proceso de fundición en los hornos de"Smelter".
En 1948 adoptó la razón social de "Fernandini Clotet
Hnos." sustituyéndose dicha razón en 1957 por la
denominación de Sociedad Mineral "El Brocal" S.A., nombre
con el que se conoce hasta la actualidad. La explotación del
yacimiento minero, actualmente se realiza en dos zonas:
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ZONA NORTE: En esta zona la explotación del mineral
se efectúa empleando el método del cielo abierto, cuya
ubicación se halla en las inmediaciones del Campamento
Colquijirca, se extraen los minerales de Pb-Ag y Zn.
ZONA MARCAPUNTA: Esta zona se encuentra ubicada
en el sub-suelo del lugar denominado Smelter, se extrae el
mineral de cobre con una ley de 2.92% (promedio). Estudios
efectuados por expertos indican que se tiene un total de
mineral prospectivo calculado en un orden de diez millones detoneladas.
La Sociedad Minera "El Brocal" S.A., cuenta
actualmente con una planta para procesamiento de minerales,
el tratamiento se realiza por métodos convencionales, tiene
una capacidad de 7000TMD, se encuentra ubicada a orillas del
río San Juan, distante a siete kilómetros de Colquijirca.
El mineral procedente del tajo abierto se trata en forma
continua en la planta concentradora, es decir Pb – Ag y Zn. El
mineral de cobre se trata por campañas, mayormente una vez
al año y de preferencia en épocas de invierno.
1.2. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD:
El asiento Minero de la unidad Colquijirca propiedad de
la Sociedad Minera "El Brocal" S.A., está enclavado en plena
sierra central del Perú, Distrito de Tinyahuarco, Provincia y
Departamento de Pasco. Dista a 12 Km. al Sur Oeste de la
capital del Departamento de Pasco, ubicado a una altura de
4283m.s.n.m. a una longitud oeste de 76°16'24".
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Sus límites correspondientes son; por el norte con la
zona de Andacancha y Condorcayan; por el Sur con San
Gregorio; por el sur – este, con Villa de Pasco y por el sur-
oeste con el campamento Smelter.
Es de fácil accesibilidad por la carretera central
asfaltado desde Lima a La Oroya distantes a 180km. y La
Oroya – Colquijirca separados por 111km. aproximadamente,
por esta vía circulan constantemente vehículos de todo tipo,
desde pequeños a pesados.
También es accesible por medio del ferrocarril desde
Lima – La Oroya – Smelter y viceversa. Smelter se halla a
2km. De Colquijirca, 5km. De Huaraucaca unidos por medio
de una carretera afirmada.
Los suministros necesarios para esta mina y PlantaConcentradora de Minerales son abastecidos desde la ciudad
capital, Huancayo, Huanuco, Jauja, Tarma, Pasco, etc., por la
carretera central y sus ramales.
1.3. MINERALES PROCESADOS EN LA ACTUALIDAD:
Entre los minerales tratados en la Planta ConcentradoraHuaraucaca de la Sociedad Minera "El Brocal" S.A. son los
siguientes:
MINERALES PRIMARIOS
MINERAL DENSIDAD DUREZA FORMULA PORCENTAJE COLOR P.E.
Esfaleri ta 4.00 3 – 4 ZnS Zn = 61.70 Pardo, Marrón, Negro 3.9 – 4.0
Galena 7.50 2 – 3 PbS Pb = 86.60 Gris de plomo 7.4 – 7.6
Calcopir i ta 4.20 3 – 4 CuFeS2 Cu = 34.57 Amarillo de latón 4.1 - 4.3
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Enargi ta 4.45 3.5 Cu3 AsS4 Cu = 48.30 Gris de acero 4.4 – 4.5
Cupri ta 6.00 3.5 – 4 Cu2O Cu = 88.80 Rojo a Gris de plomo 5.85 – 6.15
Pol ibasi ta 6.10 2 – 3 (Ag, Cu)16Sb2S11 Ag = 74.90 Negro grisáceo 6.27 –
6.33MINERALES SECUNDARIOS
Marcasita 4.88 5 – 6 FeS2 Fe = 46.60 Amarillo de latón 4.6 – 4.9
Borni ta 5.15 3 Cu5FeS4 Cu = 63.30 Oscuro rojo de Cobre 4.9 – 5.0
Coveli ta 4.60 1.5 – 2 CuS Cu = 66.50 Azul de añil 4.59 – 4.67
Anglesi ta 6.25 2.5 – 3 PbSO4 Pb = 68.30 Incoloro oTransparente
6.1 – 6.4
Cerusi ta 6.52 3 – 3.5 PbCO3 Pb = 77.50 Blanco con matizgrisáceo
6.4 – 6.6
Platanat iva
2.5 Ag Ag = 100 Blanco platadeslustrado
10.1 – 11.1
MINERALES DE GANGA
Piri ta 5.06 6 – 6.5 FeS2 Fe = 46.60 Amarillo de latón 4.9 – 5.2
Limoni ta 3.80 4 HFeO2 Fe2O3 = 89.90 Pardo oscuro 4.0 – 4.4
Calcita 2.71 3 CaCO3 CaO = 56.00 Incolora o blancalechosa
2.6 – 2.8
Siderita 3.85 3.5 – 4.5 FeCO3 Fe = 48.30 Blanca amarillento 3.9
Yeso 2.32 1.5 CaSO4.2H2O CaO = 32.50 Incoloro, blanco 2.3
Hematita 5.10 5.5 – 6 Fe2O3 Fe = 70.00 Negro de hierro 5.0 – 5.2
Caol in 2.61 1 – 1.5 Al2O3.2SiO3.2H2O Al2O3 = 39.50 Incolora 2.58 – 2.60
Dolomita 2.85 3.5 – 4 CaMg(CO3)2 CaO = 30.40 Blanco grisáceo 1.8 – 2.9
Todos estos minerales se encuentran asociados
en gran porcentaje por la Pirita (FeS2), Sílice (SiO2), Siderita
(FeCO3), Marcasita (FeS2), Hematina (Fe2O3), Limonita
(2Fe2O3.3H2O), considerándose éstos últimos como ganga.
1.4. MINERALOGÍA DE LOS MINERALES PROCESADOS:
El compósito metálico de los minerales tratados en la
Planta Concentradora Huaraucaca de la Sociedad Minera "El
Brocal" S.A. se puede apreciar en la siguiente tabla.
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%Pb %Zn Ag (onz/TM) %Cu
2.48 5.84 14.24 0.11
La composición metálica de los minerales que se
aprecian en la tabla anterior corresponde a la Ley de cabeza
del mineral procesado. Estos componentes valiosos se hallan
diseminados con impurezas (gangas).
Los que se han mencionado en el rubro anterior; así
mismo, la Caolinita da una consistencia característica barrosa
al mineral de mina.
1.5. BREVE DESCRIPCIÓN DEL PROCESAMIENTO DE
MINERALES:
El método de tratamiento empleado para la
concentración de minerales en la Planta Concentradora de
Huaraucaca es la clásica o convencional; es decir, laconcentración por flotación selectiva de las espumas
mineralizadas.
El mineral antes de ser sometido a este proceso físico-
químico es reducido a una granulometría adecuada en dos
etapas preliminares que son los siguientes:
- Trituración (Primaria, Secundaria y Terciaria)
- Molienda (Primaria y Secundaria)
A continuación se da a conocer en forma somera las
etapas de procesamiento de minerales en la Planta
Concentradora hasta llegar a obtener el producto final.
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1.5.1. CIRCUITO DE CHANCADO:
La preparación mecánica de los minerales
procedentes de la mina es como se indica, en el
Flowsheet de la sección chancado, aquí una descripción
sucinta:
- El mineral de la mina es transportado hasta la planta
y almacenado en una tolva de gruesos de 30TN,
cuyas parrillas tienen una luz de 12".
- Mediante un alimentador de faja de 36'x15' (apronfeeder) se pasa la carga por un grizzly vibratorio de
7'x7' cuya luz es de 2¼ "
- El mineral cuyo tamaño es +2# se reduce mediante
una trituradora de Quijada Universal de 30"x42".
- El producto de esta última y el Grizzly, se alimentan
juntos por medio de una faja transportadora de
24"x134' a una zaranda vibratoria de 5'x10' cuya luzes de 2".
- Partículas de mineral cuya granulometría es de +12#
pasan a una trituradora cónica Symon’s Standard de
4”.
- El producto de esta chancadora más el producto del
cedazo se envía a una tercera etapa de chancado
previa clasificación en un cedazo de 6'x16', el +12#es triturado en una chancadora de cabeza corta
Symon’s de 7' que trabaja en circuito cerrado.
- El producto de chancado terciario se almacena en
una tolva de finos de 1000TN de capacidad mediante
una faja transportadora de 24"x147'.
- El mineral de característica barrosa es almacenado
en una cancha.
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1.5.2. CIRCUITO DE MOLIENDA:
Esta etapa está constituida por dos etapas, es
decir molienda primaria y secundaria, el mineral sigue el
curso como el que se describe a continuación. El
mineral procedente de la tolva de finos por medio de dos
fajas transportadoras de 24"x28' y 24"x50'
respectivamente que alimenta a dos molinos de barra
COMESA de 7'x12'. El producto de este último se
clasifica mediante una batería de hidrociclones (Krebs)D-15", el Underflow.
1.5.3. CIRCUITOS DE FLOTACIÓN:
En esta sección se obtiene el concentrado de
Plomo-Plata y Zinc después de una flotación selectiva,
el primero arrastra consigo la plata en un altoporcentaje, la descripción sucinta se da a conocer en
seguida:
- La pulpa debidamente acondicionada con reactivos
de flotación en tres tanques acondicionadores de
6'x8', se distribuye por medio de un repartidor de
pulpa a 02 bancos de celdas Agitair de 48"x50" parauna flotación Rougher.
- El producto de esta etapa (Rougher plomo), se
somete a una remolienda para pasar a Scavenger,
luego a una limpieza final en celdas de flotación
Agitair y Denver Sub-A respectivamente conformado
por bancos de 6 celdas cada etapa.
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- El producto de esta última etapa (limpieza - plomo)
se alimenta a un espesador de concentrado de Bulk
de 10'x40'.
- Los productos medios del circuito de plomo, son
sometidos a otra etapa de remolienda con la
finalidad de liberar mejor el Zinc, en un molino de
bolas MARCY de 8'x8'.
- El mineral proveniente de la remolienda del zinc, se
acondiciona previa en 6 tanques acondicionadores
de 6'x7', luego se somete a las etapas de flotación
Rougher, Scavenger y limpieza respectivamente.- La flotación del zinc se efectúa en bancos de celdas
similares a la del plomo.
- El concentrado de zinc limpio se pasa hacia el
espesador de 40'x10' de donde la pulpa espesada es
enviado a la sección de filtros.
1.5.4. CIRCUITO DE ELIMINACIÓN DE AGUA:
Esta sección está formada por dos etapas de
desagüe, siendo la primera por medio de espesadores,
donde el concentrado en la descarga aumenta el
porcentaje de sólidos a un orden de 65%, luego se
realiza la segunda etapa de desagüe. Utilizando dos
filtros de discos tipo Dorr - Oliver de 6'x6' y 6'x10' cadauno, la humedad en esta última etapa se reduce al
rango de 9% a 11%. Los concentrados de plomo y zinc
pasan al stock pile de aquí se envía por medio de
volquetes al mercado.
1.5.5. DIAGRAMA DE FLUJO DE LA CONCENTRADORA:
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Bach. Kenny Paul Contreras Leon
Distrito: Tinyahuarco
Provincia y Departamento: Pasco
Elaborado por:
Revisado: Ing. Félix Olivera M.
Aprobado: Ing. Félix Olivera M.
UNIVERSIDAD NACIONAL
DANIEL ALCIDES CARRIONPLANTA CONCENTRADORA 4000 TPD
DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE CHANCADO
1
2 3
45
6
7
8
9
10
MOLIENDA
11
12
13
14
KENNYPAL
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Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing. Félix Olivera M. DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE MOLIENDA
Elaborado por: UNIVERSIDAD NACIONALBach. Kenny Paul Contreras Leon DANIEL ALCIDES CARRION
Distrito: Tinyahuarco Revisado: Ing. Félix Olivera M. PLANTA CONCENTRADORA 4000 TPD
FLOTACIÓN Pb
R E L A V E B
M E D I O S
P b
1
2
3
4
5
6
7
8
9
1011
KENNYPAL
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Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing. Félix Olivera M.DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE FLOTACIÓN
DE PLOMO
Elaborado por: UNIVERSIDAD NACIONALBach. Kenny Paul Contreras Leon DANIEL ALCIDES CARRION
Distrito: Tinyahuarco Revisado: Ing. Félix Olivera M. PLANTA CONCENTRADORA 4000 TPD
ACONDICIONADORZn
ESPESADOR DE Pb
DE MOLIENDA
4
7
6 8
1 2 3
10
A REMOLIENDA
5
9
KENNYPAL
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Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing. Félix Olivera M.DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE FLOTACIÓN
DE ZINC
Elaborado por: UNIVERSIDAD NACIONALBach. Kenny Paul Contreras Leon DANIEL ALCIDES CARRION
Distrito: Tinyahuarco Revisado: Ing. Félix Olivera M. PLANTA CONCENTRADORA 4000 TPD
RELAVE
ESPESADOR ZnMOLINO 8' x 8'
13
4 5 6 7
15 16
2
17
8 9 10 11
1213
14
18
KENNYPAL
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Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing Félix Olivera M.DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE
ESPESAMIENTO Y FILTRADO
Elaborado por: UNIVERSIDAD NACIONALBach. Kenny Paul Contreras Leon DANIEL ALCIDES CARRION
Distrito: Tinyahuarco Revisado: Ing. Félix Olivera M. PLANTA CONCENTRADORA 4000 TPD
CONCENTRADOPLOMO
CONCENTRADOZINC
1 2
3 4
5
8
10
9
AGUA FILTRADA
AGUA FILTRADA
13
14
AGUA
AGUA
6
7
11
12
KENNYPAL
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Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing. Félix Olivera M.DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE PLANTA DE
CAL
Elaborado por: UNIVERSIDAD NACIONALBach. Kenny Paul Contreras Leon DANIEL ALCIDES CARRION
Distrito: Tinyahuarco Revisado: Ing. Félix Olivera M. PLANTA CONCENTRADORA 4000 TPD
FLOTACIÓN
1
2
3
4
5
6
7
7
KENNYPAL
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LEYENDA
CIRCUITO DE CHANCADO
Nº CANTIDAD DESCRIPCION
1 1 Tolvín 30 TMH2 1 Grizzly Vibratorio 3.5' x 14'
3 1 Chancadora de Quijada Austin Western 30" x 42"
4 1 Faja Transportadora N° 1 - 36" x 95'
5 1 Zaranda Vibratoria Simplicity 8' x 24'
6 1 Faja Transportadora N° 5 - 36" x 56'
7 1 Faja Transportadora N° 6 - 36" x 157'
8 1 Chancadora Symons SH 5 1/2'
9 1 Faja Transportadora N° 7 - 36" x 91'
10 1 Stock Pile - Capacidad 10,000 TMS
11 6 Belt Feeder - 36" x 23'
12 1 Faja Transportadora N° 8 - 24" x 134'
13 1 Faja Transportadora N° 9 - 24" x 125'
14 1 Faja Transportadora N° 10 - 24" x 123'
CIRCUITO DE MOLIENDA
Nº CANTIDAD DESCRIPCION
1 1 Molino de Barras COMESA 7' x 12' - I
2 1 Molino de Barras COMESA 7' x 12' - III
3 1 Molino de Barras COMESA 7' x 12' - II
4 2 Bombas Warman 10" x 8"5 1 Nido de 12 Hidrociclones D - 10
6 1 Molino de Bolas COMESA 8' x 10' III
7 1 Molino de Bolas COMESA 8' x 10' II
8 1 Molino de Bolas COMESA 8' x 10' I
9 1 Nido de 4 Hidrociclones D - 10
10 1 Molino de Bolas COMESA 8' x 8'
11 2 Bombas Warman 8" X 6"
CIRCUITO DE FLOTACION DE PLOMONº CANTIDAD DESCRIPCION
1 1 Banco de 3 Celdas DR - 300 Rougher I - Pb
2 1 Banco de 3 Celdas DR - 300 Rougher II - Pb
3 1 Banco de 4 Celdas OK - 8 Scanvenger Pb
4 1 Banco de 2 Celdas Unitarias de 100 ft3 Denver Pb - B1
5 1 Banco de 2 Celdas Unitarias de 100 ft3 Denver Pb - B2
6 1 Banco de 6 Celdas DENVER SUB - A 50 ft3 Cleaner III - Pb
7 1 Banco de 3 Celdas DENVER 50 ft3 Cleaner II - Pb
8 1 Banco de 4 Celdas DENVER 50 ft3 Cleaner I - Pb
9 2 Bombas Warman 8" x 6"
10 2 Bombas Wilfley K –
4
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CIRCUITO DE FLOTACIÓN DE ZINC
Nº CANTIDAD DESCRIPCION
1 1 Super acondicionador 15' x 15' de Zn - N° 1
2 1 Acondicionador 10' x 10' de Zn - N° 2
3 1 Acondicionador 10' x 10' de Zn - N° 3
4 1 Banco de 4 Celdas DR - 300 Rougher I - Zn
5 1 Banco de 4 Celdas DR - 300 Rougher II - Zn6 1 Banco de 4 Celdas OK - 8 Scavenger I - Zn
7 1 Banco de 4 Celdas OK - 8 Scavenger II - Zn
8 1 Banco de 3 Celdas OK - 8 Cleaner II - Zn
9 1 Banco de 2 Celdas OK - 8 Cleaner III - Zn
10 1 Bombas Wilfley K - 4
11 1 Banco de 3 Celdas OK - 3 Cleaner IV - Zn B1
12 1 Banco de 3 Celdas OK - 3 Cleaner IV - Zn B2
13 1 Bomba ASH 10" x 8"
14 1 Molino de Bolas Allis Chalmers 7' x 10'
15 2 Nido de 8 Hidrociclones D – 6
16 1 Banco de 4 Celdas DR - 300 Cleaner I - Zn17 1 Banco de 4 Celdas DR - 180 Scv. Cleaner I - Zn
18 1 Banco de 6 Celdas DR - 100 Scv Cleaner II - Zn
19 1 Bomba Wilfley K – 5
CIRCUITO DE ESPESAMIENTO Y FILTRADO
Nº CANTIDAD DESCRIPCION
1 1 Espesador de Zn - 60' x 10'
2 1 Espesador de Pb - 40' x 10'
3 1 Repulpador de Zn 600 pie3
4 1 Repulpador de Pb 600 pie3 5 1 Bomba Ash 6" x 6"
6 1 Bomba Ash 6" x 6"
7 1 Filtro Prensa NETZCH Pb 88 pie3
8 1 Filtro Prensa NETZCH Zn 95 pie3
9 1 Faja de Transporte de Concentrado Pb 24" x 74.5'
10 1 Faja de Transporte de Concentrado Zn 36" x 74.5'
11 1 Bomba Wilfley 3" x 3"
12 1 Bomba Wilfley 3" x 3"
13 1 Bomba Wilfley 4" x 4"
14 1 Bomba Wilfley 4" x 4"
CIRCUITO DE PLANTA DE CAL
Nº CANTIDAD DESCRIPCION
1 1 Tolva de Cal
2 1 Faja Transportadora de Cal - 6" x 17'
3 1 Molino de Bolas COMESA 5' x 5'
4 2 Hidrociclones D - 6
5 1 Tanque Espesador de Cal 30' x 10'
6 1 Acondiconador de Cal 10' x 8'
7 2 Bomba Wilfley 4" x 3"
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1.6. SERVICIOS AUXILIARES:
Entre las necesidades principales que se tiene en la
Planta Concentradora, campamento de obreros y residencia de
empleados es: el líquido elemento, la energía eléctrica y el
transporte, se hace un breve comentario de cada una de ellas.
AGUA: Este líquido elemento para consumo doméstico
proviene de la laguna Angascancha ubicado aproximadamente
a dos kilómetros de Colquijirca y se almacena en un reservorio
de 20,000 m3, el agua se emplea para consumo industrialproviene del río San Juan y parte de la laguna Pun Run, en
época de escasez para el consumo en las labores de mina se
toma parte del servicio mencionado.
ENERGÍA ELÉCTRICA: El abastecimiento de la
Energía Eléctrica se realiza por medio de dos Centrales
Hidroeléctricas propiedades de la Sociedad Minera "El Brocal"S.A., estas centrales electromotrices se ubican en el río Blanco
y Jupayragra. Las dos centrales hidroeléctricas generan una
tensión de corriente eléctrica de 1800 kv/hr aproximadamente,
para cubrir el déficit la empresa compra parte de la energía
eléctrica a la Empresa Electro Andes. En casos de emergencia
la Sociedad Minera "El Brocal" S.A. cuenta con más de cinco
grupos electrógenos que generan alrededor de 800 kilovatios.El abastecimiento de la energía neumática se realiza mediante
comprensoras estaciónarias y portátiles los que se encuentran
instalados en Smelter y el campamento de Colquijirca,
satisfaciendo en forma completa esta necesidad tan
imprescindible en las labores mineras del sub-suelo como del
tajo abierto.
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TRANSPORTE: El transporte del mineral extraído en
Colquijirca, hasta la planta de tratamiento de Huaraucaca se
efectúa mediante volquetes de 25 toneladas de capacidad,
tanto del tajo abierto como de la mina Marcapunta. Los
vehículos son propiedades de la Sociedad Minera "El Brocal"
S.A.
El transporte del concentrado de plomo y zinc se realiza
con vehículos cuya capacidad de cada uno es de 30 toneladas,
cubriendo desde Huaraucaca hasta el puerto del Callao una
distancia aproximada de 215 kilómetros. El concentrado decobre, el que se procesa por temporadas, se transporta desde
la concentradora hasta la estación ferroviaria de Unish, donde
mediante vagones se trasladan hasta la Fundición Metalúrgica
de La Oroya.
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CAPITULO II
FUNDAMENTOS TEÓRICOS DE LA FLOTACIÓN DE MENAS
POLIMETÁLICAS
2.
Cuando hablamos de menas polimétalicas nos referimos
específicamente a los sulfuros de los metales tales como galena,
esfalerita, marmatita, chalcopirita, argentita, enargita, tetraedrita, pirita,
arsenopirita, etc.
La teoría de la flotación ha evolucionado notablemente en losúltimos años haciendo uso de técnicas cada vez mas sofisticadas y
conceptos novedosos, producto del desarrollo científico de nuestros
tiempos, el solo explicar uno solo de las teorías de flotación o un caso
especifico de adsorción de colector en detalle, requeriría todo el espacio
disponible para el presente trabajo; es por ello que solo describiremos e
ilustraremos muy brevemente las teorías y fenómenos mas importantes.
El fenómeno de la flotación de minerales es quizás uno de los
procesos mas complejos que se conocen, ya que toman parte tres fases
en forma simultanea, y uno de ellos, el mineral, tiene tal heterogeneidad
en su superficie que de por si constituye una variable compleja; los
efectos singenéticos y el gran numero de variables que existen hacen
prácticamente imposible el formular una teoría universal aplicable a todos
los casos o siquiera a un numero importante de los mismos.
El desarrollo de la teoría en flotación parte irremediablemente de
sistemas aislados muchas veces muy distintas a los sistemas
correspondientes a la practica industrial; ello de debe, por ejemplo, a que
en el laboratorio se operan normalmente con sistemas en equilibrio para
poder correlacionarlos con funciones termodinámicas, mientras que en la
practica alcanzar el equilibrio resultaría antieconómicos por los
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prolongados tiempos de acondicionamiento que ellos requiere. Así por
ejemplo hemos encontrado que el tiempo requerido para que el cuarzo
alcance su punto de carga cero es de 36 horas, mientras que en la
practica ello se logra en minutos por al medición del ión férrico.
La teoría mas popular durante los primeros tiempos de la flotación
fue de “insolubilidad” propugnada por Taggart; otras teorías sugieren
posteriormente para explicar satisfactoriamente ciertos sistemas de
flotación, pero no fueron suficiente para explicar otros sistemas; los
investigadores han llegado así a una conclusión unánime, que la
absorción del colector sobre el mineral ocurre a través de diferentesmecanismos cuando los sistemas son diferentes, y aun mas, que en
ciertos casos pequeñas variaciones del sistema tales como pH dan lugar
a mecanismos diferentes.
Dentro del mecanismo de flotación la etapa más importante la
constituye la absorción del colector sobre la superficie del mineral que se
desea flotar; la energía libre de esta absorción ha sido desdoblada comosigue:
2
o o o o o o o
ads elec quim c c c s H H OG G G G G G G
Donde:
º
elecG , es la distribución electrostática a la energía total.
º
c cG , representa la interacción debida a la asociación de las
cadenas hidrocarbonadas de los iones del colector de la interfase.
º
c sG , representa la interacción de la cadena hidrocarbonada con
una superficie hidrofóbica.
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º
quimG , representa la energía libre debida a la formación de enlaces
covalentes con la superficie del mineral.
2
º º
H H O
G G , es la contribución de los efectos de hidratación sobre
el terminal polar del colector y del mineral.
Se acostumbra a incluir todos los términos con
excepción de en un solo termino denominado2
º º
H H OG G .
De acuerdo a los principios termodinámicos siempre que ΔGº
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estudio de la interfase mineral-solución. Esto es explicable si
tenemos en cuenta que el fenómeno de la adsorción del colector o
interacción con el depresor ocurre en la región comprendida dentro
de la doble capa eléctrica (Fig. N° 2.1), y que los métodos
electrocinéticos miden justamente los cambios que ocurren en la
misma, siempre y cuando estos se manifiestan a través de cambios
eléctricos.
Fig. N° 2.1 – Representación esquemática de la doble capa eléctrica y la
caída de potencial a través de ella, la vista izquierda muestra el cambio en
la densidad de carga alrededor del coloide. La derecha muestra la
distribución de iones positivos y negativos alrededor del coloide cargado.
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2.1. NUEVA INTERPRETACIÓN SOBRE LA ACTIVACIÓN DEL
SULFURO DE ZINC:
Todas las interpretaciones sobre la activación de la
esfalerita o sulfuro de zinc, son como las expuestas o
establecidas por investigadores como, Gaudín y
colaboradores, parecidas o en el fondo expresan lo mismo.
En el presente trabajo se trata de encontrar o expresar
los fenómenos que verdaderamente se llevan a cabo en la
activación de la esfalerita o el mecanismo de la activación;para lo que se viene en definir la activación y depresión en el
proceso de concentración de minerales por flotación y como
elementos determinantes los iones. A parte de que el autor del
presente trabajo, establece claramente la activación y la
depresión así como la nueva interpretación de la activación del
sulfuro de zinc; hay en parte de la fundamentación o
sustentación del trabajo, diferentes aspectos de teoría ypráctica de varios autores que nos ayudan a demostrar el
propósito del presente trabajo.
Se considera que solamente ciertas moléculas de las
partículas minerales se activan igual que se deprimen, las
mismas que deciden la suerte de toda la concentración de los
minerales por flotación. Una buena dosificación y ubicación delos reactivos en los circuitos de flotación, nos podrán hacer ver
los fenómenos ocurridos y más que todos los resultados
metalúrgicos en términos de buenas leyes en concentrados y
muy buenas recuperaciones, que son éstos últimos los que
finalmente determinan su buena performance.
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Finalmente éste trabajo; llegue a contribuir con unas
líneas más en la literatura respectiva que coadyuve en la
comprensión, definición y apertura de un resquicio más, para
ampliar el panorama de tan extenso y maravilloso campo de la
investigación y aplicación de la metalurgia en flotación de
minerales. Es el deseo que abriga el autor.
2.2. INTERPRETACIÓN ACTUAL SOBRE LA ACTIVACIÓN DEL
SULFURO DE ZINC:
La concepción que actualmente rige en la activación delsulfuro de zinc por medio del sulfato de cobre en solución; es la
estudiada por Gaudin y colaboradores, los mismos que
llegaron a las conclusiones finales:
En este trabajo se estableció en forma definitiva, que la
esfalerita queda activada por el ión cúprico mediante un
mecanismo de reemplazo del ión zinc de su red cristalina,según la reacción siguiente:
Esta reacción se desarrolla con gran velocidad hasta
que los iones cúpricos reemplazan a los iones zinc en las
tres primeras capas monomoleculares. A continuación la
reacción se desarrolla por un mecanismo de difusión que es
mucho más lento y que sigue una ley parabólica en relación
con el tiempo.
Entonces, en las primeras capas o capas superficiales
de la esfalerita se comporta como mineral de cobre en
presencia de los colectores. Según las concepciones
ZnS Cu CuS Zn
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presentes, el sulfuro de zinc no puede ser colectado por los
colectores, si no son recubiertos por sulfuro cúprico.
2.3. INTERPRETACIÓN MODIFICADA SOBRE LA ACTIVACIÓN
DEL SULFURO DE ZINC:
Habiendo estudiado y observado detenidamente la tesis
que rige en la activación del sulfuro de zinc en la actualidad; he
creído necesario expresar una nueva interpretación, que
insinúo y propicio para aclarar el campo referente a tan
importantísimo tema.
Partiendo de la siguiente reacción química o ecuación:
El zinc por tener mayor actividad química, cede
electrones al ión cúprico, y éste se reduce a cobre metálico o
átomo neutro, lo que da lugar a que se precipite; en cambio el
zinc, pasa al estado iónico, pero permaneciendo en su mayor
parte en la superficie de la partícula de la especie a
concentrarse. Lo fundamental de esto es que el zinc queda
activado por tener iones en la superficie del mineral aptos para
reaccionar con los reactivos colectores, por lo que
establecemos: Que, en la activación del sulfuro de zinc o
esfalerita por el sulfato de cobre en solución, el Zinc queda
ionizado o activado en la superficie de la esfalerita apto para
ser colectado y el cobre iónico pasa a cobre metálico o neutro
el mismo que precipita; es decir, el ión cúprico cumple con
ionizar o activar la esfalerita, mediante la oxidación del zinc y
reducción del cobre.
S Cu ZnCu ZnS º
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2.4. FUNDAMENTOS EN QUE SE SUSTENTA LA NUEVA TESIS:
Los fundamentos o razones en que se sustenta la
presente tesis, son en los principios generales de la teoría de
las disoluciones, teoría de ionización, principios básicos de
electroquímica, actividad de los metales y la experiencia
tecnológica personal en el campo de la concentración de
minerales sulfurados por flotación.
2.4.1. ACTIVACIÓN Y DEPRESIÓN:
Empezaremos poniendo en claro o estableciendo,
que es la activación y depresión en la concentración de
minerales por flotación. Estos términos que son de uso
común en la literatura de flotación como en la práctica
operacional, aún no han sido bien definidos o no
definidos, por lo que las puertas a tan importante campo
de la ciencia y tecnología permanecen hasta elmomento casi cerradas, sin existir una interpretación
clara y debidamente orientada.
Una partícula de mineral puede o no estar
activada, dependiendo que en el proceso de reducción
de tamaño se rompieran las partículas según sus planos
de exfoliación o clivaje, o se rompieronindiscriminadamente sin respetar los planos de
exfoliación o clivaje. En el primer caso, es muy posible
que las moléculas formadas por iones que conforman la
red cristalina sigan conservando su estructura sin
ninguna ruptura de moléculas, en este caso la partícula
es neutra sin vestigios de carga, entonces el mineral o la
partícula no está activada. En cambio en el segundo
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caso, cuando la partícula ha sido rota produciendo
ruptura de moléculas, dislocaciones de iones en su red
cristalina o trizadura de cristales; originando iones,
entonces hay cargas negativas o positivas en el mineral,
lo que indica que el mineral está activado. Todo esto
ocurre en el proceso de reducción de tamaño, si a esto
añadimos lo ocurrido en la formación de la pulpa, ósea,
la mezcla de agua y mineral para continuar con la
concentración entonces aquí se produce la nueva
generación de iones por disolución del mineral en el
agua; cuanto mayor sea la disolución en el agua,entonces la activación es mayor; por supuesto que
solamente son algunas moléculas que se disuelven y
que son suficientes como para ser colectados por los
reactivos correspondientes; pero pueden haber
minerales que no se disuelvan, entonces no hay iones
sobre la superficie de los minerales correspondientes y
en este caso podemos considerar que el mineral estádeprimido. Todo esto podemos considerar como una
generación natural de cargas o iones en la superficie de
los minerales. Ahora, si nosotros hacemos que
artificialmente se incremente iones en la superficie de
los minerales o hacemos que desaparezcan iones en la
superficie del mineral neutralizándola; entonces estamos
activando en el primer caso y deprimiendo el mineral enel segundo caso. Claro está entonces; que activar, es
crear iones positivos o negativos en la superficie del
mineral y deprimir es hacer neutra la superficie del
mineral eliminando todo vestigio de cargas positivas o
negativas, en suma es hacer desaparecer iones.
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En el caso que tratamos de la esfalerita, antes de
añadir sulfato de cobre, la molécula es neutra y al añadir
iones cúprico, la esfalerita se activa, es decir, el zinc
cede electrones al ión cúprico para quedar cargado
positivamente o lo que es lo mismo activado; en cambio
el ión -cúprico al recibir electrones se neutraliza y queda
como cobre metálico, el mismo que precipita. De está
manera la interpretación actual de la activación del
sulfuro de zinc queda de lado, porque no se forma
sulfuro cúprico en la superficie del mineral de zinc y si
se formara serían con iones libres que no están ligadosa la superficie del mineral. Por que la forma de activar el
zinc es haciéndolo iónico para poder reaccionar con el
anión del colector y no activar el zinc por recubrimiento
de la superficie de la esfalerita por moléculas de sulfuro
cúprico para poder ser flotadas.
2.4.2. EL AGUA:
Es el elemento con el cual se efectúa la flotación
de los minerales. El agua tiene ciertas propiedades
específicas que la hacen de considerable interés
teórico-práctico en el proceso de flotación. Las
moléculas de agua están formadas por dos átomos de
hidrógeno y uno de oxígeno que está ligado por mediode dos enlaces covalentes. La naturaleza resonante de
estos enlaces hace que los átomos de hidrógeno con
respecto al oxígeno, formen entre sí un ángulo de
109°30'. Dicho ángulo es la causa de la distribución
asimétrica de las cargas eléctricas dentro de la molécula
de agua. Las cargas asimétricas entre sí que comunica
a la molécula de agua fuertes propiedades polares. Este
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dipolo cuyo momento se calcula en 1.84x1018 unidades
electrostáticas, es la causa de las notables propiedades
del agua con un solvente fuerte. Por está razón disuelve
a los sulfuros en sus respectivos componentes; en tal
cantidad que se pueden considerar suficientes, como
para cumplir en muchos casos con el objetivo de
flotación en una forma excepcional, sin tener que añadir
reactivo que complemente su disolución del mineral en
el seno del agua.
2.4.3. LOS SULFUROS:
Son minerales que se solubilizan en el agua en
algún grado quizá imperceptible, pero lo bastante como
para tener en la superficie de las partículas presencia de
iones del mineral correspondiente. Éstos son los que
determinan en sí su flotabilidad. Es importante decir,
que los iones que mejor o casi en su totalidad cumplencon la flotación son los iones que prevalecen en la
superficie de los minerales o partículas, que gracias a
ellas son seleccionadas por los reactivos colectores; en
cambio las moléculas que se ionizan y dan iones libres,
es decir, los iones que se desprenden de la superficie
de las partículas, no son los que coadyuvan en la
flotación de sus especies correspondientes, porquesimplemente reaccionan con los colectores o en su
defecto con los depresores o activadores y por tanto su
actividad queda sola o exclusivamente con ese ión, no
tiene influencia en las demás partículas o si tiene, éste
es muy secundario.
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2.4.4. DIMENSIONES, CARGAS DIFERENTES DE LOS
IONES ZINC Y CÚPRICO:
Siendo el ión cúprico de menor radio iónico que el
ión zinc, como también con menor actividad química y
con potenciales electrolíticos diferentes, donde el ión
cúprico es siempre menos soluble que el ión zinc a
25°C, así:
Cu Zn
Radio iónico en A° 0.72 0.83
Actividad química Menor Mayor
Potenciales electrolíticos en voltios a25°C
+ 0.34 -0.76
Esto nos indica que el ión cúprico no puede
reemplazar al ión zinc en su red cristalina, por tanto ni
pensar en formaciones de cristales mixtos o combinados
o isomorfos por reemplazo o sustitución de iones porque
el ión cúprico en presencia del zinc es inmediatamente
reducido a un átomo neutro.
2.4.5. PILA VOLTAICA O PRIMARIA:
Los fenómenos que se llevan a cabo en una pila,
son un fundamento consistente para el caso, así:
Cuando dos electrodos distintos; en este caso
uno de zinc y otro de cobre, son sumergidos en
disoluciones de sus iones respectivos, se disponen de
modo que las disoluciones estén en contacto, pero sin
mezclarse, por impedirlo generalmente un tabique
poroso, tal combinación constituye una pila Voltaica o
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Galvánica, como se muestra en la Fig. Nº 2.4.5.1. En la
pila representada al cerrar el circuito, el electrodo de
zinc que es el más negativo de los dos, cede electrones
al electrodo de cobre con una fuerza electromotriz de
1.1. Voltios, porque al disolverse iónicamente el zinc, los
electrones que quedan sobre él establecen un potencial
que es 1.1. voltios más negativo que el potencial del
electrodo de cobre. Considerando las reacciones que se
desarrollan en los electrodos. En el zinc, la reacción es:
Esto es, el zinc se oxida; la oxidación tiene lugar
en éste electrodo que constituye el ánodo. En el
electrodo de cobre, al que son atraídos los iones
cúpricos, éstos se reducen al estado metálico. En el
cobre la reacción es:
Esto es, la reacción tiene lugar en el electrodo de
cobre que constituye el cátodo. La reacción en conjunto,
es una de desplazamiento, el zinc desplaza al ión
cúprico:
Su diagrama representado es:
e Zn Zn 2
º2 CueCu
ºCu ZnCu Zn
CuCu Znn Z
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Fig. Nº 2.4.5.1 – Pila voltaica o primaria
2.4.6. SERIE ELECTROMOTRIZ DE LOS METALES:
Es otro fundamento igualmente consistente el
orden de actividad de los metales. En esta serie
electromotriz, los metales están dispuestos por orden
decreciente de actividad química esto es, de su
tendencia a formar iones positivos por pérdida de
electrones. El zinc, está por encima del cobre en la
serie; si se pone zinc metálico en una disolución de
sulfato cúprico, el cobre es desplazado por el zinc,
obteniéndose cobre metálico, mientras que el zinc se
disuelve, así:
El zinc cede electrones al ión cobre. Las Fig. Nº
2.4.5.1, nos demuestran en forma clara e indiscutible
ZnCu ZnCu
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que el ión cobre se neutraliza y queda corno cobre
metálico en presencia del zinc y éste en cambio queda
como zinc iónico o activo.
La serie electromotriz es:
Litio – Rubidio – Potasio – Sodio – Bario – Calcio
Magnesio – Aluminio – Manganeso – Zinc – Hierro –
Níquel Estaño – Plomo – Hidrógeno – Cobre – Plata –
Mercurio –Platino – Oro.
2.4.7. LA EXPERIENCIA DEL OPERADOR:
Nos hace ver, que no habiendo una buena
ubicación de los puntos de alimentación de los reactivos
en el circuito de flotación zinc, sobre todo en lo referente
a la cal, sulfato de cobre y colector; entonces no se
logra en su máximo la activación, el colector es reducidoen su objetivo y por lo tanto el elemento valioso se
desplaza al relave. Es decir, el sulfato de cobre en
solución o iónico está en lo mejor de sus estados para
reaccionar químicamente con la cal, con el colector y lo
que queda de cobre iónico, cumple parcialmente con
activar el zinc; de ahí que se puede enmascarar la
interpretación y aparecer en el concentrado zinc, elxantato cúprico, que seguramente es arrastrado
mecánicamente o por afinidad, pero no porque se haya
formado el sulfuro cúprico, en las primeras capas de la
esfalerita y sea el origen y razón de la colección de la
esfalerita.
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2.5. ACTIVANTES DE LOS MINERALES SULFURADOS DE
ZINC:
La activación de la blenda ha sido objeto, de numerosos
trabajos que han tratado, bien sobre la acción del pH, bien
sobre la acción de cationes como el cobre o la plata.
Recientemente, ha sido demostrada una activación debida a la
ionización del colector sulhidrílico. El mecanismo de la flotación
de la blenda con los compuestos sulfhidrílicos de diferentes
actividades, ha sido interpretada por varios autores (E. M.
Eyring y M. E. Wads-worth, 1956) como la quimiadsorción demoléculas no ionizadas de colector sobre los puntos
superficiales hidratados. La adsorción de los grupos hidróxilos
sobre la superficie de la Blenda puede ser representada por el
equilibrio siguiente:
La adsorción de moléculas neutras RSH sobre los
puntos de superficies hidratadas puede ser representada por:
Los trabajos de J. Steininger (1967) muestran que solo
los colectores sulfhidrílicos con un débil grado de ionización
pueden flotar la blenda. Los colectores ionizados no pueden
remplazar a los grupos hidróxilos como consecuencia de la
débil energía de formación de sales de zinc. Cuando el 95%
del colector se ioniza, la flotación es inhibida. Además, un pH
ácido, que reduce el número de puntos de superficies
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hidratadas, frena o disturba la adsorción del colector. Estos dos
efectos explican que la Blenda flote mejor con los compuestos
sulfhidrílicos menos ácidos y se encuentra activado en los pH
del orden 8 –9. La cinética de la flotación se, encuentra
ampliamente afectada por los efectos descritos
precedentemente. El modo de activación de la blenda más
conocido es la activación por el cobre. Esta, activación parece
basada sobre el hecho de que el sulfuro de cobre es menos
soluble que el sulfuro de zinc y la acción queda interpretada
como un intercambio de iones Cu++ y Zn++ en la
superficie de la blenda.
J. F. Gates y L. K. Jacobsen (1925) encontraron lo que
se cree unas (concentraciones importantes de CuSO4 en una
capa insoluble descubierta por microscopio sobre los granos
de blenda.
S. F. Ravitz y W. A. Wall (1934) estudiaron lasrelaciones entre el tamaño de las partículas de blenda y las
cantidades de Cu2+ adsorbidas. Trabajando sobre unas
partículas inferiores a 40mm, notaron que las cantidades
adsorbidas correspondían a la formación de una capa
monomolecular. R. Sato (1950, 1951) estableció por difracción
electrónica que había formación de una capa formada de
cristalitos. Cuando a continuación hizo adsorber xantatos, esteautor tuvo la prueba de la formación de una capa
multimolecular de xantato de cobre. El mismo autor (1951)
estudió una activación semejante con iones Pb y Cd, pero la
difracción electrónica no pudo dar resultado, porque el espesor
de la capa de xantato de Pb y de Cd era demasiado pequeño.
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Sin embargo, se observa en la blenda, y por otro lado en
la pirita, que la activación es real a pH básico y a pH ácido,
pero en las inmediaciones de la neutralidad se nota una
depresión (Fig. Nº 2.5.1).
Fig. Nº 2.5.1 – Efecto del pH sobre la flotación de la blenda (1) y la pirita (2)
activados por el sulfato de cobre
Según A. M. Gaudin (1957), se tiene una buena flotación
cuando los iones de cobre reactúan con el etilxantato para
formar un xantato cúprico que se descompone en xantato
cuprífero y en dixantógeno.
A los pH cercanos a la neutralidad se formarían,
según J. Steininger los complejos básicos entre el xantato y el
cobre que provocarían depresión; complejos de la forma
RSSRCuRS RS Cu 212
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Cu(OH)RS. Este complejo no podría medir a pH fuertemente
básico o ácido, porque la concentración en iones de cobre
monohidróxilos Cu(OH)++ es demasiado baja.
La plata es también un activante de la blenda y se nota
también la presencia de plata metálica como la del sulfuro de
plata en la superficie de la blenda. Los autores (A. M. Gaudin,
M. R. Spedden y M. Corriveau, 1950) ha afirmado que las
cantidades de cobre necesarias son muy débiles y que la
adsorción es inmediata y limitada, mientras que los iones Ag
tienen una acción lenta, pero su adsorción aumenta con eltiempo sin que se alcance netamente una limitación. Estas
constataciones permiten pensar (P. Blazy, 1966), que en la
activación con el ión de plata se trataría de la creación de un
edificio epitáctico (superposición posible de las redes de la
blenda, de la plata y del sulfuro de plata) que, una vez que la
nucleación superficial orientada se estableciera, podría
desarrollarse bajo forma de multicapa.
Otros autores (A. M. Gaudin, 1957) se basan en el
hecho de que es necesario tener dos iones Ag+ para cada ión
Zn++ para pensar que se trata de una reacción de intercambio;
sin embargo, no aportan razones satisfactorias para explicar la
cinética diferente de la reacción con los iones Ag+ y Cu++.
El papel activante del oxígeno sobre la blenda ha sido
demostrado por numerosos trabajos (J. C. Nixon, 1957; F.
Spaldon y S. Kmet, 1964). J. C. piensa que la acción del
oxígeno se hace indirectamente gracias a las impurezas de
hierro y de manganeso.
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Es necesario notar que pequeñas cantidades de cianuro
impiden la activación por el cobre. Según A. M. Gaudin D. W.
Fuerstenau y G. W. Mao (1959), el cianuro daría con el cobre
complejo cuprocianhídrico. Se asiste a una acción idéntica por
parte del propileno diamina, de etileno diamina y del pirofosfato
de sosa. El fenómeno de desactivación por el cianuro, de la
blenda activada por la plata, más complejo; según A. M.
Gaudin, D. W. Fuerstenau y M. M. Turkanis, (1957), estaría
ligada a la presencia de oxígeno.
Los resultados semejantes a los de la activación dela blenda por el Cobre fueron obtenidos con la galena y sales
de mercurio HgCl2. Se encuentra sobre la superficie una capa
de HgS. La capa obtenida por la reacción de Hg2+ fue de un
espesor superior a una capa monomolecular.
De estos ejemplos, se puede pensar que la activación
de los minerales sulfurados está asegurada sobre todo por unareacción química.
La superficie del sulfuro se reemplaza por una capa
superficial de espesor relativamente débil. El fenómeno es no
reversible generalmente. Se puede descomponer el proceso de
activación de los minerales sulfurados en dos fases (P. Blazy,
1966):
a) Adsorción del ión metálico y constitución de un edificio
epitáctico sobre la superficie del sulfuro, o reemplazamiento
de iones de la superficie o creación de «orificios» por el ión
metálico;
b) Adsorción del colector sobre la nueva superficie creada.
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2.6. INCIDENCIA DE LA REMOLIENDA EN LA PERFORMANCE
METALÚRGICA DEL ZINC:
Con el objeto de mejorar la metalúrgica en el circuito de
zinc, se han efectuado estudios metalúrgicos cuya conclusión
indica que los sulfuros de zinc de Colquijirca, necesitan
molerse a granulometrías del orden de 85% bajo 74µ para ser
eficientemente beneficiados. A fin de determinar las
granulometrías óptimas de flotación, tanto para la etapa
rougher así como para la etapa scavenger del circuito de zinc,se ha aplicado la técnica estadística del diseño hexagonal. Los
resultados indican que una molienda por etapas en este
circuito es la adecuada; ya que la esfalerita, presenta un
amplio rango de liberación, de 30µ a 80 µ, para poder ser
progresivamente recuperados.
El circuito respectivo ya se viene implementando en laConcentradora Huaraucaca, y se estima que con solamente
1% de incremento en la recuperación de zinc, es posible pagar
la inversión efectuada en un breve plazo. Durante varios años
se han venido efectuando diversas pruebas experimentales
orientadas a mejorar la metalurgia en el circuito de zinc. Todas
ellas han arribado a una única conclusión; que los sulfuros de
zinc de este yacimiento precisan de un pronunciado grado deliberación para ser eficientemente beneficiados.
Granulometrías que oscilan entre 70% y 75% bajo la
#200, han sido consideradas como óptimas para conseguir ex-
celente metalurgia en este circuito. La Concentradora procesa
un mineral polimetálico de Cobre, Plomo, Plata y Zinc. De
acuerdo a análisis mineragráficos, se ha determinado que la
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liberación de la galena ocurre en un rango de tamaños de 120µ
a 150µ, y la liberación de la esfalerita-marmatita toma lugar en
un rango de 30µ a 80µ.
La capacidad actual de esta Concentradora es de
7000TMSD. A este tonelaje se ha llegado a través de
progresivos incrementos efectuados en los últimos años, en
donde se ha incluido principalmente en ampliar la circuito de
chancado, expandir el circuito de molienda; efectuándose sólo
una optimización de parámetros tanto en los molinos así como
en los clasificadores, así con la instalación de los cedazosvibratorios en reemplazo de los ciclones.
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CAPITULO III
3.
3.1. MEDICIÓN DEL POTENCIAL ( ) DEL SULFURO DE ZINC:
Cuando las partículas de una pulpa se desplazan en
relación al fluido, surge un plano en el cual la doble capa
eléctrica se parte, el plano de cizallamiento.
Este desplazamiento diferencial de las partes de la
doble capa eléctrica origina un potencial eléctrico llamado
potencial zeta o potencial electrocinético, el cual puede ser
medido por diferentes métodos. El punto donde el potencial
zeta se anula se denomina punto isoeléctrico (PIE).
La medición Σ nos muestra sin embargo en forma
objetiva y visual el fenómeno de la activación de ZnS con Cu++
y la subsecuente adsorción del xantato Fig. Nº 3.1.1.
Las mediciones del Σ para el ZnS en presencia de
xantato hexílico, cuyas curvas se muestran en la Fig. Nº3.1.2., indican que este colector es absorbido sobre la
superficie del sulfuro a pesar de que su carácter aniónico no lo
hace compatible con la superficie negativa del ZnS.
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Fig. N° 3.1.1 –
Potencial Zeta del ZnS como función del pH en ausencia y
presencia de CuSO4.5H 2 O y xantato etílico, concentraciones de 25mg/l de
CuSo4.5H 2 O y 25mg/l de xantato etílico.
Fig. N° 3.1.2 –
Isoterma Potencial Zeta –
pH con y sin 1.25x10 -4
mol/l de
hexilxantato, también se muestra la isoterma Potencial Zeta – pH para el xantato
de Zinc precipitado.
De acuerdo al espectro de adsorción de radiación
infrarroja mostrada en la Fig. Nº 3.1.3., el compuesto formado
en la superficie de la blenda es el xantato hexálico de zinc, el
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cual previamente precipita en la solución y es luego absorbido
sobre la superficie del sulfuro.
Fig. N° 3.1.3 – Espectro de adsorción de: (a) esfalerita, (b) xantato hexilico de
zinc y (c) esfalerita en contacto con xantato hexilico a pH 5.5.
Las curvas de la Fig. Nº 3.1.4 corroboran la flotabilidad
de la blenda luego de la interacción con el xantato hexílico,
mostrando igualmente que con xantatos de menos carbones la
flotación es menos efectiva.
Fig. N° 3.1.4 – Influencia del tipo de xantato en la flotación de la blenda
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para formar el hidróxido de zinc o el xantato amilico de zinc de
acuerdo a la siguiente reacción:
AX = Xantato Amílico, K = 3.4 x 104
De tal modo que con concentraciones del xantato que
superen la relación indicada, , se
puede lograr la flotación de la esfalerita, aun a pH alcalinos ysin el concurso de agente activantes.
La activación de la esfalerita por los iones cúpricos es
bastante conocida y practicada en la flotación industrial del
mismo.
Sin embargo otros iones metálicos normalmente
presentes en las pulpas minerales como los agentes, también
activan la esfalerita; As, Sb, Co, Pb, Cd, Ag, Hg y Bi entre
otros; la efectividad de estos elementos como activadores se
debe a que las sales y/o sulfuros de los mismos responden
igualmente bien a la flotación con xantatos.
Después de la esfalerita ha adsorbido el metal activante,
su superficie exhibe un comportamiento, durante la flotación,
similar al del sulfuro del elemento activador.
La activación de la esfalerita por iones cúpricos ocurre
de acuerdo a la siguiente reacción:
2 2
2 2 Zn AX OH Zn OH AX
4/ 3.4 10 AX OH
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El alto valor de K es indicativo de la gran afinidad del
Cu++ por la superficie de la esfalerita, y motivan que puede
lograrse una efectiva activación y flotación, con pequeñas
adiciones de Cu++.
La desactivación y depresión del ión activador de la
superficie de la esfalerita, puede ocurrir con la adición de
cantidades suficientemente grandes de una sal de zinc hasta
superar el valor de 6x1010 (Cu).
Sin embargo el producto de solubilidad de la esfalerita
es tan grande con respecto al del sulfuro del metal activadorque la única manera efectiva de controlar el radio Zn/Cu es
mediante el concurso de agentes acomplejantes tales como el
cianuro.
La desactivación de la esfalerita mediante la adición de
cianuro es empleada en la práctica industrial por su efectividad
para eliminar el cobre y plata de la superficie de la esfalerita;
en el caso de activación por iones plomo la adición de acetato
de zinc extrae los iones de plomo de la superficie y desactiva
efectivamente la esfalerita.
Se han evaluado otros agentes acomplejantes como el
amoniaco, EDTA, etc., para la desactivación de la esfalerita
106 10
ZnS Cu CuS Zn
Zn K
Cu
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pero desafortunadamente ninguno actúa con la efectividad del
cianuro.
Quizás uno de los trabajos mas elaborados en la teoría
de flotación es el realizado por R. Woods sobre la teoría
electroquímica de flotación de sulfuros.
En forma análoga a la metodología empleada para el
estudio de la corrosión de metales, la voltimetría célica, en el
cual el potencial es variado linealmente con respecto al tiempo,
y el flujo de corriente registrado como función del potencial, seha aplicado el estudio de la interacción del colector y depresor
con la superficie de los sulfuros, en este caso el mineral hace
las veces de electrodo mixto.
La aplicación de esta técnica ha permitido explicar con
mayor claridad y contundencia que cualquier otra el tan
conocido efecto del oxigeno en la flotación de los sulfurosempleado xantatos como colector.
3.2. PUNTO DE CARGA CERO:
Existe un conjunto de iones directamente relacionados
con la composición de los sólidos, que determinan el potencial
de una especie dada.
El punto de carga cero, PZC (“point of zero charge”) se
define como el logaritmo negativo de la actividad de uno de los
iones determinantes de potencial correspondiente a la carga
real de superficie nula.
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ÓXIDO PZC (pH)
SiO2, silice gel 1-2
SiO2, cuarzo-alfa 2-3
SnO2, casiterita 4,5ZrO2, zircón 4
TiO2, rutilo 5,8-6,7
Fe2O3, hematita natural 4,8-6,7
Fe2O3, hematita sintética 8,6
FeOOH, goethita 6,8
Al2O3, corindón 9,1
MgO, magnesita 12
3.3. TIPOS DE COBRE EN UN CONCENTRADO DE Cu:
Un análisis de %Cu en microscopia tiene varios
significados, por ejemplo la presencia de covelita(cv) indicará
la presencia de cobres secundarios que provienen de zonas
alteradas a partir de los cobres primarios(cp).
Ambos no tienen contenidos importantes de plata niarsénico antimonio como es el caso de los “cobres Grises”
(tetraedrita – tennantita – Fig. Nº 3.3.1).
Pero los cobres secundarios pueden seguir oxidándose
hasta convertirse en sulfato de cobre natural o Calcantita (se
asegura que la calcopirita se oxida a bornita y que esta en solo
15 días de permanencia en una cancha de minerales pasa asulfato de cobre – Fig. Nº 3.3.2).
Por lo que su presencia significará elevados consumos
de sulfato de zinc para evitar activaciones indebidas de zinc en
la flotación Bulk.
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Entonces un análisis químico de la ley de cobre nunca
será suficiente, las especies mineralógicas son importantes
para el concepto metalúrgico.
Fig. Nº 3.3.1 –
Tetraedrita –
tennantita
Fig. Nº 3.3.2 - 15 días de permanencia en una cancha de minerales pasa a
sulfato de cobre
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3.4. FLOTACIÓN DEL SULFURO DE ZINC EN PRESENCIA DE
COBRES SECUNDARIOS
Una manera distinta de averiguar la flotabilidad de los
sulfuros metálicos, exige la observación del medio en el cual se
practica la metalurgia de la flotación, en tal sentido es nece-
sario utilizar el concepto de % de líquido en volumen, paralelo
al del % de sólidos en peso:
Por otro lado se hace necesario no solo manejar datos
de % de concentración en la preparación de un determinado
reactivo sino también averiguar cuan diluido estará éste dentro
del agua que forma parte de la pulpa: que es el medio donde
modificara su estado. Ahora veamos que ocurre en una planta
concentradora por flotación si se analiza la concentración
molar de cualquier reactivo en el agua de la pulpa (Cuadro Nº
3.4.1).
CUADRO Nº 3.4.1
Capacidad de Planta (TM/ día) 4800 4800 4800 4800 4800Densidad de la pulpa (D = Kg/Lt) 1350 1350 1350 1350 1350Gravedad específica de la pulpa (Gs) 3.24 3.24 3.24 3.24 3.24% de sólidos en peso (%Sp) 37.50 37.50 37.50 37.50 37.50% de Líquido en volumen (%Lv) 84.38 84.38 84.38 84.38 84.38Caudal de la pulpa (m3 /día) 5362 5362 5362 5362 5362
Caudal de agua (m3 /día) 4359 4359 4359 4359 4359
1
1100%
Gs D
DGsSp
1
100%
Gs
DGs Lv
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NaHSO3 NaCN Z-11 CuSO4 F-70Consumo de reactivo (Kg/día) 1147 527 331 307 202Consumo de reactivo (Kg/TM) 0.239 0.1097 0.069 0.064 0.042Caudal de adición de reactivo (cm3 /min) 17205 2635 2317 1228 20200
Preparación del reactivo (%Conc. Química) 15 5 7 3 – 5 100Peso Molecular del reactivo (PM) 104.10 49 158 159.50 250Nº Moles del reactivo (Peso en Kg/PM en mol Kg) 11.018 10.755 2.095 1.925 0.808Concentración Molar del reactivo (Nº Moles/m3 solución) 0.0025 0.0025 0.036 0.0366 0.057
Todos los reactivos utilizados nos muestran
concentraciones
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Fig. Nº 3.4.1 - Diagrama Eh-pH Cu-H 2 O
3.5. REACCIONES QUÍMICAS PARA CADA ESTADO DE
OXIDACIÓN:
A continuación en la Fig. Nº 3.4.1 las posiblesreacciones químicas a partir del ordenamiento por pisos de los
componentes para cada estado de oxidación.
Las flechas indican los cambios posibles que sufre el Cu
en el agua, los que se transforma en reacciones químicas
estequiométricamente balanceadas que dependiendo del tipo
de equilibrio: electroquímico, mixto ó acido-base se aplicaran
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las ecuaciones termodinámicas de Nernst o de la Constante de
Equilibrio para transformarnos en ecuaciones matemáticas y
graficándolos en un diagrama eth-pH para una concentración
del reactivo originalmente adicionado.
Fig. Nº 3.4.1 – Las posibles reacciones químicas
3.6. CAMBIOS DE ESTADO DE OXIDACIÓN, REACCIONESQUÍMICAS Y ECUACIONES MATEMÁTICAS, PARA
GRAFICAS EL DIAGRAMA DE th – pH:
Las ecuaciones termodinámicas que han hecho posible
la transformación de reacciones químicas a ecuaciones
matemáticas lineales, son las siguientes:
Cu+ Cu 1° Cambio de estado del componente
Cu- + e- Cu 1° Reacción química
eTh = 0.38 Voltios 1° Ecuación
Cu2O Cu 2° Cambio de estado del componente
Cu2O + 2H+ + 2e- 2Cu + H2O 2° Reacción química
eTh = 0.47 voltios + -0.057 pH 2° Ecuación
Estado de Oxidación 2
Estado de Oxidación 1
Estado de Oxidación 0
Cu++ CuO Cu(OH)2 HCuO2- CuO2-
Cu+ Cu2O
Cu
1 23
4 56 7
8
910
1112 13
14 15 16 17
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Cu2O Cu+ 3° Cambio de estado del componente
Cu2O + 2H+ 2Cu+ + H2O 3° Reacción química
pH = 1.65 3° Ecuación
Cu++ Cu+ 4° Cambio de estado del componente
Cu++ + 1e- Cu+ 4° Reacción química
eTh = 0.15 voltios 4° Ecuación
CuO Cu+ 5° Cambio de estado del componente
CuO + 2H+ + 1e- Cu+ + H2O 5° Reacción química
eTh = 0.76 voltios + -0.11 pH 5° Ecuación
Cu(OH)2 Cu+ 6° Cambio de estado del componente
Cu(OH)2 + 2H+ + 1e- Cu+ + 2H2O 6° Reacción química
eTh = 0.84 voltios + -0.11 pH 6° Ecuación
HCuO2- Cu+ 7° Cambio de estado del componente HCuO2
- + 3H+ 1e- Cu+ + H2O 7° Reacción química
eTh = 1.73 voltios + -0.17 pH 7° Ecuación
CuO2-- Cu+ 8° Cambio de estado del componente
CuO2-- + 4H+ + 1e- Cu+ + 2H2O 8° Reacción química
eTh = 2.51 voltios + -0.23 pH 8° Ecuación
Cu++ Cu2O 9° Cambio de estado del componente
2Cu++ + H2O + 2e- Cu2O + 2H+ 9° Reacción química
eTh = 0.06 voltios + 0.06 pH 9° Ecuación
CuO Cu2O 10° Cambio de estado del componente
2CuO + 2H+ + 2e- Cu2O + H2O 10° Reacción química
eTh = 0.67 voltios + -0.06 pH 10° Ecuación
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Cu(OH)2 Cu2O 11° Cambio de estado del componente
2Cu(OH)2 + 2H+ 2e- Cu2O + 3H2O 11° Reacción química
eTh = 0.75 voltios + - 0.06 pH 11° Ecuación
HCuO2 Cu2O 12° Cambio de estado del componente
2CuO2- + 4H+ + 2e- Cu2O + 3H2O 12° Reacción química
eTh = 1.64 voltios + -0.11 pH 12° Ecuación
CuO2 Cu2O 13° Cambio de estado del componente
2CuO2-- + 6H+ + 2e- Cu2O + 3H2O 13° Reacción química
eTh = 2.42 voltios + -0.17 pH 13° Ecuación
Cu++ CuO 14° Cambio de estado del componente
Cu++ + H2O CuO + 2H+ 14° Reacción química
pH = 5.38 14° Ecuación
CuO Cu(OH)2 15° Cambio de estado del componente CuO + H2O Cu(OH)2 15° Reacción química
No hay intercambio de protones ni intercambio de
electrones, por lo que no tiene equilibrio ácido base,
electroquímico ni mixto.
* El Cu(OH)2 es menos estable que el CuO y esobtenido neutralizando una solución de CuSO4.
Cu(OH)2 HCuO2- 16° Cambio de estado del componente
Cu(OH)2 HCuO2- + H+ 16° Reacción química
pH = 15.74 16° Ecuación
HCuO2- CuO2= 17° Cambio de estado del componente
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HCuO2- CuO2= + H+ 17° Reacción química
pH = 13.70 17° Ecuación
3.7. CONSTRUCCIÓN DEL DIAGRAMA TENSIÓN – pH:
En la construcción del diagrama Eth - pH siempre se
encuentran tres tipos de equilibrio:
3.7.1. EQUILIBRIO ÁCIDO – BASE:
Se denomina así cuando en la reacción químicano hay intercambio de electrones pero sí hay
intercambio de protones (H+). No hay cambio de estado
de oxidación.
En un equilibrio Ácido-Base, se debe aplicar La
Formula de la Constante de Equilibrio.
Donde:
R = 2 calorías/Mol-°K
T = 284°K (Temperatura ambiente en una mina
peruana 11°C)
u°i= Potencial químico Standard de cada
componente en calorías
G°= Variación de la Energía Libre Standard
Por otro lado también:
2.3026
tan
G R T LogK
a productos K
a reac tes
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T = 284 °K (Temperatura ambiente en una mina
Peruana 11°C)
n = X numero de electrones transferidos
F = 23.060 Cte. de Faraday (Cal./vol.xequivalente electroquímico)
pH = -Log(H+)
3.7.3. EQUILIBRIO MIXTO:
Se denomina así, cuando nos encontramos en un
equilibrio ácido base y electroquímico. Hay transferencia
de protones y electrones. En un equilibrio se aplica laecuación de Nernst.
Donde:
eTh = Potencial de oxido reducción
e°Th = Potencial Standard
ni = Potencial Químico Standard de cada componente
G = Variación de Energía Libre
G° = Variación de Energía Libre Standard
n° = Potencial químico Standard de cada componente (cal.)
R = 2 calorías/Mol °K
T = 284°K (Temperatura ambiente en una mina Peruana 11°C)
n = X numero de electrones transferidos
F = 23.060 Cte. de Faraday (Cal./vol.xequiv. electroquímico)
pH = -Log(H+)
G° = Suma (Coeficiente estequiométricoxPotencial químico Std)PRODUCTOS
-Suma (Coeficiente estequiométricoxPotencial químico Std)REACTANTES
h h
h
R T a oxidacionet e t Ln
n F a reduccion
Get
n F
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3.8. RESULTADOS METALÚRGICOS:
El mineral tiene el siguiente análisis químico:
ENSAYESTMSD %Zn %Pb %Cu Ag* %Fe
Mineral 4800 5.84 2.48 0.11 14.12 14.00* (Onz/TM)
STANDARD DE INVESTIGACIÓN A NIVEL DE LABORATORIO Condiciones
Molino deBolas Celda CuSO4 Z-11 Esp FT-70Gravedad Específica Gs 3.24 2.69Densidad de Pulpa Kg/lt 1.35 1.49% de Sólidos en Peso %Sp 37.50 43.69R3m/l 29 51Lt. Pulpa / Kg Mineral 0.751 1642Cm Pulpa 72.69 1642Volumen de mineral cm 358 245 400Volumen de H2O cm 461 1369 70Tiempo min 10 – 12 8Molienda %Acum -200# 70 70Dosificación reactivo (g/TM) 400 70 9 (gotas)
El objetivo de la investigación es optimizar el uso de
reactivos y condiciones de operación de tal forma que se
ejecute la prueba metalúrgica sólo y únicamente si se ha
logrado llegar al rango del potencial de oxido reducción (en mili
voltios) deseado.
ESTÁNDAR1° 2° 3°
FT-70 (gotas) 9 9 9CuSO4 (g/TM) 400 400 400Z-11 (g/TM) 70 70 70Eth ( mV) 182 46 -110pH 6 10 11.5T (°C) 18.49 17.62 15.43
Se puede observar que la pulpa inicial del mineral con
cobre secundario tiene un potencial de oxido reducción positiva
-
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de 182mV y un pH de 6: pues de acuerdo a las deducciones
anteriores no va a flotar el Zn. Pero en la medida en que se
incrementa el pH va cambiando el ORP hasta un valor ne-
gativo, cercano al punto de mayor flotabilidad.
Esto exige buscar la dosificación óptima de los
diferentes reactivos y mejorar las condiciones de operación.
-1 0 1
FT-70 (gotas) 6 9 12
CuSO4 (g/TM) 0 300 600Z-11(g/TM) 50 75 120
pH 6 10 11.50
%Sp 62.40 37.50 28.80
Las condiciones finales nos muestran que incluso se
debe prescindir del uso del CuSO4 como activador del ZnS
porque el sistema genera su propia solución de cobre. Está
demostrado que la presencia del Cu2O es el que genera la
flotabilidad del ZnS. A estas condiciones se corre una prueba
metalúrgica abierta para encontrar una respuesta rápida a la
investigación.
FT-70 (gotas) 9
Z-11 (g/TM) 50
CuSO4 (g/TM) 0
Eth (mV) -80
pH 12,00
T (°C) 18.69
%Recuperación Zn 86.16
%Recuperación Cu 40.39
%Sp 47
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Esta alta recuperación de Zn, obliga a realizar una
prueba metalúrgica cerrada, simulando las condiciones de
operación de nuestra planta.
REACTIVOS (g/TM) TIEMPO (min) ORP(mV)pH CuS04 Z-11 FT-70 Cond. Molienda Acond. Flotación
Molienda 6 Acond # 1 11.50 0 2 Acond # 2 0 70 10 2Zn Rougher 20 9 20 3 -80
Zn Scavenger 10 1 2Remolienda 2
Zn 1ra Cleaner 1 3Zn Scav-Cleaner 1 2Zn 2da Cleaner 1 2
Zn 3ra Cleaner 1 2
Proyectado Ciclos %Peso Ensayes % % DistribuciónCu Pb Zn Fe Cu Pb Zn Fe
Zn Conc 8.64 0.30 1.50 58.20 5.10 40.39 5.23 86.16 3.15Zn Cabeza Relave 88.03 0.02 0.50 0.69 15.14 27.43 17.75 10.41 95.2
2Cabeza (calculada) 100 0.06 2.48 5.84 14.00 100 100 100 100
% CARGA CIRCULANTE 0.12
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CAPITULO IV
EVALUACIÓN ECONÓMICA
4.
4.1. ALTERNATIVA PARA MEJORAR LOS INGRESOS
ECONÓMICOS:
Una alternativa de mejorar las utilidades provenientes de
la actividad minera – metalúrgica se presenta por el lado de la
optimización de los procesos de producción de concentrados
de Zinc, en nuestro caso proporcionamos a reducir que inclusose puede prescindir de la adición del CuSO4 como activador de
la esfalerita, por que el sistema genera su propia solución de
cobre por que esta demostrado que la presencia del Cu2O es
el que genera la flotabilidad del ZnS.
4.2. RESULTADOS METALÚRGICOS PROMEDIOS OBTENIDOS
DE LA EVALUACIÓN:
En el cuadro siguiente, se resume los resultados
metalúrgicos promedios obtenidos en el año 2005:
CUADRO Nº 4.2.1
PRODUCTOS TMSD %PESO ENSAYES (%) RECUPERACIÓN (%)%Pb %Zn %Cu Ag* %Fe %Pb %Zn %Cu %Ag %Fe
Cabeza 4800 100 2.48 5.84 0.11 14.24 14.00 100 100 100 100 100Conc. Pb 160.08 3.34 57.35 6.02 0.62 190.56 6.86 77.12 3.44 32.55 45.49 1.63
Con. Zn 403.21 8.40 1.50 58.20 0.30 68.60 5.10 5.08 83.72 39.67 41.25 3.06Relave 4236.70 88.26 0.50 0.85 0.02 2.10 15.14 17.80 12.85 27.79 13.27 95.31Cab. Calc. 4800 100 2.48 5.84 0.11 13.97 14.02 100 100 100 100 100
*Onz/Ton
Balance metalúrgico de una operación polimetálica,
metalúrgicamente estos resultados responde tanto a la
mineralogía del yacimiento como a las características de la
concentradora.
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Performance metalúrgica lograda en el circuito de Zinc
sin la modificación:
Tonelaje promedio diario
Ley de Cabeza del Zinc
Contenido de Cobre
Grado Concentrado de Zinc
Recuperación Integral del Zinc
Producción de Concentrados en Zinc TMSD
4800TMD
5.84%
0.110%
58.00%
83.72%
403.21
Resultados metalúrgicos logros con la reducción del
CuSO4 año 2006:
CUADRO Nº 4.2.2
PRODUCTOS TMSD %PESO ENSAYES RECUPERACIÓNPb Zn Cu Ag* Fe Pb Zn Cu Ag Fe
Cabeza 4800 100 2.48 5.84 0.11 14.24 14.00 100 100 100 100 100Conc. Pb 159.88 3.33 57.35 6.02 0.62 190.56 6.86 77.02 3.43 32.17 44.93 1.63
Con. Zn 415.02 8.65 1.50 58.20 0.30 68.60 5.10 5.23 86.17 40.41 41.99 3.15Relave 4225.10 88.02 0.50 0.69 0.02 2.10 15.14 17.75 10.40 27.42 13.08 95.22
Cab. Calc. 4800 100 2.48 5.84 0.11 14.13 14.00 100 100 100 100 100
* Onz/Ton
Performance metalúrgica lograda en el circuito de Zinc
con la modificación real
