inv cobre secundario.pdf

8/16/2019 Inv cobre secundario.pdf

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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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2

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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3

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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4

“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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5

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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6

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


7/79

7

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.


8/79

8

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.


9/79

9

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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10

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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11

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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12

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".


13/79

13

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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14

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.


15/79

15

%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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16

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.


17/79

17

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.


18/79

18

- 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:


19/79

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


20/79

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


21/79

Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing. Félix Olivera M.DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE FLOTACIÓN

DE PLOMO



ACONDICIONADORZn

ESPESADOR DE Pb

DE MOLIENDA

4

7

6 8

1 2 3

10

A REMOLIENDA

5

9

KENNYPAL


22/79

Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing. Félix Olivera M.DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE FLOTACIÓN

DE ZINC



RELAVE

ESPESADOR ZnMOLINO 8' x 8'

13

4 5 6 7

15 16

2

17

8 9 10 11

1213

14

18

KENNYPAL


23/79

Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing Félix Olivera M.DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE

ESPESAMIENTO Y FILTRADO



CONCENTRADOPLOMO

CONCENTRADOZINC

1 2

3 4

5

8

10

9

AGUA FILTRADA

AGUA FILTRADA

13

14

AGUA

AGUA

6

7

11

12

KENNYPAL


24/79

Provincia y Departamento: Pasco Aprobado: Ing. Félix Olivera M.DIAGRAMA DE FLUJO CIRCUITO DE PLANTA DE

CAL



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'



8 1 Chancadora Symons SH 5 1/2'


10 1 Stock Pile - Capacidad 10,000 TMS

11 6 Belt Feeder - 36" x 23'




CIRCUITO DE MOLIENDA


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


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


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"




CIRCUITO DE PLANTA DE CAL


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'



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19

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.


28/79

20

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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21

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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23

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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24

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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25

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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26

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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27

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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28

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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29

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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30

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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31

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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32

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


41/79

33

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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34

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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39

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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41

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


50/79

42

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.


51/79

43

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.


52/79

44

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


53/79

45

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


54/79


55/79

47

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


56/79

48

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


57/79

49

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.


58/79

50

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.


59/79

51

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


60/79

52

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


61/79

53

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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54

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


63/79

55

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



Cu++ CuO Cu(OH)2 HCuO2- CuO2-

Cu+ Cu2O

Cu

1 23

4 56 7

8

910

1112 13

14 15 16 17


64/79

56

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


Cu(OH)2 Cu+ 6° Cambio de estado del componente

Cu(OH)2 + 2H+ + 1e- Cu+ + 2H2O 6° Reacción química


HCuO2- Cu+ 7° Cambio de estado del componente HCuO2

- + 3H+ 1e- Cu+ + H2O 7° Reacción química


CuO2-- Cu+ 8° Cambio de estado del componente

CuO2-- + 4H+ + 1e- Cu+ + 2H2O 8° Reacción química


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



65/79

57

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


CuO2 Cu2O 13° Cambio de estado del componente

2CuO2-- + 6H+ + 2e- Cu2O + 3H2O 13° Reacción química


Cu++ CuO 14° Cambio de estado del componente

Cu++ + H2O CuO + 2H+ 14° Reacción química


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


HCuO2- CuO2= 17° Cambio de estado del componente


66/79

58

HCuO2- CuO2= + H+ 17° Reacción química


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


67/79


68/79

60

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


69/79

61

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


70/79

62

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


71/79

63

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


72/79

64

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.


73/79

65

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

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