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NUEVAS HERRAMIENTAS DE INVESTIGACIONES APLICADOS PARA LA OPTIMIZACION DE LOS RESULTADOS EN LA CONCENTRADORA DE CERRO LINDO

Ing. Gustavo De La Torre Guzmán

COMPAÑÍA MINERA MILPO S.A.A.

U.M. CERRO LINDO

CERRO LINDO

Capacidad de 18,000 TPD

Inicio de Operaciones: 2007

Ubicación: Ica, Perú - 1850 msnm

Producción : Plata, Zinc, Plomo y Cobre

UBICACIÓN

PLANTA CONCENTRADORA CERRO LINDO (2,100 msnm)

ESTACIÓN N° 3 (1,495 msnm)

ESTACIÓN N° 2 (748 msnm)

DEPOSITO DE RELAVE

(2,095 msnm)

SISTEMA DE BOMBEO (8 msnm)

PLANTA DESALADORA (90 msnm)

Tubería

Propiedad Minera

Carretera

UBICACIÓN DE LA PLANTA CONCENTRADORA

MILPO EN CURVA DE COSTOS DE BROOK HUNT

1,087

Cerro Lindo

Cash Cost 2015 ($/tZnC)*

1° Q 2° Q 3° Q

• Fuente: Datos Brook Hunt (enviados por Novos Negócios – VM) Datos Milpo: RF 2015 (jul/15)

1,579 1,630

US$ 1,016/t

GEOMETALURGIA

CAPITULO I:

GEOMETALURGIA

Es una herramienta de investigación implementada en la Unidad Minera Cerro Lindo. Dicha Herramienta involucra a especialistas en el campo de la geología, la microscopía, la minería y la metalurgia extractiva para optimizar los procesos de explotación y beneficio de los minerales. La geometalurgia integra la información mineralógica, entonces hace uso intensivo de la mineralogía de procesos, que es un aspecto muy importante a considerar la comprensión de las relaciones que se dan entre mineral valioso y ganga mineral.

1.1 APLICACIONES AL MICROSCOPIO 1.1.1.- ESTUDIO Y ANÁLISIS POR MICROSCOPÍA CUANTITATIVA AL RELAVE GENERAL. De acuerdo a la TABLA N° 01: Las pérdidas de Zinc en el relave final se deben mayormente a partículas mixtas de esfalerita que tiene G.L.=58.4% (menos de G.L.=70%) debido al amarre con otras especies mineralógicas. El Grado de Liberación de galena (PbS) es 48.5% y calcopirita (CuFeS2) 50.04%; al ser menores a 70% indican que estas especies no se presentan libres. Entonces la pérdida de estos valores en los relaves finales se debería a falta de liberación. 1.1.2.- MICROSCOPÍA CUALITATIVA AL RELAVE GENERAL De acuerdo a la FOTOGRAFÍA N° 01 Y 02: Se aprecia que las pérdidas de Zinc, Cobre y Plomo en relave final son esfalerita asociada en mixtos con galena; la calcopirita presente está asociada a mixtos con pirita.

Tipo de Muestra: relave final- malla +400

Fecha: composito mayo 2014

ESPECIE No. Part.% Vol cp ef py gn GGs

cp 6 1.00 1.00

100

ef 10 1.67 1.67

100

py 400 66.67 66.67

100

gn 5 0.83 0.83

100

GGs 94 15.67 15.67

100

Parcial Libres 515 47.64 1.00 1.67 66.67 0.83 15.67

PARTICULAS MIXTAS

cp/py 12 2.00 1.11 0.89

7.31 35.60

py/GGs 7 1.17 0.60 0.57

23.45 43.56

gn/py 21 3.50 0.43 3.07

50.30 34.50

ef/cp 42 7.00 3.94 3.06

50.61 36.70

ef/cp/py 3 0.50 0.05 0.05 0.40

0.00 0.00 50.00

% Volumetrico 600 100.00 6.10 4.78 68.15 3.90 16.24

Peso Especifico 4.20 4.50 5.00 7.5 2.7

% Peso 5.56 4.66 73.92 6.35 9.51

Grado de Liberacion 50.4 58.4 98.5 48.5 98.0

TABLA N° 01: Microscopía óptica al relave final malla +200

FOTOGRAFÍA N° 01: Relave final: calcopirita en mixtos con pirita.

FOTOGRAFÍA N° 02: Relave final: mixtos de galena con esfalerita.

1.1.3.- ESTUDIO Y ANÁLISIS POR MICROSCOPÍA CUANTITATIVA AL CONCENTRADO DE ZINC. De acuerdo a la TABLA N° 02: La presencia de los mixtos frecuentes como el cobre en el concentrado de zinc que tiene G.L=58.2% y la galena con G.L=63.6%, esto nos indica que se tiene la opción de mejorar la liberación de estas especies mineralógicas por remolienda. 1.1.4.- MICROSCOPÍA CUALITATIVA AL CONCENTRADO DE ZINC De acuerdo a la FOTOGRAFÍA N° 03, 04 y 05: Se aprecia que las pérdidas por desplazamiento de cobre y plomo al concentrado de zinc, es por: esfalerita asociada en mixtos con galena y calcopirita.

FOTOGRAFÍA N° 03: Concentrado de zinc: esfalerita en mixtos con galena y calcopirita.

TABLA N° 02: Microscopía óptica al concentrado de Zinc malla +200

Tipo de Muestra:Concentrado de zinc

Fecha: Composito Mayo 2014

ESPECIE No. Part. % Vol cp ef py gn ef2

cp 8 1.50 1.50

100

ef 448 83.90 83.90

100

py 40 7.49 7.49

100

gn 4 0.75 0.75

100

ef2 2 0.37 0.37

100

Parcial Libres 502 46.44 1.50 83.90 7.49 0.75 0.37

PARTICULAS MIXTAS

cp/ef 13 2.43 1.34 1.10

21.60 33.90

cp/py 1 0.19 0.19 0.00

10.00 0.00

ef/gn 7 1.31 0.97 0.34

66.64 13.79

py/ef 8 1.50 0.72 0.78

30.22 33.34

py/gn 1 0.19 0.11 0.07

30.00 20.00

cp/py/ef 2 0.37 0.12 0.10 0.15

21.25 9.50 15.50

% Volumetrico 534 100.00 3.15 86.69 8.48 1.31 0.37

Peso Especifico 4.20 4.50 5.00 7.5 4.50

% Peso 2.89 85.31 9.28 2.15 0.37

Grado de Liberacion 58.2 98.2 91.9 63.6 100.0

FOTOGRAFÍA N° 04: Concentrado de zinc: mixtos de esfalerita con galena. La poca galena mayormente se encuentra asociado a esfalerita.

FOTOGRAFÍA N° 05: Concentrado de zinc: esfalerita en mixtos con calcopirita y pirita.

1.1.5.- ESTUDIO Y ANÁLISIS POR MICROSCOPÍA CUANTITATIVA AL CONCENTRADO DE COBRE. De acuerdo a la TABLA N° 03: La presencia de los mixtos como la galena en el concentrado de cobre que tiene GL=30.2%, esto nos indica que esta especie mineralógica falta liberar por remolienda. 1.1.6.1.- MICROSCOPÍA CUALITATIVA AL CONCENTRADO DE COBRE De acuerdo a la FOTOGRAFÍA N° 06 y 07: Se aprecia que las pérdidas de recuperación de plomo por desplazamiento del plomo al concentrado de cobre, es por: galena asociada en mixtos con calcopirita.

Tipo de Muestra:Concentrado de Cu

Fecha: Composito mayo-2014

ESPECIE No. Part. % Vol cp ef py gn

cp 798 76.51 76.51

100

ef 82 7.86 7.86

100

py 73 7.00 7.00

100

gn 4 0.38 0.38

100

Parcial Libres 957 88.53 76.51 7.86 7.00 0.38

PARTICULAS MIXTAS

cp/ef 26 2.49 1.46 1.04

43.69 43.69

cp/py 1 0.10 0.05 0.05

35.38 26.96

ef/gn 30 2.88 1.93 0.95

55.55 14.55

cp/gn 7 0.67 0.47 0.20

28.00 18.00

py/ef 1 0.10 0.02 0.08

4.00 64.00

py/gn 19 1.82 1.46 0.36

64.00 4.00

ef/cp/py 2 0.19 0.08 0.10 0.02

28.50 33.00 1.00

% Volumetrico 1043 100.00 78.56 10.94 8.60 1.90

Peso Especifico 4.20 4.50 5.00 7.5

% Peso 75.61 11.28 9.85 3.26

Grado de Liberacion 98.4 86.1 93.0 30.2

FOTOGRAFÍA N° 06: Concentrado de cobre: mixtos de galena con calcopirita

FOTOGRAFÍA N° 07: Concentrado de cobre: mixtos de esfalerita con galena y calcopirita .

TABLA N° 03: Microscopía óptica al concentrado de Cobre malla +200

APLICACIÓN DE LA OPTIMIZACIÓN DEL GRADO DE LIBERACIÓN A NIVEL INDUSTRIAL

CAPITULO II:

2.1 .- VIABLIDAD DEL DISEÑO DE UN MOLINO SECUNDARIO

La granulometría del mineral menor a 44% malla -200, impide que se alcance nuestros objetivos generales y específicos. Basados los cálculos de malla granulométricos valorados del relave Bulk y relave final de la TABLA N° 04 y 05 adjuntos se analiza que en mayor proporción se pierden valores en mallas gruesas de 70 y 100. Para esto se plantea el diseño de un molino de 16.5’x24’ como secundario.

TABLA N° 04: Análisis Granulométrico Valorado relave Bulk TABLA N° 05: Granulométrico Valorado relave final

2.2.- Esquema propuesto de un molino secundario con celdas Flash y Zarandas de Alta Frecuencia.

Alimento

Fresco

MEDIOS DE BULK

Molino secundario

Molino

Primario II

Faja N°11

2da Limpieza Bulk

Separacion Pb/Cu

SK-240SK-240

SK-240

A SK-240

A flotación Bulk

2.2.1.- EFECTOS DE LA MOLIENDA SECUNDARIA a.- Se mejora el % pasante en malla -200 que es alimento a flotación Bulk y la liberación de la mayor cantidad de partículas mixtas como producto de la remolienda de la carga circulante al circuito. b.- Se comienza a reducir gradualmente las aberturas de las mallas de 0.3 a 0.23 mm en función al grado de liberación deseado. c.- En el Circuito de molienda primaria I el tonelaje se establece un mínimo de 5,000 TMSPD. Para lograr mejor liberación en este circuito y no forzar el equipo, parte de esta carga está absolviéndose por el molino primario II que viene operando en circuito abierto. d.- Es muy conocido operativamente que cuando se desea tener material más fino en la molienda una de las variables más efectivas es OPTIMIZAR el collar de bolas, este parámetro es sumamente importante realizarlo en forma controlada y debe ser analizada en forma constante para observar el impacto en la granulometría.

2.3.- RESULTADOS METALÚRGICOS

2.3.1.- Estudio y Análisis por Microscopía cuantitativa al alimento a flotación En la TABLA N° 06 se evidencia que la muestra analizada que es alimento a flotación (U/S de la ZAF) indica que las especies mineralógicas presentes están en su gran mayoría libres todos superan el valor de G.L>70 lo que significa que son flotables.

Tipo de Muestra:ALIMENTO A FLOTACION

Fecha: Composito mayo-2014

ESPECIE No. Part. % Vol cp ef py gn GGs ef2

cp 38 4.83 4.83

100

ef 72 9.15 9.15

100

py 549 69.76 69.76

100

gn 5 0.64 0.64

100

GGs 109 13.85 13.85

100

ef2 1 0.13 0.13

100

Parcial Libres 774 71.60 4.83 9.15 69.76 0.64 13.85 0.13

PARTICULAS MIXTAS

cp/ef 3 0.38 0.19 0.19

38.50 38.50

py/cp 5 0.64 0.07 0.57

3.45 71.45

ef/gn 2 0.25 0.09 0.17

13.50 48.50

py/gn 1 0.13 0.10 0.03

64.00 4.00

GGs/ef 1 0.13 0.03 0.10

2.00 72.00

cp/ef/gn 1 0.13 0.03 0.08 0.03

2.00 36.00 6.00

% Volumetrico 787 100.00 5.11 9.53 70.43 0.85 13.95 0.13

Peso Especifico 4.20 4.50 5.00 7.5 2.7 4.50

% Peso 4.66 9.30 76.36 1.38 8.17 0.12

Grado de Liberacion 95.9 97.2 99.7 84.3 99.8 100.0

TABLA N° 06: Microscopía óptica al Alimento a flotación malla +200

2.3.2.- Microscopía cualitativa al alimento a flotación. Una descripción cualitativa bajo el microscopio de la muestra de alimento a flotación indica: La MENA de Zinc es esfalerita. La MENA de plomo es galena que aparece muy libre y frecuente en la malla 200 (74 micrones). Los valores de cobre observados son calcopiritas y no se apreciaron cobres grises“.

2.3.2.1.- Galería de fotografías del análisis microscópico cualitativo alimento a flotación

FOTOGRAFÍA N° 08: Alimento a flotación: presencia de galena, calcopirita y esfalerita libres.

FOTOGRAFÍA N° 09: Alimento a flotación: se distingue que la calcopirita se encuentra libre rodeado de piritas.

OPTIMIZACIÓN EN EL CIRCUITO DE FLOTACIÓN BULK Y ZINC

CAPITULO II - A:

A-1.- CIRCUITO BULK Los molinos son reactores que cumplen las mismas condiciones de un acondicionador. Esto permitió que en la planta concentradora CERRO LINDO no se utilice acondicionador para el circuito Bulk, el cual es un ejemplo de cómo deben trabajar las concentradoras en nuestro país. Para la recuperación de los elementos metálicos de valor económico como son el Cu y Pb, se realizó estudios análisis granulométrico de la pulpa de cabeza a la flotación Rougher y en paralelo del relave de la 1ra. Limpieza, se valora los elementos y se determina la distribución por mallas. Los valores de plomo se aprecian en el GRÁFICO N° 01. Los análisis nos hicieron elegir que la mejor opción es de alimentar la pulpa de mineral a la celda flash de descarga de la molienda primaria y secundaria, para que el plomo grueso tenga una nueva opción de flotar. Ver el GRÁFICO N° 02.

GRÁFICO N° 01: Calidad de Pb(%) vs #mallas

GRÁFICO N° 02: Esquema de molienda primaria y secundaria con celdas flash

MEDIOS DE BULK4

Molino secundario

MolinoPrimario II

MolinoPrimario I

Faja N°11 Faja N°10

FlotacionBulk

2da Limpieza

Bulk

Separacion Pb/Cu

SK-240SK-240

SK-240

A SK-240

FlotacionBulk

A-2.- CIRCUITO ZINC Según los resultados de las pruebas metalúrgicas realizadas en nuestro laboratorio de investigación se identificó experimentalmente que la esfalerita tiene alta cinética de flotación en el corto tiempo de residencia de la etapa de flotación Rougher donde se recupera más del 90% de Zinc. Con estos resultados favorables hallados se toma de decisión de eliminar los acondicionadores convirtiéndolos en celdas-acondicionadores (relave Bulk), eliminándose los altos costos por mantenimiento e ineficiencia de estos equipos desde su arranque. Ver TABLA N° 07.

TABLA N° 07: Cinética de flotación de zinc

A.3.- Estadística de la metalurgia de los concentrados después de la optimización de los circuitos

TABLA N° 08: Estadística Metalurgia del Cobre

En la Planta Concentradora CERRO LINDO, se lograría recuperar hasta un 90% de Cobre, En caso de ser una planta Mono-metálica. Según este diagrama observamos que actualmente, la recuperación bordea un 86% Cu, pero el Cobre se desplaza en los concentrados de Pb y Zn, en 1%Cu y 3%Cu respectivamente. * Datos tomados: 01/07/2015 al 31/07/2015.

COBRE TOTAL RECUPERABLE

TABLA N° 09: Estadística Metalurgia del Plomo

TABLA N° 10: Estadística Metalurgia del Zinc

A.3.1.- Valorización de los concentrados en función de la calidad

66656463626160

1425

1400

1375

1350

1325

1300

calidad Pb(%)

Va

lor

U$

$/

TM

S d

e c

on

c.P

b

Valor U$$/TMS de conc.Pb vs. calidad Pb(%)

2726252423

440

430

420

410

400

390

380

370

calidad Cu(%)

Va

lor

U$

$/

TM

S d

e c

on

c.C

u

Valor U$$/TMS de conc.Cu vs. calidad Cu(%)

605856545250

450

440

430

420

410

400

390

380

370

calidad Zn(%)

Va

lor

U$

$/

TM

S d

e c

on

c.Z

n

Valor U$$/TMS de conc.Zn vs. calidad Zn(%)

GRÁFICO N° 03: Valor U$$/TMS de conc.Pb VS. Calidad Pb (%)

GRÁFICO N° 04: Valor U$$/TMS de conc.Cu VS. Calidad Cu (%)

GRÁFICO N° 05: Valor U$$/TMS de conc. Zn VS. Calidad Zn (%)

Por el incremento en la calidad del concentrado de Pb de 64% a 66% como meta objetivo en la concentradora se tiene una ganancia de 42.87 U$$/TMS

Por el incremento en la calidad del concentrado de Cu de 25% a 26% como meta objetivo en la concentradora se tiene una ganancia de 16.06 U$$/TMS.

Por el incremento en la calidad del concentrado de Cu de 56% a 58% como meta objetivo en la concentradora se tiene una ganancia de 29.98 U$$/TMS.

INCREMENTO DE TONELAJE DE TRATAMIENTO

CAPITULO III:

3.1.- OPTIMIZACIÓN DE LOS MOLINOS Para lograr nuestro objetivo, hemos realizado trabajos de optimización de molienda en base a modelos matemáticos utilizados en todo el mundo y en particular en el SIM de Chile liderado por el Dr. Sepúlveda, titulado Moly-cop Tools Versión 3.0 recientemente actualizado por su autor al año 2012. 3.2.- ANTECEDENTES El tonelaje a procesar por cada molino: Molino Primario II = 360 TMH/hr*. Molino Primario I = 275 TMH/hr*. * toneladas húmedas, considerando 1.5 %H.

3.3.- CÁLCULO DE VARIABLES PARA INCREMENTAR EL TONELAJE EN LOS MOLINOS PRIMARIOS. Para realizar la simulación de incremento de tonelaje en el molino se realizaron las siguientes actividades: Evaluación y determinación de las condiciones de operación del molino de acuerdo a la aplicación de la Ley de Bond.

3.3.1 EVALUACIÓN A CONDICIONES NORMALES DE OPERACIÓN DEL MOLINO PRIMARIO II

Trabajando con las condiciones de: F80=8500um P80=172um Tratamiento al molino de 354 Ton/hr.

Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)

RemarksMOLINO PRIMARIO II

GRINDING TASK :

Ore Work Index, kWh (net)/metric ton 12.89 Specific Energy, kWh/ton 8.43

Feed Size, F80, microns 8500 Net Power Available, kW 2686

Product Size, P80, microns 172.0 Number of Mills for the Task 1

Total Plant Throughput, ton/hr 354 Net kW / Mill 2686

Mill

MILL DIMENSIONS AND OPERATING CONDITIONS : Power, kW

2199 Balls

Eff. Diameter Eff. Length Mill Speed Charge Balls Interstitial Lift 0 Overfilling

ft ft % Critical Filling,% Filling,%Slurry Filling,% Angle, (°) 487 Slurry

16.5 24.0 76.0 32.00 32.00 100.00 27.84 2686 Net Total

L/D rpm 10.0 % Losses

1.455 14.33 2985 Gross Total

% Solids in the Mill 80.00 Charge Apparent

Ore Density, ton/m3 4.25 Volume, Ball Density

Slurry Density, ton/m3 2.58 m3 Charge Interstitial above Balls ton/m3

Balls Density, ton/m3 7.75 46.59 216.66 48.00 0.00 5.680

Mill Charge Weight, tons

BOND'S LAW APPLICATION

Slurry

Estimation of a Conventional Ball Mill Grinding Capacity

3.3.2 REDUCIENDO EL F80 DEL MOLINO PRIMARIO II

3.3.3 INCREMENTANDO EL P80 EN LA DESCARGA DEL MOLINO PRIMARIO II



GRINDING TASK :





Mill


2199 Balls



16.5 24.0 76.0 32.00 32.00 100.00 27.84 2686 Net Total


1.455 14.33 2985 Gross Total







Slurry


Reduciendo el F80 en 3500um del molino primario II se incrementa el tratamiento al molino en 390Ton/hr.

Finalmente al aumentar el P80= 211um al producto del molino primario II se incrementa el tratamiento al molino a 405Ton/hr



GRINDING TASK :





Mill


2199 Balls



16.5 24.0 76.0 32.00 32.00 100.00 27.84 2686 Net Total


1.455 14.33 2985 Gross Total







Slurry


3.3.4 EVALUACIÓN A CONDICIONES NORMALES DE OPERACIÓN DEL MOLINO PRIMARIO I

Trabajando con las condiciones de: F80=7500um P80=165um tratamiento al molino de 271 Ton/hr.

3.3.5 REDUCIENDO EL F80 DEL MOLINO PRIMARIO I

3.3.6 INCREMENTANDO EL P80 EN LA DESCARGA DEL MOLINO PRIMARIO I



GRINDING TASK :





Mill


1649 Balls



14.5 23.5 77.0 32.00 32.00 100.00 29.18 2014 Net Total


1.621 15.49 2238 Gross Total







Slurry



RemarksMOLINO PRIMARIO I

GRINDING TASK :





Mill


1649 Balls



14.5 23.5 77.0 32.00 32.00 100.00 29.18 2014 Net Total


1.621 15.49 2238 Gross Total







Slurry


Reduciendo el F80 en 3500um del molino primario I se incrementa el tratamiento al molino en 295Ton/hr.


RemarksMOLINO PRIMARIO I

GRINDING TASK :





Mill


1649 Balls



14.5 23.5 77.0 32.00 32.00 100.00 29.18 2014 Net Total


1.621 15.49 2238 Gross Total







Slurry


Finalmente al aumentar el P80= 174um al producto del molino primario I se incrementa el tratamiento al molino a 305Ton/hr.

3.3.6 EVALUACIÓN A LOS PARÁMETROS DE OPERACIÓN. Para el incremento de tonelaje a los molinos se evaluaron los parámetros de operación de chancado secundario-terciario con el objetivo de reducir el P80. En esta área se optimizo y estandarizo los parámetros como se menciona a continuación. 3.3.6.1 CHANCADO SECUNDARIO- TERCIARIO Por los análisis de simulación en las plantillas del Moly-Cop en los diferentes escenarios, se reduce el P80 de un promedio mensual 8024 micras que se calcularon en el año 2013 a un promedio de 5550 micras que se calcularon en el año 2014, Actualmente tenemos un promedio de 3450 micras. Para esta reducción del P80 se realizaron cambios en las mallas de configuración en la zaranda secundaria y terciaria de acuerdo a los resultados de los análisis y evaluación metalúrgica. Ver GRÁFICA N° 06

GRÁFICO N° 06: P80 del Chancado Secundario y Terciario

Se nota en el gráfico una fuerte variación del P80 durante los años 2013 y 2014, comparado con los P80 actuales.

Evaluación Económica

¿¿¿¿¿¿¿¿ ????????

HERRAMIENTAS DE EVALUACION : VAN TIR

CONCLUSIONES • La geometalurgia hoy es una herramienta muy importante que debe

implementarse en todas las plantas concentradoras por los beneficios que nos permite generar como en este caso para beneficio de la Cía. y el País .

• ES POSIBLE JUSTIFICAR PROYECTOS DE ALTA RENTABILIZAD SI LOGRAMOS DOMINAR LAS HERRAMIENTAS DE EVALUACION ECONOMICA Y FINANCIERA de los proyectos en forma integral .

• Se incremento la Recuperación de Cu desde 66.00% (año-2008), hasta 86.10% (año-2015), con leyes de cabeza de Cu 0.59%(año-2008) y 0.73 %(año-2015).

• Se incremento la Recuperación de Pb desde 65.45% (año-2008), hasta 75.73% (año-2015), con leyes de cabeza de Pb 0.58 %(año-2008) y 0.29 %(año-2015)

• Se incremento la Recuperación de Zinc desde 86.77% (año-2007), hasta 94.72% (año-2015), con leyes de cabeza de Zinc 4.4%(año-2007) y 3.19%(año-2015).

• Es posible incrementar el tonelaje en un 17% con el mismo equipamiento.

GRACIAS.

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