FACULTAD NACIONAL DE INGENIERIA CARRERA DE INGENIERIA METALURGICA

PRACTICAS EN LA INDUSTRIA IMET 2374

TEMA:ESTUDIOS DE FLOTACION DE PLATA

DOCENTE:

Dr. Ing. SALAS CASADO ANTONIO

UNIVERSITARIO:PARDO ANGULO JAVIER GERARDO

Oruro, Enero de 2008

INDICE

1) INTRODUCCION.- 4

1

2) REVISION BIBLIOGRAFICA 4

3) REACTIVOS DE FLOTACION. 43.1) COLECTORES. 43.2) ESPUMANTES 53.3) MODIFICADORES. 53.3.1) AGENTES DEPRESORES. 53.3.2) AGENTES REGULADORES DEL MEDIO Y DISPERSANTES. 6a) CAL. 6b) CARBONATO DE SODIO. 6C) ESPUMANTES. 6

4) OBJETIVOS 7

5) DESARROLLO EXPERIMENTAL 75.1) EXPERIMENTACIÓN METALÚRGICA 75.2) ANALISIS QUIMICO DEL COMUN 85.3) ANALISIS GRANULOMETRICO 8

6) EQUIPO Y REACTIVOS 106.1) EQUIPO 106.2) REACTIVOS 10

7) ESTUDIO DE FLOTACION CARGA MIMETCO 107.1) DATOS Y REGISTROS 11

7.2) PRUEBA DE FOTACION COLECTIVA DE SULFUROS 117.3) FLOTACION DIFERENCIAL DE SULFUROS 137.4) SEGUNDA SERIE DE FLOTACION DIFERENCIAL DE SULFUROS 187.5) FLOTACION DE SULFUROS 22

8) CONSIDERACIONES FINALES 23

9) CONCLUSIONES 24

10) BIBLIOGRAFIA 25

RESUMEN

A 5 Km. De la ciudad de Oruro en dirección este se encuentra el ingenio “Patiño, planta de concentración de minerales a cargo de la empresa MIMETCO con un tiempo de operación de 36 meses, en los cuales se han procesado minerales provenientes de la compra a cooperativas mineras que operan en nuestra región.

2

Los pre concentrados que se compran son por su origen de distintas leyes, de las cuales principalmente se concentro Estaño partiendo de leyes de cabeza de 20 % de Sn.

Los desmontes de colas de flotación en los 36 meses de funcionamiento de la planta acumulo un aproximado de 6.500 tn. de las cuales se procedió a realizar un muestreo al azar, ya que el trabajo que se me asigno fue principalmente en realizar pruebas de flotación con la finalidad de obtener concentrados de plata con leyes comerciales a partir de leyes de cabeza de 2.53 DM Ag.

Con las pruebas realizadas en los laboratorios de la carrera de Metalurgia de la FNI. de Oruro, después de varias pruebas se pudo obtener la recuperación final de plata 1500 g/t Ag con una recuperación de 56.67% y un radio de enriquecimiento de 6.08.

Las pruebas se realizaron con la tutoría del Ing. Octavio Hinojosa jefe de laboratorio de la carrera de Metalurgia Y el apoyo del personal de laboratorio, haciendo variaciones de depresores, colectores y modificadores de pH y espumantes, las pruebas se desarrollaron por un periodo de 44 días en laboratorio solo en las mañanas y la toma de muestras en la planta de Guajara, durante 3 días.

1) INTRODUCCION.-El presente trabajo de flotación fue realizado por encargo de la compañía MIMETCO S.A. a través de los ingenieros Juan José Guzmán y Máximo García, se desarrollo en los laboratorios de Flotación de la carrera de Ingeniería Metalurgia de la Facultad Nacional de Ingeniería de la Universidad Técnica de Oruro, la realización de pruebas metalúrgicas. Mi persona Univ. Javier Pardo Angulo en calidad de practicante, conjuntamente el Jefe de laboratorio Ing. Octavio Hinojosa y el personal del laboratorio, con la finalidad de recuperar elementos valiosos como plata y estaño a partir de una muestra representativa denominada “colas de flotación”. El trabajote recolección de muestras fue realizado en los desmontes, que tiene acumulado como colas de flotación con elementos valiosos en su composición como lo vamos a ver mas adelante con un análisis de laboratorio, para tal efecto se selecciono por medio de cuarteo al azar la muestra, en cantidad aproximada de 150 kilogramos, de los cuales se dejo en la planta un peso aproximado de 100 kg. Como testigo, para las presentes pruebas se llevo aproximadamente 50 kg., caracterizada como mineral colas de procesamiento de concentración por flotación, en fracciones de tamaño por debajo de 0.6 mm. Una observación estéreo microscópica de la muestra, luego de una adecuada clasificación y limpieza, permite identificar sulfuros de hierro en gran cantidad y sulfuros de zinc en poca cantidad; es difícil identificar algún mineral de plata. En cuanto al mineral de estaño, se nota la presencia de casiterita en regular cantidad y en fina granulometría, el resto corresponde a cuarzo-silicatos, en forma abundante y pizarras que conforman la parte de finos en la muestra.

2) REVISION BIBLIOGRAFICALa característica de este proceso radica en el hecho que las partículas a separarse deben

3

adherirse a las burbujas de gas de tal manera que las condiciones de separación están determinadas por las propiedades de los agregados así formados, especialmente su densidad.

En la práctica industrial de la preparación de materias primas de minerales es de mucha importancia la adhesión selectiva de las partículas mineralizadas con las burbujas de gas en la pulpa. Condición para ello es que previamente se haya logrado la hidrofobacion también selectiva de las superficies de las partículas. 3) REACTIVOS DE FLOTACION. Los reactivos de flotación pueden considerarse de tres clases:

Colectores. Espumantes.Modificadores

3.1) COLECTORES. Los colectores son compuestos orgánicos cuyos tamaños y estructura de la molécula tiene que corresponder a ciertas exigencias para que las moléculas se absorban orientadamente en la superficie del mineral. Hay muchos compuestos que en un principio cumplen con esas condiciones, en la práctica solamente se aplican algunos de ellos considerando los aspectos técnico-económicos se eligen los más aptos.

Entre los colectores aniónicos tenemos a los colectores aniónicos sulfidrilicos:

3.2) ESPUMANTESSon los alquil ditiocarbonatos y presentan la siguiente estructura:

R O CS2SxR2CORSx

Donde: R= largo de la cadena (radical alquil) X= Metal alcalino. El nombre de xantato proviene del griego "Xanthos" que significa amarillo en solución al color de las sales que se forman. Para la flotación se emplean xantatos que tienen cadenas largas de C2 - C6, por ejemplo el etil xantato ya es un buen colector. La solubilidad de los xantatos depende del largo de la cadena. Estos xantatos alcalinos se disuelven en forma excelente en el agua lo cual facilita una dosificación exacta del reactivo en la flotación. Los xantatos son los principales colectores para la flotación de sulfuros de Pb, Zn, Cu, Fe, Co-Ni, Bi y Sb y para los metales preciosos Au y Ag.

3.3) MODIFICADORES. Los agentes modificadores sirven para el control y modificación del comportamiento normal de los minerales en una operación de flotación y se clasifican en tres tipos: Agentes activadores. Agentes depresores. Agentes reguladores del medio y dispersantes. La selección del propio agente o agentes modificadores se convierte en el primer objetivo de investigación metalúrgica y se pueden considerar que estos modificadores tienen que realizar las tres principales funciones:

4

1. Variación del pH. 2. Cubrimiento y recubrimiento de las partículas del mineral. 3. Precipitación de minerales indeseables del agua de planta o impedimento de la formación de tales iones durante el proceso de la molienda y flotación. Actualmente solo un reactivo efectúa estas tres funciones es la cal que hace variar el pH y generalmente se agrega con este propósito. Se conoce también que el ion calcio anidado es de gran importancia para la depresión de la pirita. El calcio es absorbido en la superficie de la pirita y evita la adhesión del colector.

3.3.1) AGENTES DEPRESORES. Pueden ser indistintamente compuestos orgánicos o inorgánico s que sirven para separar el mineral de otro cuando las propiedades flotativas son similares para ambos minerales y cuando se emplea un determinado colector o combinación de colectores. Entre los principales depresores inorgánicos tenemos a los cianuros alcalinos, que son fuertes depresores para la escalerita, sulfuros de hierro, pirita, pirrotina, marcasita y arsenopirita y para depresar la estibina y sulfuros de níquel y cobalto.

3.3.2) AGENTES REGULADORES DEL MEDIO Y DISPERSANTES. Su función es de controlar la alcalinidad y acidez en las pulpas de flotación y contrarrestar el efecto de interferencia ditrimental de lamas, coloides y sales solubles.

a) CAL. Es el regulador del pH más común. La cantidad de cal requerida varia considerablemente en dependencia del valor del pH deseado y de la presencia de otros compuestos de la mena que consumen cal. La máxima solubilidad de la cal pura en agua fría es de aproximadamente 1.45 kgr. de CaO por tonelada de agua (corresponde a 1.4 gr/lt CaO). El método preferido para alimentar la cal es preparando una lechada de cal que contiene cerca del 20% de cal granulada fina y el 800/0 de agua en peso. La pulpa con granos finos se puede preparar directamente, si los granos son gruesos, estos deben ser molidos en molino de bolas que se trabaja en circuito cerrado con un clasificador. La cal usualmente tiene propiedades floculantes para menas lamosas y donde el carbonato de sodio actúa como dispersante. Es generalmente más barata que este ultima y por esta razón se utiliza para el tratamiento de minerales sulfurosos y particularmente en aquellas de Zn y Cu. Como regulador de alcalinidad, la cal actúa al mismo tiempo como depresor de los sulfuros de hierro como son la pirita, pirrotina y marcasita así como la arsenopirita, sulfuros de Co y Ni. Generalmente se aplica en conjunción con los Cianuros.

b) CARBONATO DE SODIO. Algunas veces es utilizado como regulador del pH en la flotación selectiva de menas de Pb y Zn aunque en los últimos tiempos ha sido reemplazado por la cal. En muchos casos se prefiere el carbonato de sodio para el tratamiento de la galena y minerales nativos, porque la cal tiene tendencia a depresar la galena y el oro metálico y porque se necesita un control más cuidadoso de su adhesión con respecto al carbonato de sodio. En algunas operaciones cuando esta presente la ganga lamosa existen serios problemas utilizando carbonato de sodio que puede afectar la ley del concentrado y la recuperación. Como es un agente dispersor dificulta el tiempo de filtración y el espesamiento tanto en los concentrados como también de las colas, esto se puede subsanar adicionando floculante a la pulpa antes del espesamiento.

C) ESPUMANTES. Su función es de producir mas o menos una espuma estable que facilite la remoción de las partículas hidrofobadas de la pulpa. Se ha comprobado definitivamente que los diferentes espumantes producen cambios en la pulpa de flotación además de producir una espuma

5

característica. Este hecho ha sido reconocido por muchos operadores quienes están de acuerdo en que los espumantes difieren unos de otros no solamente por el tipo de espumas que producen, sino también por otros aspectos. Se ha señalado también que la flotación es un proceso de separación donde intervienen tres etapas diferentes y principales: a) Modificación de la superficie de los minerales. b) Contacto entre burbuja y partícula de mineral Hidrofobado. c) Separación de la fase burbuja de gas/mineral, De la fase solución acuosa/mineral. Donde los espumantes intervienen en la segunda y tercera etapa.

4) OBJETIVOSLos objetivos, del presente trabajo experimental, se encaminaron a:

- Realizar pruebas de flotación con la finalidad de determinar el rango de recuperación y grado de concentrado de sulfuros de plata usando la flotación diferencial.

Como objetivo secundario debe determinarse las condiciones de operación y consumo de reactivos en las diferentes etapas del proceso de recuperación de los minerales de plata presente en la MENA.

5) DESARROLLO EXPERIMENTAL

5.1) EXPERIMENTACIÓN METALÚRGICALa experimentación metalúrgica en sí, se llevó a cabo, en su parte preparatoria, de acuerdo a lo que se muestran en el flujograma de la figura 1, y lo que se anota específicamente a continuación:

Homogeneización, cuarteo y obtención de muestras representativas, para las diferentes pruebas.

Análisis químico del común Análisis granulométrico Re-Molienda Clasificación Pruebas de flotación diferencial

6

En la primera etapa de la investigación, que consistió en la preparación de la muestra para obtener diferentes comunes representativos que sirvieron para caracterizar la muestra por una parte y por otra, tener muestras para las diferentes pruebas experimentales, se siguieron los pasos que se observan en el flujograma anbterior.Los resultados y comentarios se presentarán de acuerdo al orden en que fueron realizadas estas pruebas.

5.2) ANALISIS QUIMICO DEL COMUNLuego de efectuar una adecuada homogeneización de toda la muestra, se procedió al cuarteo, obteniéndose comunes representativos, una de ellas fue para realizar el análisis químico. El resultado es el siguiente:

Muestra: Sn 4.33 %S 19.51 %Zn 1.74 %Pb 1.07 %Ag 2.53 Dm

La densidad real del material, determinada por el método del picnómetro, alcanzo el valor de 2.855 g/cm3.

5.3) ANALISIS GRANULOMETRICODe la operación de homogenización y cuarteo se obtuvo también una muestra representativa para efectuar el análisis granulométrico. El resultado es:

Tabla 1.- Clasificación de la muestra “colas de flotación”

Fracción   Fracción   Promedio Peso   %Peso %Ppeso Ag  %Distri

b

Malla Tyler   do (um) du (um) (do+du)/2 gr. % Sobretamaño subtamaño DM Gr./Tn Ag

-20 +28 850 600 725 8 0,44 0,43 99,95 1,52 152 0,28

-28 +35 600 425 512,5 53 2,90 3,33 99,57 0,84 84 1,02

-35 +48 425 300 362,5 197 10,77 14,1 96,67 1,16 116 5,23

-48 +65 300 212 256 302 16,51 30,61 85,9 1,52 152 10,50

7

-65 +100 212 150 181 162 8,86 39,47 69,39 1,98 198 7,34

-100 +150 150 106 128 191 10,44 49,91 60,53 2,06 206 9,00

-150 +200 106 75 90,5 144 7,87 57,78 50,09 2,11 211 6,95

-200   75 0 37,5 772 42,21 100 42,22 3,38 338 59,70

0 ALIMENTACION CALCULADA 1829 100,00 0 2,39  

De este grafico se puede establecer el d80 de la muestra que alcanza a 185 micrones y el d50

de la muestra está alrededor de 80 micrones.

0

20

40

60

80

100

120

0 100 200 300 400 500 600 700

Tamaño de grano, Micrones

Pe

so

ac

um

ula

tiv

o p

as

an

te, %

Figura 2.- Análisis granulométrico de la muestra colas de flotación, MimetcoDe este análisis se colige que la muestra tiene una granulometría relativamente “fina” y por ello se deben tomar los recaudos necesarios para su tratamiento.

0

10

20

30

40

50

60

70

0 100 200 300 400 500 600 700

Tamaño de grano, Micrones

Po

rcen

taje

, %

% Peso

% Dist.

Figura 3.- Diagrama de la variación del %Peso y %Distribución de Ag por fracciones granulométricas, muestra “Colas de flotación”, Mimetco

A partir de la tabla 1 se puede elaborar otro gráfico, figura 3, que mostrará más objetivamente las posibilidades de concentración de esta muestra.

La figura 3, permite colegir los siguientes aspectos:

Existe una gran dispersión de tamaños de granos en la muestra que va desde 600 hasta por debajo de 20 micrones (µm), lo que hace difícil tratar la muestra tal como ella viene en una sola etapa de concentración, por ello, será necesario pensar en remolienda de las fracciones gruesas.

8

La distribución del %peso de partículas en función de la granulometría es una función bimodal, con máximos en las fracciones relativamente gruesas menores a 250 micrones y en el tamaño intermedio entre 150 y 75 micrones.

El % distribución de Ag, muestra una curva muy similar a las de distribución del % peso, en las fracciones gruesas. Pero a partir de los 150 micrones (100 mallas Tyler) se observa una discrepancia de estas curvas y por ello es posible aplicar un sistema de concentración para la plata aunque ello signifique afectar a la recuperación total por la distribución de estos elementos en las fracciones gruesas; aunque esta situación puede ser superada con una etapa de remolienda.

Este análisis debería complementarse con un similar análisis para el elemento estaño que es uno de los más importantes en la MENA.

Se efectuaron 6 pruebas en diferentes condiciones de operación. Con los parámetros de la mejor prueba se realizan varias pruebas en las mismas condiciones. Es necesario aclarar que las muestras de las pruebas iniciales se enviaron a dos laboratorios químicos: Conde Morales y ESPECTROLAB. Por existir diferencias aceptables en los resultados de estaño principalmente, se toman en cuenta los resultados del laboratorio de ESPECTROLAB y los próximos análisis, se realizaran en los laboratorios de ESPECTROLAB.En esta serie de pruebas experimentales también se efectuaron 6 pruebas en diferentes condiciones de operación. Con los parámetros de la mejor prueba se realizan varias pruebas en las mismas condiciones.

6) EQUIPO Y REACTIVOS

6.1) EQUIPO Celda de flotación de cuatro litros de capacidad y 1100 rpm. Celda de flotación de dos litros de capacidad y 1100 rpm. Molino de dos kilogramos de bolas de 110 rpm. PHmetro digital. Balanza de precisión. Reloj Tamices mallas Tyler de 98 – 200 Mallas Estufa eléctrica Filtrador a presión

6.2) REACTIVOS Cal Na2SO4 ZnO CuSO4 ZnSO4 Z-11: DF-1012

7) ESTUDIO DE FLOTACION CARGA MIMETCOLa prueba de flotación colectiva de sulfuros, a este grado de molienda, permite obtener una información necesaria e importante respecto a la distribución de los valores de los diferentes elementos contenidos en sus minerales tanto en las espumas como en el non float. Por tanto, se tomarán como referencia los valores detallados en la anterior tabla. En estas

9

condiciones, -150 Mallas Tyler de grado de molienda, se efectuaron varias pruebas con diferentes resultados, en función de las condiciones de operación y consumo de reactivos usados en las mismas. En esa dirección, se muestra el resultado de la prueba 7 en la tabla 24, realizada en condiciones un tanto diferentes a las hasta ahora realizadas.

7.1) DATOS Y REGISTROSBalance metalúrgico de la prueba de flotación colectiva de sulfurosEl primer análisis del común dio los siguientes resultados estos análisis se encomendó al Laboratorio del Dr. Conde Morales:

FASE Sn %. S. %Zn. % Pb %.

Ag DM.

Muest. Comun 4,33

19,51 1,74 1,07 2,53

Sn

S

Zn

Pb A

g0

5

10

15

20

Ley

es

1 2 3 4 5

Leyes

La primera tarea que se realizo es la determinación del peso especifico que con el método del picnómetro dio el siguiente resultado La densidad real del material, determinada por el método del picnómetro, alcanzo el valor de 2.855 g/cm3.Se pudo evidenciar que los tiempos de molienda para las colas de flotación fueron los siguientes:

Mallas Tyler

Tiempo de molienda

- 65 15 min.- 100 20 min.- 150 25 min.- 200 32 min.

10

Molienda vs tamaño de malla Ty

101520253035

60 110 160 210

Mallas TY.T

iem

po

de

mo

lien

da

min

.

El trabajo de clasificación granulométrico dio el siguiente resultado:

Fracción   Fracción PromedioPeso   %Peso %Ppeso Ag   Unidades %Distrib Distrib Acumulada de Ag.

Malla Tyler   do (um) du (um) (do+du)/2 gr. %Sobretamañ

o subtamaño DM Gr./Tn   Ag en sobretam. en subtam

-14 +20 1180 850 1015 1 0,05 0,05 1001,52 152 0,076 0,032 0,032 100,000

-20 +28 850 600 725 7 0,38 0,43 99,951,52 152 0,5776 0,242 0,273 99,968

-28 +35 600 425 512,5 53 2,9 3,33 99,570,84 84 2,436 1,019 1,293 99,727

-35 +48 425 300 362,5 19710,7

7 14,1 96,671,16 116 12,4932 5,226 6,519 98,707

-48 +65 300 212 256 30216,5

1 30,61 85,91,52 152 25,0952 10,498 17,017 93,481

-65 +100 212 150 181 162 8,86 39,47 69,391,98 198 17,5428 7,339 24,356 82,983

-100 +150 150 106 128 19110,4

4 49,91 60,532,06 206 21,5064 8,997 33,354 75,644

-150 +200 106 75 90,5 144 7,87 57,78 50,092,11 211 16,6057 6,947 40,300 66,646

-200   75 0 37,5 77242,2

2 100 42,223,38 338 142,7036 59,700 100,000 59,700

0ALIMENTACION

CALCULADA1829 100 0

2,39 239,0365 100,000   0

Sobre y sub tamaño

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000tamaño de partícula um

% P

eso

acu

mu

lad

o

Sobretamaño %P

Subtamaño %P

Distribucion acumulada en el sub tamaño

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000tamaño de partícula um

% P

eso

acu

mu

lad

o

Subtamaño %P

Distrib.acumul de Ag

Diagrama de distribucion

0

10

20

30

40

50

60

70

0 100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000tamaño promedio de la fracción um

% d

e d

istr

ibu

ció

n

Frecuencia distrib.Ag

Frecuencia del %Peso

Diagrama acumulativo

0102030405060708090

100

0 100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000

tamaño de partícula um

Dis

trib

uci

on

acu

mu

lad

a d

e A

g

Ag en Sobretamaño

Ag en subtamaño

11

Distribucion acumulada en el sobretamaño

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000tamaño de partícula um

Dis

trib

uci

on

acu

mu

lad

a d

e A

g

Ag en Sobretamaño

%Peso

Diagrama de enrriquecimiento granulométrico

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 20 40 60 80 100

% Peso en el producto%

Dis

trib

. de

Ah

clasificaciongranulométrica

Simple cuarteo

7.3) PRUEBA DE FOTACION COLECTIVA DE SULFUROS

Esta prueba tiene el objeto de conocer la cantidad aproximada de sulfuros de plata que se

encuentran en la muestra y también la cantidad de sulfuros en la muestra.

12

Siguiendo específicamente los pasos que se muestran en la figura 4, se llevó a cabo esta

primera prueba.

El resultado de esta prueba se resume en el siguiente balance metalúrgico.

Tabla 2.- Balance metalúrgico de la flotación colectiva de sulfuros

Productos % Peso

DM Ag

% Distribución

Espuma 34.04 6.51 81.21NF-Limpieza 3.64 3.98 5.31Non Float 62.32 0.59 13.47Cabeza calculada

100.00

2.73 100.00

13

Diagrama de Flotabilidad

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 20 40 60 80 100% Ley

Dis

trib

uci

on

acu

mu

lad

a d

e A

g Simple cuarteo

Distribucion

Se puede observar que prácticamente toda la plata se encuentra en minerales sulfurosos y

la cantidad de sulfuros es, aproximadamente, un tercio de la muestra. El non float puede

ser descartado por el elemento plata.

14

Las condiciones de operación bajo las cuales se llevó a delante esta prueba se muestran en

la figura 5.

7.3) FLOTACION DIFERENCIAL DE SULFUROS

Prueba 1:

En virtud del contenido de zinc y plata en la muestra, se intentó en las siguientes pruebas,

una flotación diferencial siguiendo los pasos que se muestran en el flujograma de la figura

6.

Los resultados alcanzados se resumen en el balance metalúrgico que se muestra en la tabla

3.

Tabla 3.- Balance metalúrgico de la prueba 1 de flotación diferencial

ProductosPeso

%P L A T A Z I N C

Ley, g/t

% Distrib.

Ley, %

% Distrib.

Espuma de Ag 3.99 119.30 5.42 9.92 24.22NF-Limpieza de Ag

4.70 40.70 2.18 6.45 18.54

Espuma rougher Ag

8.69 76.80 7.60 8.04 42.76

Espuma de Zn 2.27 19.11 0.49 16.58 23.06NF-Limpieza de Zn

1.77 16.50 0.33 4.01 4.34

Espuma rougher Zn

4.04 17.97 0.83 11.08

27.40

Espuma de pirita 22.79 229.82 59.59 0.15 2.09NF-Limpieza pirita 4.50 17.01 0.87 0.75 2.06Espuma rougher Py

27.29

194.75

60.46 0.25 4.15

Non Float 59.98 45.59 31.11 0.70 25.68Cabeza calculada 100.0

087.89 100.00 1.63 100.00

Los resultados no son los esperados parece ser que falta liberación de las especies

mineralógicas ya que la plata está distribuida en casi todos los productos; sucede lo mismo

con el mineral de zinc, no se logra un buen producto debido a que está junto a los otros

sulfuros.

15

Las condiciones de operación y el consumo de reactivos de detallan en la figura 7.

16

Prueba 2:

17

Por instrucciones de los interesados, en esta prueba se hizo el seguimiento solamente por el

elemento plata. Por otro lado, se redujo un tanto más el grado de molienda a -150 mallas

Tyler. Tomando en cuenta este aspecto, se llevó adelante esta segunda prueba siguiendo

los pasos que se muestran en el flujograma de la figura 6.

Los resultados alcanzados se resumen en el balance metalúrgico que se muestra en la tabla

4.

Tabla 4.- Balance metalúrgico de la prueba 2 de flotación diferencial

ProductosPeso

%P L A T A

Ley, g/t

% Distrib.

Espuma de Ag 7,32 930 47,98NF-Limpieza de Ag 3,69 370 9,61Espuma rougher Ag 11,01

742,48 57,59

Espuma de Zn 2,47 58 1,01NF-Limpieza de Zn 6,36 50 2,24Espuma rougher Zn 8,84 52,24 3,25Espuma de pirita 13,03 100 9,18NF-Limpieza pirita 2,17 320 4,90Espuma rougher Py 15,20

131,43 14,08

Non Float 64,95 54,8 25,08Cabeza calculada 100,0

0 141,94 100,00

Los resultados mejoraron sustancialmente aunque no es lo óptimo. La espuma de plata ya

se puede considerar como un producto comercializable a pesar de la baja recuperación,

aspecto que puede mejorar en función de la recirculación de los diferentes productos.

También se observa que el seguimiento de las pruebas deberían hacérselas solamente por

los elementos de mayor interés en la muestra que son la plata y el estaño.

Las condiciones de operación y consumo de reactivos están detallados en la figura 8.

18

7.4) SEGUNDA SERIE DE FLOTACION DIFERENCIAL DE SULFUROS

Prueba 3:

19

Esta prueba se llevó a cabo siguiendo los pasos que se muestran en el flujograma de la

figura 9.

Los resultados logrados se resumen en el balance metalúrgico que se muestra en la tabla 5.

Tabla 5.- Balance metalúrgico de la flotación diferencial prueba 3.

ProductosPeso

%P L A T A E S T A Ñ OLey, g/t

% Distrib.

Ley, %

% Distrib.

Espuma de Ag

6.53 1510.0 38.82 6.05 9.83

NF-Limpieza 6.22 710.0 17.38 3.07 4.75Espuma Roug.

12.75

1119.8

56.20 4.60 14.57

Esp. Sulfuros 29.96 230.0 27.12 2.20 16.39Non Float 57.28 74.0 16.68 5.87 83.61

20

Cabeza calcul.

100.00

254.1 100.00 4.02 100.00

La ley del concentrado mejora aún más y esto es positivo, la recuperación se mantiene en

un valor un tanto bajo pero es posible mejorarlo.

Las condiciones de operación y consumo de reactivos se detallan en el flujograma de la

figura 10.

Prueba 4:

También esta prueba se llevó a cabo siguiendo los pasos que se muestran en el flujograma

de la figura 9; la diferencia radica en el grado de molienda, esta ultima prueba se realizo a -

200 Mallas Tyler.

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Los resultados logrados se resumen en el balance metalúrgico que se muestra en la tabla

6.

Tabla 6.- Balance metalúrgico de la flotación diferencial prueba 4.

ProductosPeso

%P L A T A E S T A Ñ OLey, g/t

% Distrib.

Ley, %

% Distrib.

Espuma de Ag

5.32 2010.0 41.04 6.65 8.87

NF-Limpieza 4.01 1020.0 15.72 3.60 3.63Espuma Roug.

9.33 1584.1

56.76 5.34 12.50

Esp. Sulfuros 31.58 203.0 24.62 2.12 16.80Non Float 59.09 82.0 18.61 5.61 83.20Cabeza calcul.

100.00

260.3 100.00 3.98 100.00

A este grado de molienda, mejora la ley del concentrado mejora aún más, la recuperación

se mantiene en un valor un tanto bajo pero es posible mejorarlo, pero es necesario

mencionar que mejorando la ley del producto final y manteniendo la recuperación es un

logro que puede trasuntarse en mejores condiciones de comercialización.

Las condiciones de operación y consumo de reactivos se detallan en el flujograma de la

figura 11.

22

7.5) FLOTACION DE SULFUROS

El resultado de esta prueba acumulativa se muestra en el balance metalúrgico de la tabla 7.

Tabla 7.- Balance metalúrgico de la prueba acumulativa

ProductosPeso

%P L A T A E S T A Ñ OLey, g/t

% Distrib.

Ley, %

% Distrib.

Esp. Sulfuros

18.49 729.0 70.58 2.99 11.10

Non Float 81.51 68.9 29.42 5.43 88.90Cabeza calcul.

100.00

191.0 100.00 4.98 100.00

23

Con un grado de molienda a -150 Mallas Tyler se efectuó la flotación colectiva de sulfuros

con la finalidad de acumular suficiente muestra de non float como para proseguir la

experimentación en pos de recuperar a la casiterita. Las condiciones de operación y

consumo de reactivos fueron similares a la prueba 1, figura 5.

8) CONSIDERACIONES FINALES

El tratamiento integral de la MENA con la finalidad de recuperar, por una parte al mineral de

plata y por otra a la casiterita, es posible merced a un tratamiento cuidadoso empezando

por un control adecuado de la molienda o remolienda para la liberación mayoritaria de las

especies mineralógicas y permitir de esta manera una aceptable recuperación tanto de la

plata como del estaño.

El grado de molienda aconsejable parece ser por debajo de 150 Mallas Tyler tanto para la

flotación diferencial en pos de recuperar minerales de plata como para recuperar a la

casiterita, del non float de flotación (previa eliminación de todos los sulfuros) a través de

una preconcentración en un equipo centrífugo seguida de una limpieza en mesa vibrante.

No es conveniente la recuperación de otros valores como el zinc y el plomo presentes en la

MENA porque sus contenidos son bajos y solo dispersan o distribuyen a los elementos de

real interés como son la plata y el estaño disminuyendo considerablemente su recuperación

total.

Es posible obtener concentrados de plata con mas de 1500 g/t y recuperaciones que estén

alrededor de 57%; inclusive, es posible obtener concentrados más ricos con mas de 2000 g/

t Ag pero a costa de la recuperación. Mientras que el concentrado final de estaño tiene una

ley por encima de 50% con una recuperación total de 37.60%, aunque esta recuperación

total puede subir en función del tipo de producto final que se desee obtener, por ejemplo

solo se puede pretender un preconcentrado de alta ley.

Es necesario el empleo de un equipo centrifugo para la operación de preconcentración a

partir del non float en vista del tamaño de grano que se está manejando, otro equipo

sencillamente no es recomendable, pero el producto preconcentrado proveniente de la

concentración centrifuga si es posible ser tratado adecuadamente en una mesa vibrante.

En cuanto a los reactivos usados en la recuperación de la plata son los que habitualmente

se pueden encontrar en el mercado de este rubro, solamente el espumante usado

corresponde al producto comercializado por la firma CARMAR, ER-370, aunque es oportuno

mencionar que puede ser usado cualquier otro espumante, el resultado será similar.

9) CONCLUSIONESPor los resultados obtenidos, los análisis efectuados y las observaciones durante las

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pruebas experimentales se pueden concluir lo siguiente:

- La ley de cabeza de la muestra con la que se realizaron las pruebas, con una densidad de 2.855 g/cm3, tiene aproximadamente los siguientes valores:

Sn 4.33 %S 19.51 %Zn 1.74 %Pb 1.07 %Ag 2.53 Dm

- La recuperación del mineral de plata, a través de una flotación diferencial, es

factible y se logran resultados con los siguientes índices metalúrgicos: 1500 g/t Ag

con una recuperación de 56.67% y un radio de enriquecimiento de 6.08.

- Para ello es necesario lograr una molienda por debajo de 150 Mallas Tyler y

efectuar un control adecuado de las condiciones de operación y consumo de

reactivos. Los reactivos son los que existen en el mercado del rubro.

- No es recomendable la recuperación de otros elementos presentes en la MENA,

como el Zn y Pb por ejemplo, porque sus contenidos son muy bajos y propician

una distribución de los elementos de real interés como son la plata y el estaño

diluyendo, de esta manera, aun más la recuperación total.

- A partir del non float final de la flotación de sulfuros es posible realizar un

tratamiento de preconcentración de casiterita empleando un equipo centrifugo en

este caso se empleo el concentrador Falcon y a partir de este preconcentrado,

tratar en mesas vibrantes como etapa de concentración o limpieza.

- Los resultados alcanzados son susceptibles de ser mejorados en virtud de la

recirculación de productos intermedios y los resultados tienen validez para el tipo

de muestra con el que se realizo la experimentación.

10) BIBLIOGRAFIA Ing. Hinojosa Octavio, Informe pruebas de flotación diferencial y concentración

centrifuga – mesa para recuperación de valores de plata y estaño a partir de sulfuros complejos denominados colas de flotación, para Mimetco, Oruro 2007

Dr. Ing, Carlos Serrano Apuntes de Cátedra de flotación Potosí UATF. M.Sc. Ing. Napoleón Jacinto E., Apuntes de concentracion de minerals, Oruro, 1999

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