tÍtulo · 2019-02-18 · publicaciÓn del texto completo yo, jÉssica briggette jara cueva,...
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TÍTULO:
AUTORA:
Jéssica Briggette Jara Cueva
DIRECTOR:
Ing. Jorge Michael Valarezo Riofrío, Mg. Sc
Loja-Ecuador
2019
Tesis de grado previa a la
obtención del título de Ingeniera
en Geología Ambiental y
Ordenamiento Territorial
JÉSSICA JARA CUEVA II
II. CERTIFICACIÓN
Ingeniero.
Jorge Michael Valarezo Riofrío, Mg. Sc.
DIRECTOR DE TESIS Y DOCENTE DE LA CARRERA DE GEOLOGÍA
AMBIENTAL Y ORDENAMIENTO TERRITORIAL DE LA UNIVERSIDAD
NACIONAL DE LOJA
CERTIFICA
Haber dirigido, asesorado, y dirigido el presente trabajo de tesis de grado realizado
por la señorita egresada: JÉSSICA BRIGGETTE JARA CUEVA con C.I.,
1105658213, en su proceso de investigación denominado “OPTIMIZACIÓN DEL
TIEMPO DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL INCREMENTO DE LA
RECUPERACIÓN POR FLOTACIÓN DE LOS MINERALES PROCESADOS EN
LA PLANTA DE BENEFICIO FAYUMA CÓD.30000421 DE LA PROVINCIA EL
ORO, CANTÓN PORTOVELO, SECTOR EL PACHE. ECUADOR”, previo a la
obtención del título de Ingeniera en Geología Ambiental y Ordenamiento Territorial,
mismo que cumple con la reglamentación y políticas de investigación, en consecuencia
me permito autorizar su presentación, sustentación y defensa.
Loja, 03 de Enero del 2019
Ing. Jorge Michael Valarezo Riofrío, Mg. Sc.
DIRECTOR DE TESIS
JÉSSICA JARA CUEVA III
III. AUTORÍA
Yo, JÉSSICA BRIGGETTE JARA CUEVA declaro ser la autora del proyecto de tesis
y eximo expresamente a la Universidad Nacional de Loja y a sus representantes jurídicos,
de posibles reclamos o acciones legales, por el contenido de la misma.
Adicionalmente acepto y autorizo a la Universidad Nacional de Loja, la publicación de
mi tesis en el Repositorio Institucional-Biblioteca Virtual.
Firma
Cédula: 1105658213
Fecha: 8 de febrero del 2019
JÉSSICA JARA CUEVA IV
IV. CARTA DE AUTORIZACIÓN DE TESIS DE PARTE DE LA AUTORA,
PARA LA CONSULTA, REPRODUCCIÓN PARCIAL O TOTAL Y
PUBLICACIÓN DEL TEXTO COMPLETO
Yo, JÉSSICA BRIGGETTE JARA CUEVA, declaro ser la autora de la tesis titulada:
OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL
INCREMENTO DE LA RECUPERACIÓN POR FLOTACIÓN DE LOS
MINERALES PROCESADOS EN LA PLANTA DE BENEFICIO FAYUMA
CÓD.30000421 DE LA PROVINCIA EL ORO, CANTÓN PORTOVELO,
SECTOR EL PACHE. ECUADOR., como requisito para optar por el grado de:
INGENIERA EN GEOLOGÍA AMBIENTAL Y ORDENAMIENTO
TERRITORIAL, autorizo al Sistema Bibliotecario de la Universidad Nacional de Loja
para que con fines académicos, muestre al mundo la reproducción intelectual de la
Universidad, a través de la visibilidad de su contenido de la siguiente manera en el
Repositorio Digital Institucional (RDI).
Los usuarios pueden consultar el contenido de este trabajo en el RDI, en las redes de
información del país y del exterior, con las cuales tenga convenio la Universidad.
La Universidad Nacional de Loja no se responsabiliza por el plagio o copia de la tesis que
realice un tercero.
Por constancia de esta autorización, en la ciudad de Loja, a los ocho días del mes de
febrero del dos mil diecinueve
Firma:
Autora: Jéssica Briggette Jara Cueva
Cédula: 1105658213
Dirección: Loja (El Rosal, García Lorca y Benito Pérez)
Correo electrónico: [email protected]
Teléfono: 2710038 Celular: 0997834286
DATOS COMPLEMENTARIOS
Director de Tesis: Ing. Jorge Michael Valarezo Riofrío, Mg. Sc.
Tribunal de grado: Ing. Carlomagno Nixon Chamba Tacuri, Mg. Sc.
Ing. Julio Eduardo Romero Sigcho, Mg. Sc.
Ing. Fabián Ricardo Ojeda Pardo, Mg. Sc.
JÉSSICA JARA CUEVA V
V. DEDICATORIA
Con un inmenso agradecimiento dedico el presente trabajo de investigación a mis
queridos padres Miguel Jara e Irma Cueva, quienes han sabido guiarme y apoyado
incondicionalmente a lo largo de mi vida, lo cual me ha permitido poder culminar con
éxito esta etapa universitaria.
A mi hija Emily quien ha sido mi mayor motivación para ser mejor cada día, a tu corta
edad me has enseñado y aun me sigues enseñando muchas cosas de la vida.
A mi hermana Mayra por haber sido un apoyo incondicional siempre que lo he necesitado.
Jéssica Jara Cueva
JÉSSICA JARA CUEVA VI
VI. AGRADECIMIENTO
Mi agradecimiento muy especial a mis padres y hermanos por el apoyo incondicional
brindado a lo largo de estos años.
De igual manera a la Universidad Nacional de Loja, la carrera de Geología Ambiental y
Ordenamiento Territorial, y cada uno de los docentes que la conforman por las enseñanzas
impartidas a lo largo de este proceso.
A los directivos de la Planta de Beneficio Fayuma de la ciudad de Portovelo, al Ing. Iván
Puglla, por permitirme desarrollar mi proyecto de investigación en las instalaciones de la
misma. Particularmente al Ing. Michael Valarezo docente y director de tesis, quien con
su profesionalismo, apoyo incondicional y experiencia supo guiarme para culminar con
éxito este trabajo de investigación
Al Ing. Juan Carlos Quintuña Técnico del Laboratorio Metalúrgico de la UTPL, quien
con su experiencia supo guiarme durante el desarrollo del presente trabajo de
investigación.
JÉSSICA JARA CUEVA VII
CONTENIDO II. CERTIFICACIÓN ................................................................................................................II
III. AUTORÍA ...........................................................................................................................III
IV. CARTA DE AUTORIZACIÓN ........................................................................................ IV
V. DEDICATORIA ................................................................................................................... V
VI. AGRADECIMIENTO ....................................................................................................... VI
1. TÍTULO ..............................................................................................................................1
2. RESUMEN ..........................................................................................................................2
3. INTRODUCCIÓN ..............................................................................................................5
4. REVISIÓN DE LITERATURA ........................................................................................8
4.1. Molienda de minerales ...............................................................................................8
4.1.1. Parámetros tecnológicos de molienda ...............................................................9
a) Velocidad crítica (rpm) ..............................................................................................9
b) Volumen de carga .....................................................................................................10
c) Tamaño de los medios de molienda .........................................................................10
4.1.2. Tipos de Molienda: Molienda Húmeda y Molienda Seca ..............................11
4.2. Molino de bolas .....................................................................................................12
4.2.1. Circuitos de molienda .......................................................................................12
4.2.2. Eficiencia de molienda ......................................................................................13
4.2.3. Consumo energético en molienda ....................................................................14
4.3. Flotación de minerales .............................................................................................15
4.3.1. Reactivos ...........................................................................................................16
4.3.2. Clasificación de los reactivos ...........................................................................16
4.3.3. Fórmulas para el uso de reactivos de flotación ...............................................18
4.3.4. Índices metalúrgicos .........................................................................................19
5. MATERIALES Y MÉTODOS ........................................................................................21
5.1. MATERIALES .........................................................................................................21
5.1.1. Materiales de campo .............................................................................................21
5.1.2. Materiales de laboratorio .....................................................................................21
5.1.3. Materiales de oficina ........................................................................................22
5.2. Metodología...............................................................................................................22
5.2.1. Muestreo del material en estudio.........................................................................22
5.2.2. Mineralogía y petrografía de la roca ...............................................................23
a) Descripción microscópica de la roca .......................................................................23
JÉSSICA JARA CUEVA VIII
b) Descripción macroscópica ........................................................................................24
5.2.3. Humedad del material ......................................................................................24
5.2.4. Densidad ............................................................................................................25
5.2.5. Resistencia a la compresión simple de la roca ................................................26
5.2.6. Trituración del material ...................................................................................28
5.2.7. Homogenización y cuarteo ...............................................................................29
5.2.8. Molienda ............................................................................................................31
5.2.9. Análisis granulométrico y tiempos óptimos de molienda ...............................34
5.2.10. Flotación ............................................................................................................35
5.2.11. Análisis químico ................................................................................................39
6. RESULTADOS .................................................................................................................40
6.1. Ubicación y acceso del área de estudio ....................................................................40
6.1.1. Ubicación ...............................................................................................................40
6.1.2. Acceso ....................................................................................................................42
6.2. Datos generales del área de estudio .........................................................................42
6.3. CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL DE ESTUDIO ......................................43
6.3.1. Mineralogía y Petrografía ................................................................................43
6.3.2. Contenido de humedad.....................................................................................46
6.3.3. Densidad y peso especifico ...............................................................................47
6.3.4. Resistencia a la compresión simple de la roca ................................................47
6.4. DESCRIPCIÓN DEL ACTUAL PROCESO DE BENEFICIO DE LA PLANTA
FAYUMA ..............................................................................................................................48
6.2. Proceso de conminución del material ...........................................................................49
6.4.1. Apilado del material .........................................................................................49
6.4.2. Tolva de gruesos ...............................................................................................50
6.4.4. Trituración primaria ........................................................................................51
6.4.5. Cribado ..............................................................................................................52
6.4.6. Trituración secundaria .....................................................................................53
6.4.7. Molienda ............................................................................................................54
6.4.8. Clasificación ......................................................................................................56
6.4.9. Concentración gravimétrica ............................................................................57
6.4.10. Flotación ............................................................................................................59
6.5. PRUEBAS METALÚRGICAS ................................................................................60
6.6. Molienda....................................................................................................................60
6.6.1. Tiempos de molienda ........................................................................................60
JÉSSICA JARA CUEVA IX
6.7. Flotación ....................................................................................................................65
6.7.1. Valores de la recuperación y contenido de cobre de las pruebas metalúrgicas
67
6.7.2. Curva cinética Tiempo de molienda vs Recuperación ...................................69
7. DISCUSIÓN DE RESULTADOS ...................................................................................72
8. CONCLUSIONES ............................................................................................................74
9. RECOMENDACIONES ..................................................................................................76
10. BIBLIOGRAFÍA ..........................................................................................................78
11. ANEXOS .......................................................................................................................79
JÉSSICA JARA CUEVA X
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1: Dosificación de reactivos para las pruebas de flotación .............................................38
Tabla 2: Coordenadas Planta de Beneficio Fayuma .................................................................40
Tabla 3: Datos Generales Planta Fayuma ................................................................................42
Tabla 4: Valores de ensayo de densidad y peso específico ........................................................47
Tabla 5: Valores de la Resistencia a la compresión simple .......................................................47
Tabla 6: Especificaciones técnicas del alimentador ..................................................................50
Tabla 7: Especificaciones técnicas Trituradora de Mandíbulas Primaria ................................51
Tabla 8: Especificaciones Técnicas Criba vibratoria Lineal ZD 224 ........................................52
Tabla 9: Especificaciones Técnicas trituradora secundaria ......................................................53
Tabla 10: Especificaciones Técnicas dosificador de oscilación ................................................54
Tabla 11: Especificaciones Técnicas molino de Bolas de 5x7 pies ............................................56
Tabla 12: Especificaciones Técnicas hidrociclón ......................................................................57
Tabla 13: Especificaciones Técnicas Concentrador gravimétrico .............................................58
Tabla 14: Reactivos para Flotación ..........................................................................................59
Tabla 15: Análisis granulométrico tiempo de molienda 35 min.................................................61
Tabla 16: Análisis granulométrico tiempo de molienda 30 min .................................................61
Tabla 17: Análisis granulométrico tiempo de molienda 25 min ................................................62
Tabla 18: Análisis granulométrico tiempo de molienda 21 min ................................................63
Tabla 19: Análisis granulométrico tiempo de molienda 18 min ................................................63
Tabla 20: Análisis granulométrico tiempo de molienda 15 min ................................................64
Tabla 21: Tiempos de molienda para el proceso de flotación ....................................................64
Tabla 22: Ley de cabeza del material ........................................................................................65
Tabla 23: Concentración y dosificación de reactivos ................................................................65
Tabla 24: Flotación de molienda 21min. 1 A ............................................................................66
Tabla 25: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min A ........67
Tabla 26: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min B .......67
Tabla 27: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 18min A .......67
Tabla 28: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min B .......68
Tabla 29: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 15min A ........68
Tabla 30: Tiempo de molienda y recuperación de Cobre ..........................................................68
Tabla 31: Contenido de Oro en concentrado y relave de las pruebas metalúrgicas ..................69
JÉSSICA JARA CUEVA XI
ÍNDICE DE FOTOGRAFÍAS
Fotografía 1: Apilado del material de estudio ...........................................................................23
Fotografía 2: a) Muestreo de la roca, b) pesado del material en la balanza ...............................23
Fotografía 3: Pesado del material en balanza de 3 dígitos para determinar el contenido de
humedad .....................................................................................................................................24
Fotografía 4: Determinación de densidad y peso específico del material por el método del
picnómetro .................................................................................................................................26
Fotografía 5: Corte de la roca en la cortadora con disco de diamante .......................................27
Fotografía 6: Aplicación de la carga a la muestra de roca en la prensa de hormigón de 200t ...28
Fotografía 7: Trituradora de Mandíbulas marca Retsch de dimensiones 320*960*800 mm .....28
Fotografía 8: Tamizado del material triturado a malla #10 .......................................................29
Fotografía 9: Homogenización de la muestra mediante el método del roleo ............................30
Fotografía 10: Cuarteo o división de la muestra mediante el método de división por
incremento..................................................................................................................................30
Fotografía 11: Lotes de 1kg de muestra ....................................................................................31
Fotografía 12: Molino de bolas de 7.2" * 9.8" .........................................................................31
Fotografía 13: Cilindro del molino de bolas de 7.2" * 9.8". .....................................................32
Fotografía 14: medio molturante (bolas de acero) ....................................................................33
Fotografía 15: Material del proceso de molienda ......................................................................33
Fotografía 16: Análisis granulométrico en seco (tamices #18, #35, #60, #120, #200, #230, #325
y #400) .......................................................................................................................................35
Fotografía 17: a) Reactivos empleados en la Flotación de minerales (Xantato z6, Aerofloat
1404, a-31 y Dowfroth 250, b) pesado de cada uno los reactivos ...............................................36
Fotografía 18: Acondicionamiento previo a la flotación en la celda Denver.............................37
Fotografía 19: Espumas de flotación de la celda Denver ..........................................................38
Fotografía 20: Muestra de roca (Cód. JBJC 001) ......................................................................44
Fotografía 21: Sección delgada de roca andesita .......................................................................44
Fotografía 22: Muestra de roca (Cód. JBCJ 002) ......................................................................45
Fotografía 23: Sección delgada de roca andesita ......................................................................46
Fotografía 24: Zona de stock del material Planta Fayuma ........................................................49
Fotografía 25: Perfil tipo riel con separación de 25 cm ............................................................50
Fotografía 26: a) Trituradora de mandíbulas primarias, b) boca de alimentación de 200mm ...52
Fotografía 27: a) Criba vibratoria lineal, b) Abertura de la malla de 3/4" ................................53
Fotografía 28: Trituradora de mandíbulas secundaria ...............................................................54
Fotografía 29: Bolas de diámetro de 2.5"..................................................................................55
Fotografía 30: Molino de bolas de 5x 7 pies .............................................................................56
Fotografía 31: Hidrociclón D6 ..................................................................................................57
Fotografía 32: Concentrador Gravimétrico Icon i 350 ..............................................................58
Fotografía 33: Celdas de flotación mecánicas de 4.5x5x6 ft .....................................................60
JÉSSICA JARA CUEVA XII
ÍNDICE DE FIGURAS
-
Figura 1: Esquema de las partes de un molino de bolas estándar ..............................................12
Figura 2: Esquema de adhesión selectiva B: burbuja; P: partícula; s-g: sólido-gas; s-l: solido-
líquido ........................................................................................................................................16
Figura 3: Esquema de un concentrador con dos productos........................................................19
Figura 4: Ubicación de la zona de estudio .................................................................................41
JÉSSICA JARA CUEVA 1
1. TÍTULO
OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL
INCREMENTO DE LA RECUPERACIÓN POR FLOTACIÓN DE LOS
MINERALES PROCESADOS EN LA PLANTA DE BENEFICIO FAYUMA
CÓD.30000421 DE LA PROVINCIA EL ORO, CANTÓN PORTOVELO,
SECTOR EL PACHE. ECUADOR.
JÉSSICA JARA CUEVA 2
2. RESUMEN
El presente proyecto de investigación denominado “OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO
DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL INCREMENTO DE LA RECUPERACIÓN
POR FLOTACIÓN DE LOS MINERALES PROCESADOS EN LA PLANTA DE
BENEFICIO FAYUMA CÓD.30000421 DE LA PROVINCIA EL ORO, CANTÓN
PORTOVELO, SECTOR EL PACHE. ECUADOR, fue desarrollado en base a una serie
de pruebas y ensayos de laboratorio, se manipularon variables como tiempos de molienda,
dosificación sólido-líquido (S:L), porcentaje de sólidos en la pulpa, granulometría; en las
pruebas metalúrgicas de flotación se determinó la concentración y dosificación de los
reactivos conforme a las condiciones actuales que se llevan a cabo en la Planta de
Beneficio Fayuma.
Se realizó la caracterización del material de estudio, en el cual se determinó sus
propiedades mineralógicas y petrográficas, se trata de rocas ígneas andesítica
horbléndicas y basálticas de color gris, con textura porfídica, de la concesión minera Las
Juntas, perteneciente al Distrito Minero Zaruma- Portovelo
Las propiedades físicas que presenta la roca son: contenido de humedad de 11.54%,
la densidad se la determinó mediante el ensayo del picnómetro cuyo resultado fue de 2.75
gr/cm3. La resistencia a la compresión simple de la roca se la determinó en el Laboratorio
de Suelos ESTSUELCON cuyo resultado es de 1197.93gr/cm2.
Se desarrolló 6 pruebas de molienda con el respectivo análisis granulométrico, en el
cual se definió el tiempo de molienda de: 21 minutos cuyo pasante de la malla #200 del
73.231% y un tamaño de partícula D80 de 92µm; molienda de 18 minutos cuyo pasante
de la malla #200 del 67.85% con D80 de 106µm; y, finalmente la molienda de 15 minutos
con el pasante de la malla #200 de 62.17% y el D80 de 124 µm, para el respectivo ensayo
de flotación.
Para la flotación que es un proceso físico-químico de minerales, se realizó 6 ensayos
con los tiempos de molienda previamente establecidos, la mejor recuperación se
determinó en el tiempo de molienda de 18 min con un 92.55%, pero el contenido de cobre
(Cu) es muy bajo de 4.44%.
JÉSSICA JARA CUEVA 3
Es por ello que el tiempo de molienda correspondiente a 21minutos se determinó
como el tiempo óptimo puesto que se obtuvo una recuperación de 85.13%; con un
contenido de contenido de Cu de 21.18%, lo cual es económicamente rentable puesto que
en la Planta Fayuma se comercializa concentrado de Cu con un contenido del 14%.
ABSTRACT
This research Project called “OPTIMIZATION OF GRINDING TIME THAT
WILL ALLOW THE INCREASE OF THE RECOVERY BY FLOATING PROCESSED
MINERALS IN THE FAYUMA BENEFIT PLANT COD. 30000421 OF THE
PROVINCE EL ORO, CANTON PORTOVELO, SECTOR EL PACHE. ECUADOR,
was developed based on a series of tests and laboratory tests, variables such as milling
times, dosage S:L, percentage of solids in the pulp granulometry; in the metallurgical
flotation tests, the concentration and dosing of the reagents was determined according to
the current conditions that are carried out in the Fayuma Benefit Plant.
The characterization of the study material was carried out in wich its mineralogical
and petrographic properties were determined, it is an andesitic igneous and basaltic
igneous rocks with a porphyritic texture, of the Las Juntas Mining Concession, belonging
to the Mining District Zaruma-Portovelo
The physical properties of the rock are, moisture content of 11.54%, the density
was determined by the test of the pycnometer whose result was 2.75 gr/cm3. The
resistance to simple compression of the rock was determined in the ESTSUELCOM Soil
Laboratory, wich resulted in 1197.93 gr/cm2
Six grinding tests were developed with the respective granulometric analysis, in
which the grinding time was defined as: 21 minutes whose intern mesh # 200 of 73.231%
and a particle size D80 of 92μm; 18-minute milling whose mesh intern # 200 of 67.85%
with D80 of 106μm; and, finally, the grinding of 15 minutes with the intern of the mesh
# 200 of 62.17% and the D80 of 124μm, for the respective flotation test.
JÉSSICA JARA CUEVA 4
For flotation, which is a physical-chemical process of minerals, 6 tests were
carried out with the milling times previously established, the best recovery was
determined in the grinding time of 18 min with 92.55%, but the copper content is very
low of 4.44%. That is why the grinding time corresponding to 21 minutes was determined
as the optimal time since a recovery of 85.13% was obtained; with a content of Cu content
of 21.18%, which is economically profitable since in the Fayuma Plant Cu concentrate
with a content of 14% is commercialized.
JÉSSICA JARA CUEVA 5
3. INTRODUCCIÓN
En base a las investigaciones realizadas por la Dirección Nacional de Geología (
DINAGE1990), Ecuador es un país de grandes riquezas naturales con un elevado
potencial geológico-minero, evidenciando la presencia de oro, plata, cobre y zinc, en los
depósitos metálicos del territorio ecuatoriano; pudiendo identificar distritos mineros, los
cuales se encuentran tipificados por su particular estilo de mineralización, siendo uno de
ellos el Distrito Zaruma- Portovelo, donde se desarrollan labores mineras , incluyendo la
etapa de beneficio del mineral. (Prodeminca, 2000)
Según informe Agencia de Regulación y Control Minero (ARCOM 2018), en el
cantón Portovelo existe un número estimado de 104 Plantas de Beneficio, las mismas que
tienen una producción de 1800 Tn/día en conjunto, siendo el tonelaje promedio de
150Tn/día de la capacidad instalada. En estas plantas se procesan materiales de diferente
naturaleza (menas), principalmente de los yacimientos y vetas polimetálicas de Zaruma
y Portovelo, para lo cual es necesario conocer sus propiedades mineralógicas y
petrográficas del material a beneficiar.
El principal propósito del beneficio de minerales, es obtener mayores beneficios
económicos y generar menos daños al ambiente, por esta razón las empresas tienen la
necesidad de mejorar sus técnicas e introducir nuevas tecnologías continuamente en el
procesamiento de los minerales.
Según A. J. Linch (1980), el procesamiento de los minerales en una planta de
beneficio inicia con la preparación mecánica, la cual abarca la clasificación, trituración y
molienda respectivamente y como etapa siguiente el proceso de beneficio del mineral
como tal, siendo los procesos de trituración y molienda los que generan mayores gastos
energéticos. (Linch, 1980)
Es por ello que el presente trabajo de investigación sobre “LA OPTMIZACIÓN DEL
TIEMPO DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL INCREMENTO DE LA
RECUPERACIÓN DE LOS MINERALES PROCESADOS EN LA PLANTA DE
BENEFICIO FAYUMA COD. 30000421 DE LA PROVINCIA EL ORO, CANTÓN
PORTOVELO, SECTOR EL PACHE. ECUADOR, permitirá aumentar el grado de
recuperación actual que mantiene la Planta de Beneficio Fayuma y a la vez disminuir los
JÉSSICA JARA CUEVA 6
gastos energéticos empleados en el proceso de molienda, para lo cual se analizará
principalmente los tiempos de molienda y grados de recuperación obtenidos a nivel de
laboratorio del material que proviene de la Concesión Las Juntas, el cual es un material
rico en cobre, contiene principalmente minerales de bornita y calcopirita.
Dichos resultados serán validados con los valores actuales de recuperación que tiene
la Planta de Beneficio Fayuma para este material.
Para el desarrollo de la presente investigación, se plantearon los siguientes objetivos:
Objetivo General
- Optimizar el tiempo de molienda de los materiales auríferos, lo que permitirá
incrementar la recuperación por el método de flotación en la Planta de Beneficio
aurífero “FAYUMA”, Cód. 30000421.
Objetivos específicos
- Caracterizar las propiedades mineralógicas y petrográficas de los materiales que
se procesan en la Planta de Beneficio FAYUMA, así como también sus
propiedades físico-mecánicas.
- Describir y analizar los procesos de conminución y beneficio de los materiales
que se procesan en la Planta de Beneficio FAYUMA.
- Determinar el tiempo óptimo de molienda a nivel de laboratorio y su relación en
el proceso de flotación de la Planta de Beneficio.
El alcance del presente proyecto de investigación pretende determinar el tiempo
óptimo del proceso de molienda en húmedo de los materiales auríferos; analizando en el
contexto secuencial desde las propiedades físico-mineralógicas y petrográficas de los
materiales hasta la secuencia tecnológica con el cual ingresan éstos a la Planta de
Tratamiento y Beneficio FAYUMA.
JÉSSICA JARA CUEVA 7
Se describirán y manipularán variables como: tiempo medio de molienda,
dosificación sólido-líquido (S: L) en el molino, tamaño e índice de sodomía, porcentaje
de entrada y salida (D80 – d80), dosificación de los reactivos que se mantendrán con la
dosificación actual de la Planta de Beneficio Fayuma para este material de la Concesión
Minera Las Juntas.
JÉSSICA JARA CUEVA 8
4. REVISIÓN DE LITERATURA
El procesamiento de minerales, se dedica a la extracción de minerales, y se prepara la
mena para la extracción del mineral valioso de interés; pero además de ello se produce un
producto final comercial. Regula el tamaño de la mena, ya que se trata de un proceso de
separación física de los granos minerales valiosos de la ganga y de esta manera producir
una porción enriquecida o concentrado.
Es por ello que en el tratamiento de los minerales se puede diferenciar dos operaciones
fundamentales; la liberación o desprendimiento de los minerales valiosos de los minerales
de la ganga y la separación de esos valores de la ganga; este proceso conocido como
concentración. Para dicha separación se realiza por medio de la pulverización o molido,
lo cual implica trituración primaria, secundaria o terciaria de ser necesario; luego de ello
se realiza la molienda del material hasta obtener un tamaño de partícula, tal que el
producto sea una mezcla de las partículas del mineral y de ganga relativamente limpias.
El mineral valioso debe estar libre de ganga, pero solo apenas libre. Después de ello el
mineral se somete a algún proceso de concentración que separa los minerales en dos o
más productos.
La separación por lo general se realiza por la diferencia entre las propiedades físicas
o químicas del mineral valioso y los minerales de la ganga contenidos en el material.
(Wills & Napier-Mum, 2006).
4.1. Molienda de minerales
La molienda es la última etapa en el proceso de conminución de minerales; en esta
etapa, las partículas se reducen de tamaño mediante una combinación de impacto y
abrasión, ya sea molienda seca o húmeda. Se realiza en equipos denominados molinos,
que son de acero cilíndrico giratorio que contienen una carga para realizar la molienda
del mineral denominado medio moledor, los cuales se mueve libremente dentro del
molino, reduciendo así el tamaño de las partículas de mineral.
El medio moledor puede ser barras o bolas de acero. El principal propósito de la
molienda, es ejercer un control estricto sobre el tamaño de este producto y, por esta razón,
JÉSSICA JARA CUEVA 9
a menudo se dice que la molienda correcta es la clave para un buen procesamiento de
minerales. (Wills & Napier-Mum, 2006).
4.1.1. Parámetros tecnológicos de molienda
Existe una serie de elementos importantes que influyen en la molienda de los
materiales.
Estos son:
Velocidad Crítica.
Tamaño del medio moledor.
Volumen de carga.
Potencia.
Tipos de Molienda: húmeda y seca.
a) Velocidad crítica (rpm)
“Se define a la velocidad crítica, a la velocidad de rotación en la cual las bolas
empiezan a centrifugar en las paredes del molino y no son proyectadas en el interior del
molino. Haciendo un balance entre la fuerza de gravedad y la fuerza centrífuga sobre
una bola en la pared del molino, la velocidad crítica resulta ser:
𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑐𝑟í𝑡𝑖𝑐𝑎 = 76.6√𝐷 − 𝑑
Donde:
D= diámetro interno del molino
d= diámetro máximo de bolas
Mediante esta ecuación se puede determinar la velocidad de giro del molino,
mediante a expresión:
𝑁𝑐 = 𝑁𝑐𝑟𝑖𝑡 ∗ Φ
JÉSSICA JARA CUEVA 10
Donde:
Nc= Velocidad giro molino, rpm
Φ= Fracción velocidad crítica utilizada, %, (0→100)
Ncrit= velocidad crítica rotación molino
Es razonable esperar que el movimiento de la carga en un molino dependerá de la
fracción de velocidad crítica a la cual el molino opera.” (Austin & A., 1994)
b) Volumen de carga
El volumen de carga de un molino, es el porcentaje del volumen interior del
molino que se encuentra ocupado por el medio moledor e incluye los espacios que quedan
libres entre los medios. Este valor se puede obtener en forma aproximada por la relación:
𝑉𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑑𝑒 𝑐𝑎𝑟𝑔𝑎 = 113 − 126𝐻𝑐
𝐷𝑚
Donde:
Hc= distancia interior de la parte superior del molino a la parte superior de la carga
estacionaria.
Dm= diámetro interior del molino
El volumen de la carga debe ser entre el 40-50% del volumen interno del molino,
o sea alrededor del 40% de este espacio vacío sería lo óptimo.
c) Tamaño de los medios de molienda
Como resultado del desgaste, todos los molinos contienen un intervalo de tamaños de
los medios al que se conoce como carga molturante. En forma regular es necesario agregar
medio de reposición, del tamaño más grande en su mayoría, y la necesidad la determina
la disminución del consumo de energía del molino. El tamaño del medio de reposición
condiciona el tamaño medio de la carga, y este a su vez el tamaño medio de las partículas
en proceso de molienda.
JÉSSICA JARA CUEVA 11
La selección del tamaño de los medios es una avenencia entre dos factores, ya que
al disminuir el tamaño relativo de los medios, aumenta el área de superficie para
molienda, aumentando así la capacidad. Por otra parte, al aumentar el tamaño de los
medios, aumenta la fuerza que se ejerce entre las superficies de molienda de tal manera
que se pueden moler partículas más grandes. (Errol. G. & Spottiswood, 1990)
d) Potencia (HP)
La potencia estimada de un molino en función de su par mecánico fue descrita por
(Duda, 1977), mediante la siguiente expresión:
𝑃𝑚𝑜𝑙𝑖𝑛𝑜 = 9.81 ∗ 𝐵 ∗ 𝑚𝑇 ∗ (2𝜋𝑁
60) ∗ sin 𝜗
Donde:
B: relación geométrica entre el centro de gravedad y nivel de llenado del molino
mT: peso total del molino
N: velocidad a la que gira el molino, expresada en rpm (Ocampo Ramírez Arturo,
2016).
4.1.2. Tipos de Molienda: Molienda Húmeda y Molienda Seca.
La molienda se pude realizar ya sea vía seca o húmeda, la diferencia entre ambos
medios se suele caracterizar por una humedad en torno al 8%, en este valor produce en
los productos una cierta adherencia y marca un límite en la tendencia del comportamiento
dentro de los equipos de molienda. Por debajo se considera humedad superficial y el
trabajo de los equipos es en seco, siendo deseable que esta humedad no rebase el 3-4%,
este tipo de molienda se produce principalmente en la industria del cemento.
El trabajo en húmedo se caracteriza por unos rangos de humedad elevados, del 40%
al 70% de agua en volumen lo que representa para la mayoría de los minerales unos
valores de Sp (relación de sólidos en peso) entre 55 y 80%, siendo el tipo de molienda
más empleado para los minerales de interés que se procesan en el mundo. (Blanco, 2016).
JÉSSICA JARA CUEVA 12
4.2. Molino de bolas
Los molinos de bolas son esencialmente reactores que transforman partículas
grandes en partículas más pequeñas, son equipos sencillos, relativamente baratos de
construir, seguros, fáciles de controlar, mantener y además tienen bajos requerimientos
de energía por tonelada de producto comparados con otros tipos de equipos de molienda.
(Blank, 1975).
Figura 1: Esquema de las partes de un molino de bolas estándar
Fuente: (Bullón, 2012)
Los cuerpos moledores son bolas que pueden estar fabricadas de acero de
fundición, acero forjado y éste puede estar aleado al Cr-Mo, para ser resistentes al
desgaste por impacto o aleado con Ni, para ser más resistentes a la abrasión (bolas de
acero muy duro) y suelen ser de diferentes tamaños aún en el mismo molino para facilitar
la molienda. (Bond, 1960).
4.2.1. Circuitos de molienda
En los procesos de molienda a que se desarrollaban anteriormente no se requería
un tamaño de partícula idóneo para lograr que exista la liberación de mineral por la
abundancia que existía de los mismos, es por ello que no existía un control del tamaño de
partícula producto de la molienda.
JÉSSICA JARA CUEVA 13
Actualmente debido a la escasez de minerales, la industria se vio en la necesidad
de contralar el tamaño de partícula para los procesos actuales de beneficio como es la
flotación, es por ello que actualmente se trabajan con dos tipos de circuitos:
a) Circuito cerrado
En el circuito cerrado, una vez que se haya realizado la molienda del mineral es
necesario colocar un clasificador, debido a que el producto final que tenga una fracción
más gruesa de material regrese al molino mediante el clasificador. La molienda en este
tipo de circuito, con altas cargas circulantes, produce un producto final estrechamente
clasificado y una alta producción por unidad de volumen, así mismo proporciona un bajo
tiempo de residencia para las partículas, para vencer la sobre molienda.
b) Circuito abierto
En la molienda en circuito abierto, a diferencia del circuito cerrado no posee un
clasificador, es por ello que presenta una gran variedad de tamaños de partícula, lo cual
no es eficiente para el proceso de beneficio del mineral. (Wills & Napier-Mum, 2006).
4.2.2. Eficiencia de molienda
Varios son los factores que inciden en la eficiencia de la molienda en un molino
de bolas, de densidad de la pulpa en el molino debe ser lo más alta posible y que fluya
fácilmente a través del molino. Es muy importante que las bolas estén cubiertas con una
cierta cantidad de mena, una pulpa demasiado diluida aumenta el contacto de metal a
metal, produciendo de esta manera un consumo elevado de acero y por ello una eficiencia
reducida en molienda.
Los molinos de bolas deben trabajar entre 65% y 80% de sólidos por peso, esto
dependiendo de la mena. La eficiencia de la molienda depende del área superficial del
medio de molienda, así las bolas deben ser lo más pequeña posibles y su carga se gradúa
de manera que las bolas grandes sean lo bastante pesadas para moler las partículas más
grandes y más duras de la alimentación. (Wills & Napier-Mum, 2006).
JÉSSICA JARA CUEVA 14
4.2.3. Consumo energético en molienda
Lynch (1977), menciona que en los experimentos que se han desarrollado a través de
la historia, han demostrado que en el proceso de reducción de tamaño, la energía
consumida por unidad de masa es proporcional a las pequeñas variaciones del tamaño de
partículas, y que la energía requerida para lograr dichas variaciones es inversamente
proporcional a una función inicial del tamaño inicial del mineral.
El autor Hukki (1975), propone la relación entre energía consumida-tamaño de la
partícula, es una combinación de 3 leyes:
𝑑𝐸 = −𝑘𝑑𝑙
𝑙"
Donde:
l= tamaño inicial de la partícula
l"= tamaño final de la partícula luego de ser sometida al respectivo proceso
E= energía consumida
K= constante 10Wi (está en dependencia del material procesado
Debido a las diferentes interpretaciones de Rittinger, Kick y Bond referente a esta
correlación, dieron lugar a las 3 conocidas leyes de la conminución:
El autor Rittinger (1867), establece que el área de la superficie nuevamente formada
es proporcional a la energía consumida en molienda:
𝐸 = 𝐾 (1
𝑃−
1
𝐹) , 𝑃 < 𝐹
F y P, tamaño de la partícula mineral antes y después de la molienda respectivamente
K, constante 10Wi (está en dependencia del material procesado)
Kick (1883), propone su teoría mediante es siguiente modelo:
JÉSSICA JARA CUEVA 15
𝐸 = 𝐾 (ln (1
𝑝) − ln (
1
𝑓))
Finalmente, el autor Bond (1950), plantea que a teoría de Rittinger es incorrecta, ya
que considera que toda la energía consumida en la molienda se aprovecha en la formación
de nuevas superficies, hoy se conoce que solo una pequeña parte de esta energía es
disipada en el rompimiento de los minerales. Es por ello que Bond (1960), expone su
modelo:
𝐸 = 𝐾 (1
√𝑃80−
1
√𝐹80)
Donde:
K=10Wi
Wi= Índice de trabajo (Work Índex)
P80= diámetro de salida
D80= diámetro de alimentación
El Work Índex es un parámetro que depende del material y del equipo que se emplea
para la conminución obtenido a escala de laboratorio. (Coello Velásquez & Tijonov,
2001).
4.3. Flotación de minerales
La flotación es un proceso físico-químico, cuyo principal objetivo es la separación de
especies minerales, a través de la adhesión selectiva de burbujas de aire a las partículas
minerales.
JÉSSICA JARA CUEVA 16
Figura 2: Esquema de adhesión selectiva B: burbuja; P: partícula; s-g: sólido-gas; s-l: solido-líquido
Fuente: (Castro, 2012)
Los principios en los que se basa la flotación son dos principalmente:
- El mineral hidrofóbico, repele y desplaza agua de la superficie de sus partículas,
lo cual permite la acción de las burbujas de aire que se unen a la partícula.
- Las burbujas de aire pueden mantener las partículas en la superficie, si se forma
una espuma estable, con la ayuda de los reactivos de flotación.
Existen especies con hidrofobicidad natural, como es el talco, grafito,
molibdenita; mientras que el resto de las especies minerales son hidrofílicas, por lo
tanto son seleccionables por una partícula mediante una corriente de burbujas.
La adhesión ocurre en agua, donde las partículas forman una pulpa mineral, y
donde se generan las burbujas de aire. Se establece un sistema trifásico, sólido
(mineral) - líquido (agua) - gas (aire). (Castro, 2012).
4.3.1. Reactivos
Los reactivos de flotación son el principal componente y la variable más
importante dentro del proceso de flotación, debido a que no se pude llevar a cabo el
proceso sin la presencia de los mismos. Al ser un componente indispensable en el proceso
de flotación los reactivos, lo influyen con una extraordinaria sensibilidad, ya que no
solamente influye el tipo de reactivo, sino también la combinación de los reactivos y su
cantidad, así como el método de dosificación. (Sutulov, 1963)
4.3.2. Clasificación de los reactivos
Son 3 los grupos principales, en los cuales se clasificación los reactivos de flotación:
JÉSSICA JARA CUEVA 17
a) Colectores
Su principal función es de proporcionar las propiedades hidrofóbicas a las superficies
de los minerales, son compuestos orgánicos, entre los más importantes se destacan:
- Xantatos: estos colectores tienen una gran difusión debido a su bajo costo, fuertes
propiedades colectoras y selectividad. Se los considera como reactivos
fundamentales para la flotación de sulfuros y para metales nativos.
- Ditiofosfatos-Aerofloats: son colectores líquidos que aparte de sus propiedades
colectoras posee propiedades espumantes. Debido a su naturaleza liquida y la poca
solubilidad en agua se recomienda que se lo agregue en los tanques
acondicionadores, antes de la flotación. Se debe emplear en cantidades más altas
que los Xantatos, debido a que son menos potentes. Las dosis normales están entre
25-125gr/Tn.
- Colectores carboxílicos: estos colectores han desempeñado un papel importante
en la flotación de metales, debido a sus fuertes propiedades colectoras. Sin
embargo, debido a su poca selectividad es poco eficiente la separación de los
sulfuros de la ganga, por lo cual se los ha reemplazado por otros colectores.
b) Espumantes
Los espumantes son compuestos que ayudan a la formación de burbujas, siendo
estas los centros de colección de las partículas minerales que van a flotar y de su medio
de transporte, desde la pulpa hacia la superficie. Entre los productos más usados en como
espumantes son el aceite de pino, el ácido cresílico, el aceite de eucalipto y otros aceites
naturales.
c) Modificadores
Los modificadores sirven para crear condiciones favorables en la superficie del mineral
para el correcto funcionamiento selectivo de los colectores. Como principal se encuentra
los reguladores del pH, siendo la más utilizada la cal. Así mismo dentro de este grupo se
encuentran los activadores, son los que favorecen la formación de superficies
JÉSSICA JARA CUEVA 18
hidrofóbicas, mientras que los depresores favorecen la hidratación de las superficies
minerales. (Sutulov, 1963).
4.3.3. Fórmulas para el uso de reactivos de flotación
La dosis de consumo o uso de los reactivos químicos que se utilizan en la flotación
se expresa generalmente en términos de gramo por tonelada métrica corta de mineral
tratado. Dependiendo del reactivo a emplear, este puede ser alimentado como un sólido
seco, como una solución en agua o dispersión, o en forma líquida no diluida en la
condición que se encuentre:
Para reactivos secos
(𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜) ∗ (1440𝑚𝑖𝑛𝑑í𝑎⁄ )
𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙𝑑𝑖𝑎⁄
=𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙
Los 1440 min/día, corresponde a las 24 horas de trabajo.
Para reactivos líquidos
(𝑚𝐿 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜𝑚𝑖𝑛⁄ ) ∗ (𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 ∗ 𝑔𝑠) ∗ (1440 𝑚𝑖𝑛
𝑑𝑖𝑎⁄ )
𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙𝑑𝑖𝑎⁄
=𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙
Los 1440 min/día, corresponde a las 24 horas de trabajo.
JÉSSICA JARA CUEVA 19
Para reactivos en solución
(𝑚𝐿 𝑠𝑜𝑙𝑢𝑐𝑖𝑜𝑛𝑚𝑖𝑛⁄ ) ∗ (
𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜𝐿 𝑠𝑜𝑙𝑢𝑐𝑖𝑜𝑛
⁄ ) ∗ (1440 𝑚𝑖𝑛𝑑𝑖𝑎⁄ )
𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙𝑑𝑖𝑎⁄ ∗ 1000
=𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙
Los 1440 min/día, corresponde a las 24 horas de trabajo.
4.3.4. Índices metalúrgicos
Los índices metalúrgicos son aquellos valores adimensionales que precisan la
calidad de la separación en el proceso de concentración, es importante que estos índices
estén apoyados por el respectivo balance de masa en el proceso de separación, puesto que,
si no se realiza esto, el cálculo de los índices puede generar números incorrectos que
desorienten las decisiones y el análisis de los circuitos de concentración. (Bustamante
Rúa, Gaviria Cartagena, & Restrepo Baena, 2008).
Balance de masa
Figura 3: Esquema de un concentrador con dos productos
Fuente: (Bustamante Rúa, Gaviria Cartagena, & Restrepo Baena, 2008)
En la figura se muestra un concentrador con dos productos, el concentrado y las colas
(relaves), los pesos de cada uno de los productos se representan con mayúscula, mientras
que los tenores (o porcentaje) con minúscula, haciendo el balance de masas se obtiene:
𝐴𝑡𝑎 = 𝐶𝑡𝑐 + 𝑇𝑡𝑐
JÉSSICA JARA CUEVA 20
Donde:
Ata=Peso del mineral en alimento con su ley
Ctc=Peso del concentrado con su ley
Ttc=Peso del relave con su ley
Clasificación de los índices metalúrgicos
a) Recuperación (R)
La recuperación se refiere a la relación que existe en una operación de concentración
entre el peso del material útil que hay en el concentrado con respecto a la cantidad de
mineral de la alimentación:
𝑅 =𝐶𝑡𝑐
𝐴𝑡𝑎
Donde:
Ctc=Peso del concentrado con su ley
Ata=Peso del mineral en alimento con su ley
b) Razón de enriquecimiento (RE)
A razón de enriquecimiento se refiere el tenor (o porcentaje) de mineral útil en el
concentrado (tc), respecto al tenor (o porcentaje) del mineral de alimentación (ta):
𝑅𝐸 =𝑡𝑐
𝑡𝑎
Estos son los índices metalúrgicos más empleados en el proceso de concentración de
minerales, para conocer la eficiencia del mismo. (Bustamante Rúa, Gaviria Cartagena,
& Restrepo Baena, 2008).
JÉSSICA JARA CUEVA 21
5. MATERIALES Y MÉTODOS
5.1. MATERIALES
5.1.1. Materiales de campo
Libreta de campo
Pala
Saquillo
Fundas herméticas
Recipientes de plástico de ½ L
5.1.2. Materiales de laboratorio
a) Los materiales empleados en la molienda
Molino de bolas de Batch modelo MIM (9.57"x 7.2"), energía proporcionada
por motor marca WEG de ½ HP
Carga molturante (126 bolas de acero)
1000gr de material pasante malla 10
1000mL de agua
Vibro tamiz
Juego de tamices estandarizados
Balanza electrónica
Pírex
Balde de plástico
Mufla
Fundas herméticas
b) Para los ensayos de flotación se emplearon los materiales
Celda de flotación marca Denver Sala
Paleta para recoger el material concentrado
2 pírex (para concentrado y relave)
Reactivos (modificador de pH, colector, espumante)
Piseta de agua destilada
3 probetas de 100mL
4 vasos de precipitación
Cal
pHmetro (Peachímetro)
JÉSSICA JARA CUEVA 22
5.1.3. Materiales de oficina
Computadora
Software Excel
Microsoft Word
Flash Memory
Hojas
Impresora
5.2. Metodología
Para el desarrollo del presente trabajo de investigación se empleó el método
científico-experimental, que se basa en la observación, experimentación y formulación
de pruebas para adquirir nuevos conocimientos, integrar o corregir los conocimientos
previos. Se manipularon variables como tiempo de molienda, relación sólido-liquido,
porcentaje de entra y salida (D80-d80).
Para ello se desarrollaron una serie de pruebas metalúrgicas con el material, en el
Laboratorio Metalúrgico de la Universidad Técnica Particular de Loja de acuerdo a sus
protocolos establecidos, siguiendo la siguiente secuencia:
5.2.1. Muestreo del material en estudio
El muestreo de la roca se lo realizó en la zona de apilado de la Planta de Beneficio
Fayuma, perteneciente Corporación Minera Miranda MINERMIR S.A, el respectivo
muestreo se lo realizó en una salida de campo con la colaboración de trabajadores de la
Planta.
La técnica empleada en el muestreo es de tipo Bulk, para ello se tomó una muestra
representativa de cada zona de apilado de 10 Kg.
JÉSSICA JARA CUEVA 23
Fotografía 1: Apilado del material de estudio
Fuente: La autora, 2019
Posteriormente se procedió a pesar la cantidad de 40 Kg. en cada saquillo, siendo
un total de 2, los mismos que serán empleados para los diferentes ensayos y pruebas
metalúrgicas.
Fotografía 2: a) Muestreo de la roca, b) pesado del material en la balanza
Fuente: La autora, 2019
5.2.2. Mineralogía y petrografía de la roca
a) Descripción microscópica de la roca
La descripción microscópica se la realizó mediante láminas delgadas y secciones
pulidas, las mismas que fueron enviadas al Laboratorio de La Escuela Politécnica
Superior del Litoral; el análisis de las mismas se realizó en el Laboratorio de Mineralogía
de la Carrera de Geología Ambiental y Ordenamiento Territorial con la ayuda del técnico
encargado.
JÉSSICA JARA CUEVA 24
b) Descripción macroscópica
La descripción macroscópica del material se la realizó en una muestra de mano en el
Laboratorio de Mineralogía de la Carrera de Geología Ambiental, en la cual se identificó
con ayuda de una lupa de 20x los minerales que se encuentran presentes en la roca, así
como la coloración, grado de alteración, presencia de fenocristales, y demás
características que pueden ser apreciables en la muestra.
5.2.3. Humedad del material
Para determinar la humedad del material, se tomó una muestra de roca y se
procede a trabajar.
La muestra de roca se pesó en una balanza digital, la misma que debe estar
previamente calibrada, y se registró el valor del peso inicial de la muestra, al igual que el
valor del peso del recipiente que la contiene. Luego se pesa el recipiente vacío.
Así tenemos:
𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑜 = 𝑃𝑏𝑎𝑛𝑑𝑒𝑗𝑎+𝑟𝑜𝑐𝑎 − 𝑃𝑏𝑎𝑛𝑑𝑒𝑗𝑎
Fotografía 3: Pesado del material en balanza de 3 dígitos para determinar el contenido de humedad
Fuente: La autora, 2019
Luego el material se lo ingresó hacia la estufa a una temperatura de 110° durante
24 horas, pasado este tiempo se retiró el material y se procedió a pesar en la balanza
digital, obteniendo el peso seco, mediante operaciones básicas se obtuvo el contenido de
humedad de esta manera:
JÉSSICA JARA CUEVA 25
𝑤 =𝑃𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑜 − 𝑃𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 𝑠𝑒𝑐𝑜
𝑃𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑜∗ 100
La humedad es en porcentaje (%).
5.2.4. Densidad
El ensayo para determinar la densidad y el peso específico se lo realizó mediante
el método del picnómetro, para ello se empleó agua destilada, muestra de cabeza del
material y balanza electrónica.
El picnómetro donde se realizó el ensayo se lo pesó vacío en la balanza digital, el
cual debe estar seco.
Una vez pesado el picnómetro se procedió a colocar 1/3 de mineral previamente
pulverizado, se pesó en la balanza digital y registró su peso.
Posteriormente se colocó agua destilada en el picnómetro con el material, hasta
que quede completamente lleno. Luego se determinó el peso del mineral de la siguiente
manera:
𝑃𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 𝑃𝑝𝑖𝑐𝑛𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜+𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 − 𝑃𝑝𝑖𝑐𝑛𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜
A continuación se determinó el volumen del material, mediante la siguiente
expresión:
𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 𝑉𝑝𝑖𝑐𝑛𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 − 𝑉𝑎𝑔𝑢𝑎
JÉSSICA JARA CUEVA 26
Fotografía 4: Determinación de densidad y peso específico del material por el método del picnómetro
Fuente: La autora, 2019
Con los datos obtenidos se procedió a calcular la densidad del material con la
siguiente fórmula:
𝜌 =𝑀2 − 𝑀1
(𝑀3 − 𝑀1) − (𝑀4 − 𝑀2)=
𝑔𝑟
𝑐𝑚3
DONDE:
ρ=Densidad del material
M1= peso del picnómetro vacío
M2= peso del picnómetro + muestra de material
M3=peso del picnómetro + agua
M4= peso del picnómetro + agua + muestra de material
5.2.5. Resistencia a la compresión simple de la roca
Para el desarrollo del ensayo mecánico de dureza de la roca, que permite
determinar la resistencia a la compresión simple; es definido como el esfuerzo necesario
para producir la fractura de la muestra de roca (testigo cilíndrico). Para ello se considera
que se produce la fractura cuando se origina una caída repentina en la aplicación de la
carga, la cual no es capaz de soportar la muestra de roca a cargas superiores a esta.
El ensayo se lo realizó en el Laboratorio de Suelos ESTSUELCON CIA.LTDA,
JÉSSICA JARA CUEVA 27
Se prepararon las muestras de roca en base a la Norma ASTM D 4543, el cual
indica que los testigos deben ser cilíndricos y rectos, y la superficie debe ser lisa y sin
regularidades abruptas, para ello cual se cortó la roca con las dimensiones de 5*5cm
aproximadamente.
Fotografía 5: Corte de la roca en la cortadora con disco de diamante
Fuente: ESTSUELCOM CIA.TDA, 2019
Posteriormente mediante el equipo de presa de hormigón se fue aplicando la carga en
el desarrollo del ensayo la cual debe ser continua (Ver fotografía 4), para determinar el
valor de la resistencia a la compresión simple, se calculó dividiendo la carga máxima
aplicada sobre la muestra de roca durante el tiempo del ensayo y el área de la sección
circular de la muestra de roca, de esta manera.
𝜎𝑐 =𝐹𝑟
𝐴=
𝐾𝑔𝑓
𝑐𝑚2= 𝑀𝑃𝑎
Así se obtiene la resistencia a la compresión simple de la roca, el número de ensayos
para la presente investigación fue de dos.
JÉSSICA JARA CUEVA 28
Fotografía 6: Aplicación de la carga a la muestra de roca en la prensa de hormigón de 200t
Fuente: ESTSUELCON. CIA LTDA, 2019
5.2.6. Trituración del material
Una vez realizada la toma de muestra de la roca, se procedió a triturar la misma,
para lo cual se empleó la trituradora de mandíbulas marca Retsch (Fotografía 3), los
fragmentos de roca de gran tamaño (>5cm), se redujo con la ayuda de un combo.
Fotografía 7: Trituradora de Mandíbulas marca Retsch de dimensiones 320*960*800 mm
Fuente: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 29
El material se ingresó poco a poco hacia la trituradora de mandíbulas de
dimensiones 320*960*800 mm, cuya abertura de boca es de 60*60mm y el ajuste de la
abertura de salida de 0-20mm. El tamaño del material triturado debe cumplir con el 100%
del material pasante la malla 10 cuya abertura es de 2mm, para lo cual el material
triturado se tamizó, hasta obtener el 100% pasante de la malla 10 (fotografía 4), el peso
del material triturado fue de 30Kg.
Fotografía 8: Tamizado del material triturado a malla #10
Fuente: La autora, 2019
5.2.7. Homogenización y cuarteo
La homogenización y cuarteo es una técnica que permite obtener de una muestra
representativa de un todo, el cual representa la muestra en estudio. Para la
homogenización se empleó el método de roleo mediante un plástico debido a la cantidad
de muestra. Para el cuarteo o división se empleó método de división por incremento. Para
ello se detalla a continuación el procedimiento:
Se limpió correctamente el plástico, y se lo ubicó en una superficie plana.
Se colocó el material previamente triturado sobre el plástico (fotografía 4)
y se procedió a la homogenización mediante el método del roleo, el cual
consiste en mover cada esquina del plástico hacia al centro, para que
mezcle bien el material, este procedimiento se debe realizar por 20 veces
con la finalidad de que el material se homogenice correctamente y obtener
resultados confiables.
JÉSSICA JARA CUEVA 30
Una vez que se homogenizó correctamente el material, se procedió a
realizar el cuarteo mediante el método de división por incremento, para lo
cual con ayuda de la espátula se extendió todo el material de forma
rectangular hasta alcanzar una altura de aproximadamente 2centímetros
(fotografía 5), y se realizó una malla con fin el de obtener de cada cuadrado
una cantidad similar de muestra. Es necesario tomar la cantidad de muestra
de cada cuadrante desde el fondo, esto con el fin de que se disminuya la
segregación de finos.
Fotografía 9: Homogenización de la muestra mediante el método del roleo
Fuente: La autora, 2019
Fotografía 10: Cuarteo o división de la muestra mediante el método de división por incremento
Fuente: La autora, 2019
Finalmente se pesó en una balanza electrónica lotes de 1Kg y se colocó en
fundas herméticas correctamente codificadas para los ensayos posteriores.
JÉSSICA JARA CUEVA 31
Fotografía 11: Lotes de 1kg de muestra
Fuente: La autora, 2019
5.2.8. Molienda
La molienda es el proceso mediante el cual se realiza la reducción del tamaño del
mineral de interés, para el beneficio como tal, para dicho proceso se empleó un molino
de bolas marca Batch MIM, de dimensiones 9.8" x 7.2", el cual emplea un motor eléctrico
de ½ Hp.
Fotografía 12: Molino de bolas de 7.2" * 9.8"
Fuente: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 32
Fotografía 13: Cilindro del molino de bolas de 7.2" * 9.8".
Fuente: La autora, 2019
Previo al inicio del proceso de molienda, se contabilizó y pesó la carga molturante,
los parámetros empleados en dicho proceso son:
1000 gr de material
1000 mL de agua
Medio moledor: 122 bolas de acero
Carga molturante: 9.752Kg
Dilución: S:L 1:1
Velocidad crítica: 68rpm
El procedimiento que se llevó a cabo se detalla a continuación
Se realizó una limpieza previa del molino de bolas, con el fin de limpiar
posibles materiales que se hayan quedado adheridos en las paredes del
mismo y puedan contaminar y alterar los resultados.
Se colocó la carga molturante en este caso las bolas de acero, previamente
pesadas y contabilizadas.
Se agregó 1000gr de material y 1000mL de agua. (Fotografía 10)
Se aseguró cuidadosamente la tapa, con el fin de evitar posibles pérdidas
de pulpa.
Con ayuda un cronómetro se procedió a determinar el tiempo de molienda
deseado, y se encendió el equipo durante el tiempo estimado de cada
molienda
JÉSSICA JARA CUEVA 33
Una vez terminada la molienda, se retiró cuidadosamente el cilindro; el
material obtenido del proceso se colocó en un balde y se lavó las paredes
del cilindro y las bolas de acero con el fin de recuperar todo el material de
la molienda.
El material colocado en el balde se dejó sedimentar por aproximadamente
12 horas.
Posteriormente retiró el exceso de agua del balde y se colocó el material
en un pírex, el cual fue llevado hacia la estufa por 24 horas, para los
análisis posteriores (Fotografía 11).
Fotografía 14: medio molturante (bolas de acero)
Fuente: La autora, 2019
Fotografía 15: Material del proceso de molienda
Fuente: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 34
5.2.9. Análisis granulométrico y tiempos óptimos de molienda
El análisis granulométrico es un procedimiento que permite determinar el tamaño
óptimo de las partículas del material que se va a someter a los diferentes procesos de
recuperación, para lo cual se toma en cuenta el material retenido en cada uno de los
tamices con relación al peso total de la muestra. Los tamices empleados en el proceso
fueron: tamiz 18, 60, 1220, 200, 2330, 325 y 400.
El procedimiento realizo fue el siguiente:
Se retiró el material de la estufa y lo colocó en un plástico limpio, con
ayuda de un rodillo se disgregó los terrones de material que se formaron
durante el secado del mismo.
Posteriormente se pesó 250 gramos de muestra de material
Se realizó el análisis granulométrico en húmedo a también denominado
deslamado del material, para lo cual se empleó los tamices #120, #230 y
#400, los cuales deben estar previamente lavados en el limpiador de
ultrasonido. Se realizó el deslamado del material el cual tuvo una duración
de 8 minutos, con intervalos de 6 y una amplitud de 1.8, se fue adicionando
agua con ayuda de una manguera. Es necesario colocar un balde que es
por donde saldrá el material y agua que pasaron la malla #400
Una vez finalizado el deslamado, se procedió a retirar cuidadosamente el
material retenido en cada uno de los tamices y se colocó en un pírex en la
estufa por dos horas.
El material que pasó la malla #400 se dejó sedimentar por 3 horas y se lo
colocó en otro recipiente en la estufa por 24 Horas.
Para el análisis granulométrico en seco, se procedió a lavar los tamices
#18, #35, #60, #120, #200, #230, #325 y #400 en el limpiador de
ultrasonido y se secó cada uno.
Posteriormente se pesó cada uno de los tamices y se registró su valor en la
libreta.
Se retiró el material retenido en los tamices de la estufa, y se realizó el
análisis granulométrico en seco, durante 8 minutos con intervalos de 3
segundos y una amplitud de 1.80. (Fotografía 12)
JÉSSICA JARA CUEVA 35
Una vez concluido el ensayo, se retiró cada uno de los tamices y se pesó
cada uno de ellos con el material retenido y se registró su valor.
Se retiró de la estufa el material que paso la malla #400 y se registró el
peso del mismo
Finalmente se realizó los cálculos respectivos para determinar el
porcentaje de material retenido y porcentaje de material pasante de cada
tamiz. Cabe recalcar que el valor de interés para la presente investigación
es el porcentaje pasante de la malla #200.
Fotografía 16: Análisis granulométrico en seco (tamices #18, #35, #60, #120, #200, #230, #325 y #400)
Fuente: La autora, 2019
5.2.10. Flotación
Para el proceso de flotación se realizaron tres ensayos, en los tiempos de molienda
establecidos en el porcentaje pasante de la malla # 200, para determinar el tiempo óptimo
de molienda en la cual exista mayor porcentaje de recuperación, los ensayos se realizaron
dos veces con el fin de obtener resultados confiables. Para realizar el proceso de flotación
se procedió a determinar la cantidad de reactivos a emplear (Ver Anexo 1), en este caso
los reactivos empleados fueron colector Xantato Z6, colector selectivo Ditiofosfato
Aerofloat 1404, colector selectivo A-31 y espumante Dowfroth 250 en cada una de las
pruebas de flotación.
JÉSSICA JARA CUEVA 36
El equipo que se empleo es un dispositivo Denver modelo D-12, el cual consta de
un motor de 1 HP que cuenta con el sistema de agitación adecuado para permitir el paso
de aire en la parte interior para la formación de burbujas cuando se esté flotando el
material con los respectivos reactivos. Además, cuenta con tacómetro integral
incorporado el cual permite regular la velocidad y la aireación durante el ensayo, el equipo
posee diferentes celdas de acero inoxidable que permiten realizar ensayos desde 250gr
hasta 1000gr.
El procedimiento realizado fue el siguiente:
Se pesaron 500gr de mineral del proceso de molienda establecida en los
tiempos 15 min, 18 min y 21 min respectivamente.
Se pesó la cantidad de reactivo necesario para el proceso previamente
establecido.
Fotografía 17: a) Reactivos empleados en la Flotación de minerales (Xantato z6, Aerofloat 1404, a-31 y
Dowfroth 250, b) pesado de cada uno los reactivos
Fuente: La autora, 2019
Se procedió a preparar los reactivos de acuerdo a la concentración que se
lleva a cabo dentro de la Planta Fayuma en g/t, luego se llevó a dilución
cada uno de los reactivos en un balón de aforo con 50mL de agua.
Con la preparación de cada uno de los reactivos se procedió a realizar la
flotación
En la celda de flotación se procedió a colocar los 500gr de mineral
previamente pesados, con 1000mL de agua cuya dilución de la pulpa es de
½, se tomó previamente el valor del pH inicial y se reguló hasta el valor
de pH 11 con Cal, que se colocó paulatinamente.
JÉSSICA JARA CUEVA 37
Se realizó el primer acondicionamiento en el cual se agregó el reactivo A-
31.
Pasados los 10 minutos del primer acondicionamiento se procedió a
colocar los reactivos colectores Xantato Z6, Ditiofosfato 1404 y el
espumante Dowfroth 250 respectivamente, de acuerdo a la dosificación
establecida. (Ver tabla 1) y se realizó el segundo acondicionamiento
durante 10 minutos.
Fotografía 18: Acondicionamiento previo a la flotación en la celda Denver
Fuente: La autora, 2019
Una vez que se realizó el respectivo acondicionamiento con los reactivos
se dio paso al aire para realizar la flotación del mineral durante 12 minutos,
durante el proceso se fue retirando poco a poco el mineral flotado.
(Fotografía 17)
Terminada la flotación, el material de concentrado previamente etiquetado
se colocó en la estufa durante 24 horas, al igual que el relave de la celda
se lo colocó en un pírex respectivamente etiquetado para su respectivo
secado en la estufa.
Una vez secados los materiales tanto el concentrado como el relave se pesó
y se colocó en la respectiva funda etiquetada para los posteriores ensayos
para la determinación de la cantidad de cobre obtenida del proceso.
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Fotografía 19: Espumas de flotación de la celda Denver
Fuente: La autora, 2019
Tabla 1: Dosificación de reactivos para las pruebas de flotación
Actividad
Tiempo
(min)
REACTIVOS
COLECTORES (mL) ESPUMANTE
(mL)
REGULADOR
DE pH
Xantato Z6 A-1404 A-31 D-250 Cal
Acondicionamiento 10 50 7.96
Acondicionamiento 10 50 50 50 2
Flotación Bulk 12 - - - - -
Fuente: Jara J, 2019 |
Elaboración: La autora, 2019
La concentración de sólidos en peso, en el proceso de flotación se lo obtiene del
peso del mineral que se va a someter al proceso de flotación para el peso del agua, así:
𝐶𝑃 =𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑜 𝑓𝑙𝑢𝑗𝑜 𝑚á𝑠𝑖𝑐𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑜 𝑓𝑙𝑢𝑗𝑜 𝑚á𝑠𝑖𝑐𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑝𝑢𝑙𝑝𝑎∗ 100
JÉSSICA JARA CUEVA 39
5.2.11. Análisis químico
El ensayo químico para la determinación de la ley de cabeza del material, se lo
realizó en el Laboratorio de la Planta de Beneficio Reina del Cisne II de la ciudad de
Portovelo, perteneciente a la misma compañía. Para el análisis de oro y plata se realizó
mediante el ensayo al fuego; mientras que para la determinación del contenido de cobre,
se lo realizó mediante el espectrofotómetro de absorción atómica.
Los ensayos químicos para la determinación de la ley del concentrado y relave de
cobre, producto del ensayo de flotación, se lo realizó en el Laboratorio Metalúrgico
Albexxus de la ciudad de Piñas. Para determinar el contenido de oro se realizó los ensayos
en los laboratorios metalúrgicos de la Compañía Orenas, ubicada en la parroquia de
Camilo Ponce Enríquez.
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6. RESULTADOS
6.1. Ubicación y acceso del área de estudio
6.1.1. Ubicación
La Planta de Beneficio Fayuma se encuentra ubicada dentro de la jurisdicción política
de la parroquia Portovelo, cantón Portovelo, Provincia El Oro, en el sector denominado
El Pache. El área donde se encuentra instalada la Planta de Beneficio es de 0.2158
hectáreas. Las coordenadas del punto de partida de la Planta de Beneficio, así como las
distancias de los lados del polígono se encuentran referenciadas al DATUM PSAD-56:
Tabla 2: Coordenadas Planta de Beneficio Fayuma
Vértices X Y
PP 651810.14 9559595.25
1 651874.14 9589621.06
2 651869.76 9589654.02
3 651805.76 9589628.21
Fuente: Informe Fayuma, 2019
Elaboración: Jara J, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 41
Figura 4: Ubicación de la zona de estudio
Fuente: Infoplan adaptación, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 42
6.1.2. Acceso
El acceso hacia el área de estudio se lo puede realizar desde la ciudad de Quito vía
aérea hasta el aeropuerto Camilo Ponce Enríquez del cantón Catamayo, luego se traslada
por vía terrestre, por la vía de primer orden Panamericana Sur hacia el sector Las
Chinchas, luego se dirige por la vía de segundo orden que conecta Las Chinchas - Sambi
y Portovelo, hacia el monumento del minero. Para dirigirse hacia la Planta de Beneficio
Fayuma se lo realiza en un tiempo estimado de 5 minutos, tomando la vía de primer orden
para llegar al barrio El Pache.
Igualmente se puede acceder desde la ciudad de Quito vía aérea hasta el Aeropuerto
de Santa Rosa y dirigirse vía terrestre por la vía de primer orden Panamericana Sur que
conduce hacia el sector Zaracay, se ahí se toma la vía que une los cantones Piñas y
Portovelo.
6.2. Datos generales del área de estudio
Tabla 3: Datos Generales Planta Fayuma
Nombre o razón social del titular Planta de Beneficio Fayuma perteneciente a la
Corporación Minera Miranda MINERMIR S.A.
Dirección tributaria y sociedad Provincia El Oro, cantón Portovelo, Barrio El
Pache S/N
Teléfono 07 2948073
Casilla judicial 717
Correo electrónico [email protected]
Representante legal Fabián Andrés Ortega Flores
Superficie 0.2158Ha
Fecha de la Autorización para la Instalación y
Operación de la Planta
18 de Mayo del 2017
Fecha de inscripción 19 de Mayo del 2017
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 43
6.3. CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL DE ESTUDIO
El área que ocupa la concesión minera Las Juntas, se encuentra dentro del grupo
Saraguro, la cual se encuentran constituidas por rocas volcánicas, lavas andesitas, riolitas,
brecha epitermales, flujos de ceniza y rocas volcano-sedimentarias ubicadas al Norte y al
Sur de la Soledad, donde se aprecia una fuerte caolinización de la Tonalita. La
caracterización de la geología local es realizada en base a observaciones in-situ
determinando que en su totalidad del área de interés, las rocas presentes en la zona son
tobas volcánicas de la Formación la Fortuna y del grupo Saraguro con intrusiones de
cuerpos plutónicos. Dentro de las tobas volcánicas se puede observar una alteración
epitermal en tobas de la Formación la Fortuna.
La concesión minera presenta rocas intrusivas en superficie, las cuales se
encuentran alteradas y oxidadas de coloración oscura de marrón a grisáceo, de grano
medio y textura holocristalina, fanerítica y equigranular media; los depósitos
mineralizados están compuestos principalmente por fenocristales de cuarzo, hornblenda
de matriz microgranulada, existe la presencia de sulfuros y óxidos de manganeso y hierro,
existe stockwork dentro de las rocas intrusivas, también abarca un ramal tensional de
vetas y vetillas mineralizadas presentes en la zona de estudio.
6.3.1. Mineralogía y Petrografía
En las dos láminas realizadas se muestra una andesita basáltica. Esta es una roca
volcánica intermedia-básica que presenta fenocristales de plagioclasa, como mineral
mayoritario, con una marcada alteración secundaria en muchos de sus cristales. También
se observan fenocristales de clinopiroxeno con distintos hábitos, así como la presencia de
ortopiroxeno como inclusiones. Por último, los cristales de anfíbol se observan muy
alterados, aunque se distinguen por su relieve, y por sus colores verdosos. La matriz está
compuesta por plagioclasa y clinopiroxeno.
La muestra de roca codificada JBJC 001, es una roca ígnea de color gris claro, la
cual posee una textura porfídica con presencia de 15 % de fenocristales de cuarzo y 85%
de matriz. Tiene minerales principales de plagioclasas, minerales secundarios de
calcopirita, bornita y minerales máficos de biotita. (Fotografía 30),
JÉSSICA JARA CUEVA 44
Fotografía 20: Muestra de roca (Cód. JBJC 001)
Fuente: La autora, 2019
La sección de la lámina delgada de la roca andesita cód. JBJC 001 (Fotografía 32),
muestra una textura porfídica, la misma que presenta cuarzo microcristalino, los
fenocristales que presenta son plagioclasas de forma euhedral, los cuales son producto de
la alteración hidrotermal se han transformado en Illita y Sericita, presenta igualmente
fenocristales de hornblenda de color verde oscuro, de forma euhedral.
Se puede apreciar la alteración de biotita a clorita, puesto que aún conserva el
hábito cristalino de la biotita, igualmente existen fenocristales de cuarzo que se
caracterizan por la ausencia de exfoliación.
Fotografía 21: Sección delgada de roca andesita
(Abreviaturas: Qz: Cuarzo, Pl: Plagioclasas, Bt: Biotita, Cl: Clorita)
Fuente: La autora, 2019
Pl
Pl
Ser
Sulfuros Sulfuros
Qz
Qz
Hbl
Hbl
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La muestra de roca de codificación JBJC 002, se trata de una roca ígnea de grano
fino de color gris oscuro, con textura afanítica, con presencia de fenocristales en un 5% y
de matriz en un 95%. Posee minerales primarios de plagioclasas, como minerales
secundarios, sulfuros de Cu y Fe, bornita, calcopirita, pirita; como minerales accesorios
presenta cuarzo.
Fotografía 22: Muestra de roca (Cód. JBCJ 002)
Fuente: La autora, 2019
La sección delgada de la muestra codificada JBJC 002 (Fotografía 34), presenta
una textura porfídica con presencia de microcistales de Cuarzo.
Existe la presencia de clorita de color verdoso, al igual que minerales de Biotita
que producto de la alteración hidrotermal están cloritizadas, se puede apreciar anfíboles
de forma tabular que se encuentran con alteración a biotita. No existe la presencia de
plagioclasas en la sección.
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Fotografía 23: Sección delgada de roca andesita
(Abreviaturas: Qz: Cuarzo, Pl: Plagioclasas, Bt: Biotita, Cl: Clorita)
Fuente: La autora, 2019
Las especies minerales identificadas mediante secciones pulidas, en el yacimiento
epitelial de Distrito Minero Zaruma- Portovelo fueron (de mayor a menor abundancia):
esfalerita, calcopirita, galena, pirita, pirrotina, bornita, hematita, calcosina, penetradita,
covelina, tetrahedrita, bismuto nativo, telururos y oro. Además, cuarzo, calcita, clorita y
anfíbol fueron identificados y definidos como ganga. En cuanto a la textura, pueden
considerarse como un relleno hidrotermal principalmente caracterizado por relleno de
espacios abiertos y reemplazamientos locales. El depósito es un sistema de vetas
epitímales resultado de procesos hidrotermales relacionados con actividad volcánica del
Mioceno de tipo secuencia andesítica-dacítica (Van Thournout et al., 1996).
Además de ello se realizó el ensayo de fluorescencia de Rayos X (Ver anexo 4),
cuyos valores más significativos en contenido de óxidos, es el SiO2 con un 56.5% y Al2O3
con 14.3%, siendo estos los más representativos
6.3.2. Contenido de humedad
𝑤 =235.5𝑔𝑟 − 208.32𝑔𝑟
235.5𝑔𝑟∗ 100
𝑤 = 11.54%
Qz Qz
Bt Bt
Sulfuros
Sulfuros
Cl
Cl
JÉSSICA JARA CUEVA 47
El contenido de humedad de la roca es de 11.54%.
6.3.3. Densidad y peso especifico
Se realizaron tres ensayos para determinar el valor de la densidad y peso
específico, cuyos valores se detallan a continuación:
Tabla 4: Valores de ensayo de densidad y peso específico
ORDEN Cód.
MUESTRA
P (g) M
(g)
S
(g)
W
(g)
Pe Dens.
(g/cm3)
Masa
(g)
Vol.
(cm3)
1 M1A 19.24 26.33 33.6 29.2 2.675 2.667 7.088 2.658
2 M1B 16.281 30.7 51.4 42.1 2.813 2.805 14.415 5.140
3 M1C 27.777 60.06 100 79.8 2.788 2.780 32.278 11.612
6 PROMEDIO 2.758 2.750
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: Jara J, 2019
El valor de la densidad de la roca es de 2.75 gr/cm3, mientras que el valor del
peso específico es de 2.758.
6.3.4. Resistencia a la compresión simple de la roca
Se realizó dos ensayos para determinar la resistencia a la compresión simple (Ver
Anexo 5) que presenta la roca, obteniendo los siguientes valores:
Tabla 5: Valores de la Resistencia a la compresión simple
Código
muestra
Largo
(cm)
Ancho
(cm)
Altura
(cm)
Área
(cm)
Volumen
(cm3)
Masa
(gr)
Carga
(Kg)
Esfuerzo
(Kg/cm2)
OTMPF
001 4.65 4.45 4.46 20.69 92.29 243.19 17800,0 860.22
OTMPF
002 5.25 5.05 4.92 26.51 130.44 341.36 31760.0 1197.93
Fuente: ESTSUELCOM, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 48
Los valores obtenidos de la resistencia a la compresión simple de las muestras de
roca son diferentes, debido a que el valor obtenido de la muestra OTMPF 001 es de 860.22
Kg/cm2 (84.35 MPa), ya que al momento de aplicar paulatinamente la carga se pudo
observar que la roca presentaba fracturas y diaclasas, a diferencia de la muestra OTMPF
002 no presentaba fractura por lo cual el esfuerzo es de 1197.93 Kg/cm2 (117.47 MPa)
siendo este el valor real de la resistencia a la compresión simple que presenta la roca.
De acuerdo a la clasificación de la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas
(ISRM, 1978), el valor obtenido de 117 MPa de la roca en estudio, corresponde a una
resistencia a la compresión simple muy alta. (Ramirez Oyaguren & Alejano Monge,
2004).
Una vez que se determinaron las propiedades mineralógicas, petrográficas, físicas
y mecánicas del material en estudio, es necesario conocer el proceso actual que se lleva a
cabo en la Planta Fayuma para obtener el mineral de interés, el cual se detalla a
continuación:
6.4. DESCRIPCIÓN DEL ACTUAL PROCESO DE BENEFICIO DE LA PLANTA
FAYUMA
La Planta de Beneficio Fayuma, procesa materiales de diferente naturaleza
principalmente de la Concesión Minera Las Juntas. El promedio de menas tratadas
diariamente es de 91.92 Tn/día, en promedio en un mes se trata alrededor de 2757.65
Tn/mes, obteniendo un concentrado de 195.64Tn para la comercialización.
Los relaves son de 2562.01 Tn, las cuales son dispuestas al final del proceso en la
relavera comunitaria de El Tablón.
El material la Concesión Las Juntas es rico en cobre contiene principalmente
minerales de bornita en mayor proporción y calcopirita en menor proporción, los
minerales de oro y plata tienen muy bajas leyes, por lo cual no se emplea el proceso de
concentración gravimétrica, sino únicamente el proceso de flotación para obtener el
concentrado de cobre, obteniendo un grado de recuperación de 90%.
JÉSSICA JARA CUEVA 49
El caudal de agua empleada en cada uno de los procesos se recircula entre el 50 y
65%, actualmente se está implementando un sistema de depuración de agua. El caudal de
la captación de agua es de 5.25 L/s.
Secuencialmente los procesos que se llevan a cabo dentro de la Planta de Beneficio
Fayuma se dividen en dos: proceso de conminución y proceso de beneficio del mineral.
(Ver Anexo 6 diagrama de flujo del proceso)
6.5. Proceso de conminución del material
El proceso de conminución del material se refiere a la disminución del tamaño del
material para el proceso de beneficio, consta de las siguientes etapas:
6.5.1. Apilado del material
Antes de iniciar el proceso, el material que llega en volquetas proveniente de
diferentes sectores cuya capacidad es de 12Tn, es almacenado en la zona de stock, para
su posterior procesamiento.
El área de este espacio es de 55.2m2, el mismo que no tiene cubierta por lo cual
los materiales están expuestos a los cambios de clima, afectando el material que se
encuentra en esta zona, ya que en presencia de agua se oxidan rápidamente. El tiempo
que permanecen en la zona de apilado es de 3 días. Los tamaños de los materiales son
variables de 12 hasta 25cm. El espacio que ocupa este lugar es de 1652 m2.
Fotografía 24: Zona de stock del material Planta Fayuma
Fuente: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 50
6.5.2. Tolva de gruesos
El material que se encuentra en la zona de apilado es transportado en volquetes de
6m3, hacia la tolva de gruesos donde se encuentran perfiles tipo riel, el espesor entre los
rieles es de 25cm, la humedad de los materiales es muy baja, la capacidad de la tolva de
gruesos es de 30 Tn. (ver cálculo de tolva de gruesos en Anexo1).
6.5.3. Alimentador
Una vez que el material se coloca en la tolva de gruesos, mediante un alimentador
de oscilación o también denominado de caída, es enviado hacia la trituración primaria,
para iniciar el proceso de trituración. Las especificaciones técnicas de la maquinaria son
las siguientes:
Tabla 6: Especificaciones técnicas del alimentador
Modelo CG 300*300
Dimensiones de la salida
del material (mm)
300*300 mm
Tamaño máximo de
alimentación
50mm
Capacidad de alimentación 10-20 Tn/hora
Modelo del motor Y90L-4
Potencia del motor 2 HP
Peso 265 Kg
Fuente: Shandong Xinhai Mining Technology & Equipment Inc
Elaboración: La autora, 2019
Fotografía 25: Perfil tipo riel con separación de 25 cm
Fuente: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 51
6.5.4. Trituración primaria
Una vez que el material se encuentra en la tolva de gruesos, mediante un
dosificador es enviado hacia la trituración primaria, para lo cual se emplea una
trituradora de mandíbulas tipo Blake, el diámetro de ingreso de los materiales es de 5"
(12.7cm) y el diámetro de salida es de 1" (2.54cm), siendo el grado de reducción de 5
veces (ͥ=5). El tipo de rotura de los materiales es por impacto.
El material de los forros es una aleación de Cr y Fe, el cambio de los forros de la
mandíbula fija se realiza cada dos meses, mientras que los de la mandíbula móvil se
realizan el cambio cada 4-5meses
El tiempo diario de trabajo es 2 horas de trituración continua y una hora de
descanso, este es el tiempo necesario para que la tolva de finos se llene, una vez que la
tolva de finos se vacía se repite nuevamente el proceso de trituración tanto primaria como
secundaria. En promedio diario la trituradora trabaja 16 horas. Las especificaciones
técnicas de la trituradora primaria tipo Blake son las siguientes:
Tabla 7: Especificaciones técnicas Trituradora de Mandíbulas Primaria
Modelo PE 250*400
Tamaño de entrada de alimentación 200 mm
Rango de descarga 20-60 mm
Tamaño máximo de entrada 210mm
Capacidad 8-25 Tn/hora
Potencia 20 HP
Peso 2800 Kg
Dimensiones (mm) 1210*1572*4150 (mm)
Fuente: Shandong Xinhai Mining Technology & Equipment Inc
Elaboración: La autora, 2019
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Fotografía 26: a) Trituradora de mandíbulas primarias, b) boca de alimentación de 200mm
Fuente: La autora, 2019
El espacio que ocupa la trituración primaria y secundaria es de 98m2.
g gggk ljyh j
6.5.5. Cribado
Una vez realizada la trituración primaria del material hasta un diámetro de
3/4"(1.905cm), este es enviado mediante una banda trasportadora hacia la criba vibratoria,
que clasifica el material que cumple con las condiciones del diámetro de abertura de la
criba que es de 3/4" (1.905cm), el mismo que se almacena en la tolva de finos que tiene
una capacidad de 80 Tn. (Ver cálculos en Anexo 2).
A continuación se detallan las especificaciones técnicas de la criba vibratoria que
opera en la Planta de Beneficio.
Tabla 8: Especificaciones Técnicas Criba vibratoria Lineal ZD 224
Marca QINGDAO GUIDAO INTERNATIONAL
Modelo ZD 224 ( ZD 918)
Tipo Criba Vibratorio Lineal
Dimensiones 1250*250mm
Potencia del motor 7.5 HP
Capacidad 70-100Tn/hora
Peso 120 Kg
Frecuencia 250 vibraciones/min
Velocidad 960 RPM
Vuelo de vibración (mm) 24mm
Fuente: Placa máquina en Planta
Elaboración: Jara J, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 53
Fotografía 27: a) Criba vibratoria lineal, b) Abertura de la malla de 3/4"
Fuente: La autora, 2019
6.5.6. Trituración secundaria
Una vez que el material es cribado, el que no cumple con las dimensiones
requeridas para el proceso de molienda es enviado a la trituradora secundaria, siendo el
diámetro de ingreso de 1" y el diámetro de salida es de 3/8", siendo el grado de
reducción =ͥ ̴3. La trituradora de mandíbulas empleada es tipo Blake, la cual tiene las
siguientes especificaciones.
Tabla 9: Especificaciones Técnicas trituradora secundaria
Modelo PE 150*750
Tamaño de entrada de alimentación 150*750mm
Tamaño máximo de entrada 130 mm
Rango de descarga 10-40 mm
Capacidad 8-25 Tn/hora
Potencia 20 HP
Peso 1850 Kg
Dimensiones (mm) 1108*1090*1392
Fuente: Shandong Xinhai Mining Technology & Equipment Inc
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 54
Fotografía 28: Trituradora de mandíbulas secundaria
Fuente: La autora, 2019
El material de los forros es una aleación de Cr y Fe, los cuales se cambian de
forma trimestral (cada 3 meses). Durante el proceso de trituración tanto primaria como
secundaria no hay existido inconvenientes con los aglomerantes.
6.5.7. Molienda
El material que se almacena en la tolva de finos, es alimentado hacia el molino de
bolas mediante un dosificador de oscilación; y este a la banda transportadora que tiene
11.10m de longitud, las especificaciones técnicas del alimentador de oscilación son las
siguientes:
Tabla 10: Especificaciones Técnicas dosificador de oscilación
Modelo Dosificador de oscilación
Número máquina FL 20111105
Frecuencia 47 alimentadas/min
Peso 269 Kg
Capacidad 2.5 Tn/hora
Potencia 1.1 KW
Fuente: Planta Fayuma, 2019 Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 55
El molino de bolas empleado para el proceso es de 5x7 pies, el diámetro de ingreso
hacia la molienda es de 3/8" (0.375cm) y el diámetro de salida del material es de 75µm,
la molienda es húmeda en la cual se va adicionando paulatinamente CO3Ca calcinada para
regular el pH necesario para el proceso de flotación, se lo realiza mediante el calero de
volumen de 0.8m3, que se encuentra en la parte superior del molino de bolas. El circuito
de molienda es cerrado.
El medio moledor son bolas cuyo material está compuesto de una aleación de Cr
y Fe, los diámetros que se emplean para la molienda son 3", 2.5", 2" y 1.5"
respectivamente, siendo el grado de llenado del material entre el 35% y 40%, el tiempo
de molienda es de 30 minutos. La molienda se realiza en régimen de cascada, lo cual
permite tener una molienda homogénea.
Fotografía 29: Bolas de diámetro de 2.5"
Fuente: Jara J, 2019
A la salida del material de molienda se encuentra ubicado un trommel, el cual
cumple la función de retención de fragmentos de roca muy duras que no pueden ser
molidos completamente, presentan una granulometría considerable quedan retenidas en
el trommel, así como también las bolas. El material retenido en este ingresa nuevamente
al proceso de molienda hasta obtener la granulometría adecuada para el proceso de
flotación.
A continuación, se detallan las especificaciones técnicas del molino de bolas:
JÉSSICA JARA CUEVA 56
Tabla 11: Especificaciones Técnicas molino de Bolas de 5x7 pies
Modelo MGQ1530
Modelo del motor JR125-8
Diámetro
Longitud (mm) 10-40 mm
Volumen útil 45m3
Cantidad de bolas (Tn) 10
Capacidad 10-20Tn/Hora
Potencia del motor 128HP
Peso (Tn) 18.7
Fuente: Shandong Xinhai Mining Technology & Equipment Inc
Elaboración: La autora, 2019
Fotografía 30: Molino de bolas de 5x 7 pies
Fuente: La autora, 2019
El espacio que ocupa el proceso de molienda del material es de 112m2.
6.5.8. Clasificación
El material que sale de la molienda es enviado mediante un sistema de bombeo
hacia el hidrociclón, el cual efectúa la función de clasificar el material, el que cumple
con el diámetro de 75µm pasa al proceso de flotación, mientras que el material grueso
retorna nuevamente al proceso de molienda hasta obtener el diámetro requerido.
JÉSSICA JARA CUEVA 57
Fotografía 31: Hidrociclón D6
Fuente: La autora, 2019
Las especificaciones técnicas del hidrociclón son las siguientes:
Tabla 12: Especificaciones Técnicas hidrociclón
Modelo HC II F 150
Especificación 150
Capacidad 10-23 m3
Tamaño de división 10-40 mm
Capacidad 8-25 Tn/hora
Potencia 20 HP
Peso 1850 Kg
Dimensiones (mm) 1108*1090*1392
Fuente: Shandong Xinhai Mining Technology & Equipment Inc
Elaboración: La autora, 2019
6.5.9. Concentración gravimétrica
La Planta de Beneficio Fayuma cuenta con un concentrador gravimétrico, marca
ICON i350, el material tratado es de la Concesión Minera Las Juntas, previo al proceso
de flotación se realiza el proceso de concentración gravimétrica, dicho equipo presenta
las siguientes especificaciones técnicas:
JÉSSICA JARA CUEVA 58
Tabla 13: Especificaciones Técnicas Concentrador gravimétrico
CAPACIDAD DE SOLIDOS
Capacidad eficiente 10 Tn/hora
Capacidad máxima 15 Tn/hora
Capacidad de pulpa (máx.) 30m3/hora
Densidad de pulpa 5% a 65% de sólidos
Tamaño de partículas máximo 2.5 mm
Gama de fuerza G 30 a 45 Hz
Peso de la máquina 415 Kg
Dimensiones 0.98m*0.89m*1.43m de alto
Potencia del motor 5HP, 3.7 KW
Consumo de agua en el proceso 3 a 5 m3/hora
Presión de agua del proceso 10 a 20 psi (libra de fuerza por pulgada cuadrada)
Tiempo de lavado 60 a 90 segundos
Capacidad de concentrado por
material procesado
3 a 6 Kg
Variador, arranque suave
incluido
Si
Fuente: ICON Gold Recovery Corporation
Elaboración: La autora, 2019
El material que se obtiene del proceso de concentración gravimétrica, se deposita
en una caja para su posterior tratamiento para la recuperación de minerales auríferos en
una mesa concentradora.
Fotografía 32: Concentrador Gravimétrico Icon i 350
Fuente: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 59
6.5.10. Flotación
Una vez que se realiza la clasificación de los materiales en el hidrociclón, estos
son enviados mediante bombeo en un tiempo de un minuto hacia la caja de derivación, la
cual cumple la función de repartir el material hacia los dos bancos de celdas para que se
lleve a cabo el proceso de flotación como tal. La ley de cabeza del material puede llegar
hasta el 5% de cobre. La densidad de la pulpa que ingresa al proceso es de 1.3Tn/m3
Las celdas de flotación son tipo mecánicas, las cuales se encuentran distribuidas
en 2 bancos (5 celdas cada banco). La dimensión de cada una de estas es de 4.5x5x6 ft el
tiempo de retención en cada una de las celdas es de 20-23 minutos. El volumen de cada
celda de flotación es de 3.84m3. Los reactivos que se emplean en el proceso son los
siguientes:
Tabla 14: Reactivos para Flotación
REACTIVOS
FUNCIÓN NOMBRE DEL
REACTIVO
NOMBRE
CONOCIDO CARACTERÍSTICA
COLECTOR
Xantato isopropílico de Sodio Z 11
Es menos costoso, usado para
tratamiento de minerales
polimetálicos.
Xantato Amílico de Potasio Z 6
El más poderoso pero menos
selectivo , empleado en
circuitos de acción rápida,
también en circuitos de
flotación con acidez moderada
Ditiofosfato Ar 404 AR-1404 Actúa bien en circuitos
débilmente ácidos pH (de 6 a 7)
ESPUMANTE Dowfroth 250 Dowfroth 250 Muy usado para la flotación de
sulfuros de Cobre
DEPRESOR Cianuro de Sodio (NaCN) Cianuro de
Sodio (NaCN) En el caso de ser necesario
REGULADOR
DE pH Cal (CaO) Cal (CaO)
Para regular el pH, la cal se
adiciona paulatinamente en el
proceso de molienda.
Fuente: Planta Fayuma, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 60
La dosificación de los reactivos está en dependencia de la ley de cabeza que
ingresa al proceso, los mismos que se van adicionando en durante el proceso.
El concentrado de cobre se almacena en las pozas de deshidratación, las cuales
tienen un volumen de 10.08m3, el cual posteriormente se coloca en fundas bigbag, el
tiempo de secado promedio del material dura entre 6-8 días, el cual queda listo para la
comercialización. El volumen total de las pozas de deshidratación es de 37.2m3.
El material que no tiene un valor económico rentable es depositado en la relavera,
la cual tiene un volumen 217 m3, estos tienen un previo secado para su posterior traslado
en volquetes hacia la relavera comunitaria.
Fotografía 33: Celdas de flotación mecánicas de 4.5x5x6 ft
Fuente: La autora, 2019
6.6. PRUEBAS METALURGICAS
6.7. Molienda
6.7.1. Tiempos de molienda
Se realizó un total de seis ensayos de molienda a diferentes tiempos con el fin de
determinar el tiempo óptimo que pasará al proceso de flotación del mineral, obteniendo
los siguientes valores:
JÉSSICA JARA CUEVA 61
a) Tiempo de molienda 35 minutos
Tabla 15: Análisis granulométrico tiempo de molienda 35 min
Tamiz
Abertur
a
(mm)
Peso
tamiz
Peso tamiz +
Muestra (gr)
Peso
muestra
(gr)
% %
Acumulado
%
Pasante
60 0.25 238.9 238.92 0.02 0.008 0.008 99.992
120 0.125 281.15 284.61 3.46 1.385 1.393 98.607
200 0.075 266.11 290.58 24.47 9.795 11.188 88.812
230 0.063 274.84 298.91 24.07 9.635 20.823 79.177
325 0.045 218.06 246.06 28 11.208 32.031 67.969
400 0.038 265.31 278.81 13.5 5.404 37.435 62.565
Fondo 394.68 550.98 156.3 62.565 100 0
TOTAL 249.82 100
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Los valores obtenidos del respectivo análisis granulométrico en el tiempo de molienda
de 35 minutos, con respecto al pasante de la malla # 200, es de 88.81%, mediante el
software Moly Coop Tools se determinó el valor del tamaño de partícula (D80) el cual es
de 64µm. (Ver Anexo 7)
b) Tiempo de molienda 30 minutos
Tabla 16: Análisis granulométrico tiempo de molienda 30 min
Tamiz
Abertura
(mm)
Peso
Tamiz
Peso tamiz +
Muestra (gr)
Peso
muestra
(gr)
% %
Acumulado
%
Pasante
60 0.25 238.9 238.92 0.02 0.008 0.008 99.992
120 0.125 281.15 287.05 5.9 2.427 2.436 97.564
200 0.075 266.11 294.41 28.3 11.644 14.079 85.921
230 0.063 274.84 301.08 26.24 10.796 24.876 75.124
325 0.045 218.06 246.66 28.6 11.767 36.643 63.357
400 0.038 265.31 274.02 8.71 3.584 40.226 59.774
Fondo 394.68 539.96 145.28 59.774 100.000 0.000
TOTAL 243.05 100
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 62
Los valores obtenidos del respectivo análisis granulométrico en el tiempo de molienda
de 25 minutos, con respecto al pasante de la malla # 200, es de 85.92%, el valor del
tamaño de partícula (D80) el cual es de 68µm. (Ver Anexo 7)
c) Tiempo de molienda 25 minutos
Tabla 17: Análisis granulométrico tiempo de molienda 25 min
Tamiz
Abertura
(mm)
Peso
Tamiz
Peso tamiz +
Muestra (gr)
Peso
muestra
(gr)
% %
Acumulado
%
Pasante
60 0.25 238.9 240.41 1.51 0.611 0.611 99.389
120 0.125 281.15 293.12 11.97 4.847 5.459 94.541
200 0.075 266.11 304.92 38.81 15.716 21.175 78.825
230 0.063 274.84 302.57 27.73 11.229 32.405 67.595
325 0.045 218.06 245.77 27.71 11.221 43.626 56.374
400 0.038 265.31 275.06 9.75 3.948 47.574 52.426
Fondo 394.68 524.14 129.46 52.426 100.000 0.000
TOTAL 246.94 100
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Los resultados obtenidos basados en el análisis granulométricos del tiempo de
molienda de 25 minutos fue el 78.82% del pasante de la malla #20, el tamaño de partícula
(D80) es de 78µm. (Ver Anexo 7)
JÉSSICA JARA CUEVA 63
d) Tiempo de molienda 21 minutos
Tabla 18: Análisis granulométrico tiempo de molienda 21 min
Tamiz
Abertura
(mm)
Peso
Tamiz
Peso tamiz +
Muestra (gr)
Peso
muestra
(gr)
% %
Acumulado
%
Pasante
18 1 283.53 283.54 0.01 0.004 0.004 99.996
35 0.5 315.21 315.32 0.11 0.045 0.050 99.950
60 0.25 238.9 239.61 0.71 0.293 0.343 99.657
120 0.125 281.15 301.68 20.53 8.472 8.814 91.186
200 0.075 266.11 309.62 43.51 17.955 26.769 73.231
230 0.063 274.84 306.66 31.82 13.131 39.900 60.100
325 0.045 218.06 236.99 18.93 7.812 47.712 52.288
400 0.038 265.31 271.69 6.38 2.633 50.345 49.655
Fondo ------- 394.68 515.01 120.33 49.655 100.000 0.000
TOTAL 242.33 100
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Los valores obtenidos del respectivo análisis granulométrico en el tiempo de molienda
de 21 minutos, con respecto al pasante de la malla # 200, es de 73.23%, el valor del
tamaño de partícula (D80) el cual es de 92µm. (Ver Anexo 7)
e) Tiempo de molienda 18 minutos
Tabla 19: Análisis granulométrico tiempo de molienda 18 min
Tamiz
Abertura
(mm)
Peso
Tamiz
Peso tamiz +
Muestra (gr)
Peso
muestra
(gr)
% %
Acumulado
%
Pasante
18 1 283.53 283.68 0.15 0.061 0.061 99.939
35 0.5 315.21 316.17 0.96 0.390 0.450 99.550
60 0.25 238.9 240.83 1.93 0.783 1.234 98.766
120 0.125 281.15 311.7 30.55 12.398 13.631 86.369
200 0.075 266.11 311.75 45.64 18.521 32.152 67.848
230 0.063 274.84 303.32 28.48 11.558 43.710 56.290
325 0.045 218.06 238.32 20.26 8.222 51.932 48.068
400 0.038 265.31 271.29 5.98 2.427 54.358 45.642
Fondo ------ 394.68 507.15 112.47 45.642 100.000 0.000
TOTAL 246.42 100
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 64
Los valores obtenidos del respectivo análisis granulométrico en el tiempo de molienda
de 18 minutos, con respecto al pasante de la malla # 200, es de 85.92%, el valor del
tamaño de partícula (D80) el cual es de 106µm. (Ver Anexo 7)
f) Tiempo de molienda 15 minutos
Tabla 20: Análisis granulométrico tiempo de molienda 15 min
Tamiz
Abertura
(mm)
Peso
tamiz
Peso tamiz +
Muestra (gr)
Peso
muestra
(gr)
% %
Acumulado
%
Pasante
18 1 283.53 284.39 0.86 0.354 0.354 99.646
35 0.5 315.21 315.72 0.51 0.210 0.563 99.437
60 0.25 238.9 244.2 5.3 2.179 2.743 97.257
120 0.125 281.15 322.2 41.05 16.879 19.622 80.378
200 0.075 266.11 310.4 44.29 18.211 37.833 62.167
230 0.063 274.84 299.62 24.78 10.189 48.022 51.978
325 0.045 218.06 235.65 17.59 7.233 55.255 44.745
400 0.038 265.31 271.84 6.53 2.685 57.940 42.060
Fondo ------ 394.68 496.97 102.29 42.060 57.940 0.000
TOTAL 243.2 100
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Los valores obtenidos del respectivo análisis granulométrico en el tiempo de molienda
de 25 minutos, con respecto al pasante de la malla # 200, es de 62.16%, el valor del
tamaño de partícula (D80) el cual es de 124µm. (Ver Anexo 6). Mediante los análisis
granulométricos de los diferentes tiempos de molienda se determinó los siguientes
tiempos de molienda que se someterán a las respectivas pruebas de flotación, debido a
que los rangos del tamaño de partícula óptimo para el proceso de molienda se encuentran
en 40-100 µm, y el pasante de la malla #200 >65%.
Tabla 21: Tiempos de molienda para el proceso de flotación
Ensayo (#) Tiempo (min) Pasante malla 200
(%)
Tamaño de partícula
(D80) (µm)
4 21 72 92
5 18 67 106
6 15 62 124
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 65
6.8. Flotación
El material que ingreso al proceso de flotación, posee una ley de cabeza que se detalla
a continuación:
Tabla 22: Ley de cabeza del material
PLANTA DE BENEFICIO FAYUMA
PORTOVELO-EL ORO
RESULTADO DE ANALISIS
FECHA: 31/08/2018
COD
LAB.
DESCRIPCIÓN ORIGEN Au
gr/tn
Ag
gr/tn
Cu
%
Pb
%
Zn
%
CUARZO JESSICA
J.
2.50 30.85 1.15
Fuente: Planta de Beneficio Reina del Cisne II, 2019
Se desarrollaron tres ensayos de flotación con los tiempos de molienda previamente
establecidos, en el cual se mantuvieron los reactivos, la concentración y dosificación
conforme a las condiciones que se desarrollan en Planta, para lo cual se realizó la
determinación de la concentración y dosificación de cada uno de estos reactivos químicos
(Ver Anexo 8), cuyos valores se detallan a continuación:
Tabla 23: Concentración y dosificación de reactivos
REACTIVO
CONCENTRACIÓN
DEL REACTIVO EN
PLANTA
PESO DEL REACTIVO PARA
LA PRUEBA DE FLOTACIÓN
COLECTOR
Aerofloat-31 11 gr/Tn 0.00535gr
Xantato Z6 15gr/Tn 0.0075gr
Ditiofosfato
Aerofloat 1404 26 gr/Tn 0.015gr
ESPUMANTE Dowfroth 250 136 gr/Tn 0.0676gr
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 66
El porcentaje de sólidos presentes en la pulpa para el proceso de flotación es de
33.3%. Previo al desarrollo del ensayo de flotación se reguló el pH de la pulpa hasta
alcanzar el valor de cercano a 10.5, para ello se empleó CO3Ca calcinada, la adición de
los reactivos se la realizó en un solo tiempo de acondicionamiento, debido a que se realizó
un flotado tipo Bulk.
Tabla 24: Flotación de molienda 21min. 1 A
ACTIVIDAD TIEMPO
(min)
COLECTORES ESPUMANTE CAL
(gr)
PH
Z6
50mL
1404
50mL
A-31
50mL
D-250
50mL
Flotación 1 A: Molienda 21min
Acondicionamiento 10 X 10.14 5.56
Acondicionamiento 10 X X X 10.90
Flotación 12 10.72
Flotación 1 B: Molienda 21min
Acondicionamiento 10 X 9.96 5.79
Acondicionamiento 10 X X X 10.96
Flotación 12 10.70
Flotación 2 A: Molienda 18 min
Acondicionamiento 10 X 9.36 6.26
Acondicionamiento 10 X X X 10.61|
Flotación 12 10.75
Flotación 2 B: Molienda 18 min
Acondicionamiento 10 X 10.2 6.2
Acondicionamiento 10 X X X 10.48
Flotación 12 10.65
Flotación 3 A: Molienda 15 min
Acondicionamiento 10 X 9.32 6.15
Acondicionamiento 10 X X X 10.49
Flotación 12 10.76
Flotación 3 B: Molienda 15 min
Acondicionamiento 10 X 6.32
Acondicionamiento 10 X X X 9.25 10.93
Flotación 12 10.68
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 67
6.8.1. Valores de la recuperación y contenido de cobre de las pruebas metalúrgicas
Los valores obtenidos del porcentaje de cobre total en el concentrado a los diferentes
tiempos de molienda, con su respectivo contenido de cobre (Ver Anexo 9), se detallan a
continuación:
Tabla 25: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min A
Prueba 1 A
molienda 21
min
COMPONENTE PESO (gr) LEY (%) CONTENIDO
MINERAL
RECUPERACIÓN
(%)
Cabeza 500.00 1.15 575.00
Concentrado 27.09 16.67 451.590 78.68
Relave 472.05 0.26 122.733
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Tabla 26: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min B
Prueba 1 B
molienda 21
min
COMPONENTE PESO (gr) LEY (%) CONTENIDO
MINERAL
RECUPERACIÓN
(%)
Cabeza 500.00 1.15 575.00
Concentrado 23.11 21.18 489.469 85.13
Relave 475.83 0.18 85.649
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Tabla 27: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 18min A
Prueba 2 A
molienda 18
min
COMPONENTE PESO (gr) LEY (%) CONTENIDO
MINERAL
RECUPERACIÓN
(%)
Cabeza 500.00 1.15 575.00
Concentrado 119.95 4.44 532.57 92.55
Relave 379.98 0.11 41.797
Fuente: Jara J, 2019
Elaboración: La autora, 2019
JÉSSICA JARA CUEVA 68
Tabla 28: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min B
Prueba 2 B
molienda 18
min
COMPONENTE PESO (gr) LEY (%) CONTENIDO
MINERAL
RECUPERACIÓN
(%)
Cabeza 500.00 1.15 575.00
Concentrado 112.40 4.83 542.892 94.42
Relave 386.72 0.08 30.937
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Tabla 29: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 15min A
Prueba 3 A
molienda 15
min
COMPONENTE PESO (gr) LEY (%) CONTENIDO
MINERAL
RECUPERACIÓN
(%)
Cabeza 500.00 1.15 575.00
Concentrado 145.79 3.62 527.75 91.78
Relave 353.51 0.13 45.956
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Los valores obtenidos de la recuperación con su respectiva ley y tiempo se molienda
son los siguientes valores:
Tabla 30: Tiempo de molienda y recuperación de Cobre
TIEMPO DE
MOLIENDA (min)
D80 (µm) LEY (%) RECUPERACIÓN
(%)
21 A 92 16.67 78.68
21 B 92 21.18 85.13
18 A 106 4.44 92.55
18 B 106 4.83 94.42
15 A 124 3.62 91.78
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
Los valores obtenidos del contenido de Oro tanto en el concentrado y relave se
detallan a continuación:
JÉSSICA JARA CUEVA 69
Tabla 31: Contenido de Oro en concentrado y relave de las pruebas metalúrgicas
TIEMPO DE
MOLIENDA (min) D80 (µm)
LEY CONCENTRADO
(g/Tn)
LEY DE RELAVE
(g/Tn)
21 A 92 5 0.19
21 B 92 6.5 0.23
18 A 106 4.25 0.10
18 B 106 3 0.075
15 A 124 3 0.041
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
6.8.2. Curva cinética Tiempo de molienda vs Recuperación
Obtenidos los valores de las pruebas del tiempo de molienda y la recuperación
obtenida del proceso flotación, se determina la curva cinética que más se ajuste a los
valores obtenidos.
a) Línea de tendencia lineal
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
La línea de tendencial lineal no se ajusta a la gráfica que representa los resultados
obtenidos del tiempo de molienda y la recuperación del proceso flotación, puesto que los
valores que se obtienen no aumentan o disminuyen a un ritmo constante, sino que estos
se en encuentran en dependencia de la granulometría que ingresa al proceso de beneficio,
lo cual es variable.
y = -1,1083x + 109,79R² = 0,6566
80
85
90
95
100
0 5 10 15 20 25
REC
UP
ERA
CIÓ
N (
%)
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
TIEMPO DE MOLIENDA VS RECUPERACIÓN
JÉSSICA JARA CUEVA 70
b) Línea de tendencia logarítmica
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
La gráfica de los valores obtenidos del tiempo de molienda y la recuperación del
proceso de flotación no se ajustan a la línea de tendencia logarítmica, puesto que los
resultados no se estabilizan, debido a que el proceso de flotación es complejo y esta en
dependencia de algunas variables, entre ellas el tiempo de molienda y con ello la
granulometría del material que ingresa al proceso.
c) Línea de tendencia polinómica de segundo orden
Fuente: La autora, 2019
Elaboración: La autora, 2019
y = -19,03ln(x) + 144,66R² = 0,6101
80
85
90
95
100
0 5 10 15 20 25
REC
UP
ERA
CIÓ
N (
%)
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
TIEMPO DE MOLIENDA VS RECUPERACIÓN
y = -0,4628x2 + 15,552x - 37,37R² = 1
80
85
90
95
100
0 5 10 15 20 25
REC
UP
ERA
CIÓ
N (
%)
TIEMPO DE MOLIENDA (min)
TIEMPO DE MOLIENDA VS RECUPERACIÓN
JÉSSICA JARA CUEVA 71
La línea de tendencia polinómica es la que se ajusta a la gráfica de los valores
obtenidos las diferentes pruebas de tiempo de molienda vs recuperación, puesto que esta
curva se emplea en los casos donde los resultados fluctúan, como es el caso de la cinética
de flotación, puesto que la recuperación del mineral de interés está en dependencia de
algunas variables, una de ellas el tiempo de molienda, objeto de estudio.
JÉSSICA JARA CUEVA 72
7. DISCUSIÓN DE RESULTADOS
La investigación realizada sobre el tiempo óptimo de molienda de sulfuros de
cobre en la Universidad San Luis Gonzaga de Ica de Perú, cuya validación se realizó con
una prueba piloto a escala industrial en la Planta de Beneficio Santa María, indica que el
tiempo óptimo de molienda es de 19 minutos obteniendo una recuperación del 95.4%,
con una ley de cabeza de ingreso de 4.15% de Cu y un contenido de 29.85% de Cu.
En las pruebas metalúrgicas que se desarrollaron en dicha investigación se lo ha
trabajado con los siguientes parámetros: granulometría del 65% del pasante de la malla #
200, pH de 10.5, se emplearon reactivos como: colector Xantato Z6, Ditiofosfato
Aerofloat 1404, Aeroprint 3418 y el espumante Dowfroth 250. (ALARCON
BERROCAL & HUARANCCA QUISPE, 2015)
Otra investigación realizada por el autor Bulatovic (2007), de acuerdo a su estudio
desarrollado en varias Plantas Concentradoras, muestra que existe una influencia del
tamaño de la partícula para la recuperación de Cu, en el cual manifiesta que para tamaños
de partícula superiores a 150µm la recuperación de Cu es inferior al 50%, por lo cual
recomienda que para la flotación de sulfuros de Cu se trabaje con granulometrías de 30-
100 µm, con el fin de optimizar la recuperación del mineral de interés.
El presente proyecto encaminado a determinar el tiempo óptimo de molienda para
mejorar la recuperación por flotación del mineral de Cu, relacionando las variables tiempo
de molienda vs porcentaje de recuperación del proceso de flotación; se lo realizó en base
a una serie de pruebas metalúrgicas desarrolladas de acuerdo a los protocolos
establecidos en el Laboratorio Metalúrgico de la Universidad Técnica Particular de Loja,
obteniendo los siguientes valores:
1. El tiempo de molienda de 18 minutos con un pasante de la malla #200 del 67.8%
(D80= 108µm), se obtuvo una recuperación del 92.55%, pero el contenido de Cu
en el concentrado fue de 4.44%, lo cual no representa un valor económicamente
rentable.
JÉSSICA JARA CUEVA 73
2. Debido a la baja calidad del concentrado de Cu, se determinó el tiempo óptimo
de molienda de 21 min con un pasante de la malla #200 del 73.2% (D80= 96µm),
en el cual se obtuvo una recuperación del 85.13%, con un valor de 21.67% de Cu
en el concentrado, este representa un valor económicamente rentable para la
Planta Fayuma, ya que actualmente comercializa concentrados del 14% de Cu.
Los reactivos empleados en el proceso de flotación fueron colector Xantato Z6,
Aerofloat 1404, Aerofloat 31 y espumante Dowfroth 250, las concentraciones con las
cuales se desarrollaron las pruebas fueron las que se mantienen actualmente en la Planta
Fayuma, siendo estas: Z6 11g/t; A-1404 24g/t; A-31 11g/t y D-250 135g/t.
Los resultados obtenidos de la investigación son del 85.15% de recuperación, con
una calidad de concentrado de 21.67% de Cu, pero al comparar con otras investigaciones
se puede obtener recuperaciones superiores de hasta el 95.4% con una buena calidad del
mismo, siendo posible mejorar la recuperación de Cu conservando su calidad, pero para
ello es necesario variar las concentraciones de los reactivos empleados en el proceso, en
especial el espumante, (Dowfroth 250, concentración actual de 135 g/t).
En cuanto a la granulometría con la cual se desarrollaron las diferentes pruebas
de flotación fueron del 62.08% ((D80= 124µm); 67.82% (D80= 108µm) y 73.2% (D80=
96µm), del pasante de la malla #200, estos valores se encuentran dentro de los rangos
óptimos para optimizar la recuperación del mineral de interés.
.
JÉSSICA JARA CUEVA 74
8. CONCLUSIONES
- El material de estudio se trata de una roca ígnea andesítica de grano fino con
presencia de minerales de pirita, calcopirita, bornita, en la sección delgada se
apreciar minerales de Plagioclasas, Biotita, Clorita, Anfíboles con alteración a
Clorita, Plagioclasas con alteración de Sericita e Illita. La cantidad de cuarzo
(SiO) es del 56.7% , valor obtenido del ensayo de fluorescencia de rayos x, lo cual
determina su alta abrasividad
- Las propiedades físico-mecánicas que influyen en el procesamiento mecánico y
beneficio del material en estudio, son la densidad cuyo valor es de 2.758gm/cm3,
contenido de humedad de 11.54%; la resistencia a la compresión simple de
117MPa. Según la ISRM indica que posee una resistencia a la compresión simple
muy alta, afectando en el desgaste de los revestimientos de los equipos de
trituración y molienda; lo cual a más de contaminar el producto, representa un
costo alto para el proceso de molienda.
- El procesamiento mecánico que se lleva a cabo en la Planta Fayuma, logra un
grado de reducción de la trituración primaria y secundaria es de 8 veces su tamaño
inicial (5" a 3/8"); mientras que en molienda el tamaño de la reducción es de 127
veces ( de 3/8" a 74µm ), es por ello que el mayor consumo energético se ve
reflejado en el proceso de molienda, ya que se requiere de un tamaño de grano
adecuado para el proceso de flotación en el cual se obtiene recuperación de hasta
el 92%, cuyo concentrado posee el 14% de Cu siendo estos valores relativamente
buenos para la empresa.
JÉSSICA JARA CUEVA 75
- Se realizaron un total de ocho ensayos para determinar los tiempos de molienda
con su respectivo análisis granulométrico para las posteriores pruebas de
flotación, siendo estos los valores de tiempo de molienda de 15 minutos (126µm),
molienda 18 minutos (106 µm) y molienda de 21 minutos (96 µm), cuya
granulometría se encuentra dentro del tamaño óptimo para el proceso de flotación
de sulfuros de Cu que esta entre 30-100 µm.
- Los valores de tiempo de molienda de 21 min corresponde a un 73.2% del pasante
de la malla #200, el tiempo de molienda de 18 minutos al 67.82% y el tiempo de
molienda de 15 minutos al 62.08%, ya que a valores superiores se produce una
sobremolienda del material, esto afecta debido a que existe un mayor consumo
energético, así como también el proceso de flotación se ve afectado porque se
flotan a más del mineral la ganga, afectando la calidad del concentrado.
- El tiempo de molienda que obtuvo la mayor recuperación es el de 18 minutos con
92.55% y una granulometría de 106µm, pero el contenido del mineral de cobre en
el concentrado es de 4.44%, lo cual no representa un valor comerciable, es por
ello que el tiempo de molienda de 21 minutos con una granulometría de 92µm es
el óptimo obteniendo una recuperación de 85.13%, con un contenido de Cu del
21.67%, lo cual pudiera mejorar la recuperación
JÉSSICA JARA CUEVA 76
9. RECOMENDACIONES
- Se debe realizar un estudio de la geología a detalle de las menas que son beneficiadas
en esta planta, el proceso de control de calidad y monitoreo continuo de las diferentes
vetas, debe ser realizado por un geólogo sobre los materiales donde se efectúa el
proceso de minando; es de gran importancia este control, ya que la caracterización
los materiales mineralizados de manera correcta y oportuna permitirá optimizar los
procesos de molienda y mejoraran los recursos económicos de la planta de beneficio.
- Se recomienda realizar un muestreo más detallado de los diferentes frentes de trabajo
que procesa la planta de beneficio, con el fin de obtener tener mayor detalle en la
descripción petrográfica y mineralógica del material mineralizado con la ayuda de
láminas delgadas y pulidas, con el fin de definir el tamaño de las partículas del mineral
de interés; que aportan a optimizar el proceso de molienda.
- Para que los valores en la recuperación de la mineralización de Cu sean óptimos, se
recomienda seleccionar y trabajar con granulometría en el orden de 30-100µm, ya que
estos rangos según investigaciones son los más óptimos para realizar la flotación de
sulfuros de Cu.
- En las pruebas de molienda se recomienda utilizar valores del 65% hasta 73% del
pasante de la malla #200, ya que a un porcentaje mayor a este correspondería a un
material muy fino; así al momento de realizar la prueba de flotación originaría lamas,
lo que originaría que el concentrado se ensucie, perdiendo de esta manera su calidad
de recuperación.
- Se recomienda variar la concentración del espumante Dowfroth 250, para pruebas
posteriores, ya que se podría mejorar la recuperación del mineral, puesto que la
calidad del concentrado es superior a la que se comercializa actualmente en la Planta
Fayuma, la cual es del 14% del contenido de Cu.
JÉSSICA JARA CUEVA 77
- Se recomienda que las universidades participen activamente con sus profesionales en
metalurgia, tanto de tercer nivel y cuarto nivel; ya que la investigación científica en
los plantas de beneficio especialmente en sus procesos de molienda casi es inexistente
en nuestro país. Más aún si vamos a pasar a la explotación y beneficio de minerales
metálicos a gran escala.
JÉSSICA JARA CUEVA 78
10. BIBLIOGRAFÍA
ALARCON BERROCAL , K. E., & HUARANCCA QUISPE, Y. (2015). “OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO DE
MOLIENDA EN EL PROCESO DE FLOTACIÓN DE LA CALCOPIRITA PARA LA OBTENCIÓN
DEL CONCENTRADO DE COBRE. Universidad San Luis Gonzaga de Ica, Ica.
Austin, L. G., & A., F. C. (1994). Diseño y Simulación de Circuitos de Molienda y Clasificación
(Vol. Primera Edición). Concepción, Chile: CYTED.
Blanco, E. A. (2016). Capitulo 8: Molienda. En E. A. Blanco, Apuntes de Mineralurgia y
Tecnología Mineralúrgica (pág. 270). Santander: Ediciones TGD.
Bullón, H. B. (2012). Procesamiento de Minerales. (P. Edicion, Ed.) Peru: Héctor Bueno.
Bustamante Rúa, O., Gaviria Cartagena, A. C., & Restrepo Baena, O. J. (2008). Concentracion de
minerales. Universidad Nacional de Colombia, Medellin, Colombia.
Castro, S. (2012). Flotacion: Fundamentos y Aplicaciones. Concepción, Chile.
Coello Velásquez , A., & Tijonov, O. (2001). MOLIENDA DE MINERALES
MULTICOMPONENTES:MODELO ÍNTEGRO DIFERENCIAL PARA VALORACION DE LA
ENERGÍA. Minería y Geología, 5.
Edgar B. Alcalá Cruz, A. F. (s.f.). Manual de Entrenamiento en Concentración de Minerales.
Atacama, Chile.
Errol. G., K., & Spottiswood, D. (1990). Introduccion al procesamiento de minerales (Primera
Edición ed.). Mexico DF, Mexico: Limusa.
Linch, A. (1980). Circuitos de Trituracion y Molienda de minerales. Madrid: Rocas y Minerales.
Ocampo Ramírez Arturo, H. G. (2016). Evaluación de la integridad estructural de un molino .
Revista Ciencias Técnicas Agropecuarias, 13.
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Ecuador: UCP PRODEMINCA.
Ramirez Oyaguren, P., & Alejano Monge, A. (2004). Mecánica de Rocas: Fundamentos e
Ingieneria de Taludes. Madrid, España.
Sutulov, A. (1963). FLOTACIÓN DE MINERALES. Concepción, Chile.
Universidad de Concepcion, D. d. (s.f.). Flotacion Fundamentos y Aplicaciones. Concepcion ,
Chile.
Wills, B. A., & Napier-Mum, T. (2006). Mineral Processing Technology (Seventh edition ed.).
Queensland, Australia: Elsevier Ltd.
JÉSSICA JARA CUEVA 79
11. ANEXOS
ANEXOS
JÉSSICA JARA CUEVA 80
ANEXO 1:
CÁLCULO DE CAPACIDAD DE TOLVA DE GRUESOS
JÉSSICA JARA CUEVA 81
Volumen geométrico
𝑽𝟏 = 𝒗𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆𝒏 𝒑𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑í𝒑𝒆𝒅𝒐 𝒔𝒖𝒑𝒆𝒓𝒊𝒐𝒓
𝑽𝟏 = 𝑳𝟏 ∗ 𝑳𝟐 ∗ 𝑳𝟑
𝑽𝟏 = 𝟒. 𝟏𝟎𝒎 ∗ 𝟑. 𝟗𝟎𝒎 ∗ 𝟐. 𝟐𝟓𝒎
𝑽𝟏 = 𝟑𝟓. 𝟗𝟖𝒎𝟑
𝑽𝟐 = 𝒗𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆𝒏 𝒅𝒆 𝒍𝒂 𝒑𝒊𝒓á𝒎𝒊𝒅𝒆 𝒕𝒓𝒖𝒏𝒄𝒂𝒅𝒂
𝑽𝟏 =𝑳𝟏 ∗ 𝑳𝟐 ∗ 𝑳𝟑
𝟑
𝑽𝟐 =𝟒. 𝟏𝟎𝒎 ∗ 𝟑. 𝟗𝟎𝒎 ∗ 𝟏. 𝟔𝟎𝒎
𝟑
𝑽𝟐 = 𝟖. 𝟓𝟑𝒎𝟑
Volumen total
𝑽𝑻 = 𝑽𝟏 ∗ 𝑽𝟐
𝑽𝑻 = 𝟑𝟓. 𝟓𝟒𝒎𝟑 + 𝟖. 𝟒𝟐𝒎𝟑
𝑽𝑻 = 𝟒𝟒. 𝟓𝟏𝒎𝟑
Ajuste del volumen
𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝑽𝑻 ∗ 𝝁
𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝑽𝑻 ∗ 𝝁
𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝟒𝟑. 𝟒𝟐𝒎𝟑 ∗ 𝟎. 𝟖
𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝟑𝟏. 𝟏𝟓𝒎𝟑
Capacidad de la tolva
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽ú𝒕𝒊𝒍 ∗ 𝜹𝒎𝒂𝒕𝒆𝒓𝒊𝒂𝒍
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟑𝟏. 𝟏𝟓𝒎𝟑 ∗ 𝟐. 𝟕𝑻𝒏𝒎𝟑⁄
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟖𝟒. 𝟏𝟐 𝑻𝒏
Capacidad real de la tolva
𝑸𝒓𝒆𝒂𝒍 = 𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 ∗ %𝒔ó𝒍𝒊𝒅𝒐𝒔
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟖𝟒. 𝟏𝟐𝑻𝒏 ∗ 𝟎. 𝟗𝟓
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟕𝟗. 𝟗𝟏𝑻𝒏 ≈ 𝟖𝟎𝑻𝒏
JÉSSICA JARA CUEVA 82
ANEXO 2 CÁLCULO DE CAPACIDAD DE TOLVA DE FINOS
JÉSSICA JARA CUEVA 83
Volumen geométrico
𝑽𝟏 = 𝒗𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆𝒏 𝒑𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑í𝒑𝒆𝒅𝒐 𝒔𝒖𝒑𝒆𝒓𝒊𝒐𝒓
𝑽𝟏 = 𝑳𝟏 ∗ 𝑳𝟐 ∗ 𝑳𝟑
𝑽𝟏 = 𝟒. 𝟏𝟎𝒎 ∗ 𝟑. 𝟗𝟎𝒎 ∗ 𝟐. 𝟐𝟓𝒎
𝑽𝟏 = 𝟑𝟓. 𝟗𝟖𝒎𝟑
𝑽𝟐 = 𝒗𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆𝒏 𝒅𝒆 𝒍𝒂 𝒑𝒊𝒓á𝒎𝒊𝒅𝒆 𝒕𝒓𝒖𝒏𝒄𝒂𝒅𝒂
𝑽𝟏 =𝑳𝟏 ∗ 𝑳𝟐 ∗ 𝑳𝟑
𝟑
𝑽𝟐 =𝟒. 𝟏𝟎𝒎 ∗ 𝟑. 𝟗𝟎𝒎 ∗ 𝟏. 𝟔𝟎𝒎
𝟑
𝑽𝟐 = 𝟖. 𝟓𝟑𝒎𝟑
Volumen total
𝑽𝑻 = 𝑽𝟏 ∗ 𝑽𝟐
𝑽𝑻 = 𝟑𝟓. 𝟓𝟒𝒎𝟑 + 𝟖. 𝟒𝟐𝒎𝟑
𝑽𝑻 = 𝟒𝟒. 𝟓𝟏𝒎𝟑
Ajuste del volumen
𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝑽𝑻 ∗ 𝝁
𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝑽𝑻 ∗ 𝝁
𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝟒𝟑. 𝟒𝟐𝒎𝟑 ∗ 𝟎. 𝟕
𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝟑𝟏. 𝟏𝟓𝒎𝟑
Capacidad de la tolva
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽ú𝒕𝒊𝒍 ∗ 𝜹𝒎𝒂𝒕𝒆𝒓𝒊𝒂𝒍
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟑𝟏. 𝟏𝟓𝒎𝟑 ∗ 𝟐. 𝟕𝑻𝒏𝒎𝟑⁄
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟖𝟒. 𝟏𝟐 𝑻𝒏
JÉSSICA JARA CUEVA 84
Capacidad real de la tolva
𝑸𝒓𝒆𝒂𝒍 = 𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 ∗ %𝒔ó𝒍𝒊𝒅𝒐𝒔
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟖𝟒. 𝟏𝟐𝑻𝒏 ∗ 𝟎. 𝟗𝟖
𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟕𝟗. 𝟗𝟏𝑻𝒏 ≈ 𝟖𝟎𝑻𝒏
JÉSSICA JARA CUEVA 85
ANEXO 3 FICHAS TÉCNIAS DE LA DESCRIPCIÓN DE LA ROCA
JÉSSICA JARA CUEVA 86
MUESTRA DE ROCA 1
FACULTAD DE LA ENERGÍA, LAS
INDUSTRIAS Y LOS RECURSOS
NATURALES NO RENOVABLES
Carrera de Geología Ambiental y Ordenamiento
Territorial Responsable: Jessica Briggette Jara
Cueva
Tipo de muestra: Apilado de
material para Beneficio
Ficha N_ 01
Ubicación: Planta de Beneficio
Fayuma
Cantón:
Portovelo
Parroquia:
Portovelo
Sector
: El
Pache
Código de la
muestra:
JBJC 001
DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA (
MACROSCÓPICA)
Color: gris claro
Textura: Porfídica con presencia de
fenocristales de cuarzo
Estructura: Masiva
% de Fenocristales: 15%
% de Matriz: 85%
MINERALES PRESENTES
Minerales principales : plagioclasas
Minerales secundarios: calcopirita,
bornita, pirita, fenocristales de cuarzo
Minerales accesorios: biotita, cuarzo
Mineralización: sulfuros de Cu y Fe
Grado de alteración: Medio (10%)
Tipo de alteración: Cloritización
Lámina delgada: Si Nombre de la roca: Andesita porfídica
JÉSSICA JARA CUEVA 87
MUESTRA DE ROCA 2
FACULTAD DE LA ENERGÍA, LAS
INDUSTRIAS Y LOS RECURSOS
NATURALES NO RENOVABLES
Carrera de Geología Ambiental y Ordenamiento
Territorial Responsable: Jessica
Briggette Jara Cueva
Tipo de muestra: Apilado de
material para Beneficio
Ficha N_ 02
Ubicación: Planta de
Beneficio Fayuma
Cantón:
Portovelo
Parroquia:
Portovelo
Sector:
El Pache
Código de la
muestra: JBJC 002
DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA
( MACROSCÓPICA)
Color: gris oscuro
Textura: afanítica
Estructura: Masiva
% de Fenocristales: 5%
% de Matriz: 95%
MINERALES PRESENTES
Minerales principales : plagioclasas
Minerales secundarios: calcopirita,
bornita, pirita
Minerales accesorios: cuarzo
Mineralización: Sulfuros de Cu y Fe
Grado de alteración: medio (35%)
Tipo de alteración: Cloritización
Lámina delgada: Si Nombre de la roca: Andesita
porfídica
JÉSSICA JARA CUEVA 88
ANEXO 4 ENSAYO DE FLUERESCENCIA DE RAYOS X
JÉSSICA JARA CUEVA 89
ELEMENTO %
Al2O3 14.3
Si2O 56.5
P2O5 0.29
S 1.07
K2O 0.965
CaO 0.765
TiO2 0.328
Cr2O3 0.0563
MnO 0.199
Fe2O3 5.31
Co3O4 1.27
Cuo 0.542
ZnO 0.0876
SnO2 0.23
CeO2 0.166
Ta2O5 0.0208
WO3 0.0797
Fuente: FRX, UTPL
JÉSSICA JARA CUEVA 90
ANEXO 5 RESISTENCIA A LA COMPRESION SIMPLE DE LA ROCA
JÉSSICA JARA CUEVA 91
Muestra 1
MUESTRA 2
JÉSSICA JARA CUEVA 92
JÉSSICA JARA CUEVA 93
ANEXO 6
DIAGRAMA DE FLUJO DEL PROCESO ACTUAL DE LA PLANTA
DE BENEFICIO FAYUMA
JÉSSICA JARA CUEVA 94
ANEXO 7
CURVA GRANULOMÉTRICAS DE LOS TIEMPOS DE MOLIENDA
JÉSSICA JARA CUEVA 95
Molienda 35 minutos
Molienda 30 minutos
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 249.96 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 100.00
2 0.00 100.00
3 0.00 100.00
4 0.00 100.00
5 0.00 100.00
6 0.00 100.00
7 0.00 100.00
8 0.00 100.00
9 0.00 100.00
10 0.00 100.00
11 0.00 100.00
12 0.00 100.00
13 0.00 100.00
14 0.00 100.00
15 60 250 0.02 0.01 99.99
16 120 125 3.45 1.38 98.61
17 200 75 24.35 9.74 88.87
18 230 63 24.07 9.63 79.24
19 325 45 28.00 11.20 68.04
20 400 38 3.76 1.50 66.53
21 -400 0 166.31 66.53
TOTAL 249.96 100.00 D80 = 64 mm D50 = #¡DIV/0! mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
Molienda 35 minutos
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 242.74 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 0.00 100.00
2 0.00 100.00
3 0.00 100.00
4 0.00 100.00
5 0.00 100.00
6 0.00 100.00
7 0.00 100.00
8 0.00 100.00
9 0.00 100.00
10 0.00 100.00
11 0.00 100.00
12 0.00 100.00
13 0.00 100.00
14 0.00 100.00
15 60 250 0.02 0.01 99.99
16 120 125 5.92 2.44 97.55
17 200 75 28.31 11.66 85.89
18 230 63 25.99 10.71 75.18
19 325 45 28.59 11.78 63.41
20 400 38 8.63 3.56 59.85
21 -400 0 145.28 59.85
TOTAL 242.74 100.00 D80 = 68 mm D50 = #¡DIV/0! mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
Análisis Granulométrico Tiempo de molienda 30 min
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
JÉSSICA JARA CUEVA 96
Molienda 25 minutos
Molienda 21 minutos
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 246.63 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 100.00
2 0.00 100.00
3 0.00 100.00
4 0.00 100.00
5 0.00 100.00
6 0.00 100.00
7 0.00 100.00
8 0.00 100.00
9 0.00 100.00
10 0.00 100.00
11 0.00 100.00
12 0.00 100.00
13 0.00 100.00
14 0.00 100.00
15 60 250 1.51 0.61 99.39
16 120 125 11.99 4.86 94.53
17 200 75 38.82 15.74 78.79
18 230 63 27.48 11.14 67.64
19 325 45 27.70 11.23 56.41
20 400 38 9.67 3.92 52.49
21 -400 0 129.46 52.49
TOTAL 246.63 100.00 D80 = 78 mm D50 = #¡DIV/0! mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
Análisis Granulométrico Tiempo de molienda 25 minutos
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 242.18 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 0.00 100.00
2 0.00 0.00 100.00
3 0.00 100.00
4 0.00 100.00
5 0.00 100.00
6 0.00 100.00
7 0.00 100.00
8 0.00 100.00
9 0.00 100.00
10 0.00 100.00
11 0.00 100.00
12 0.00 100.00
13 18 1000 0.01 0.00 100.00
14 35 500 0.11 0.05 99.95
15 60 250 0.71 0.29 99.66
16 120 125 20.49 8.46 91.20
17 200 75 43.51 17.97 73.23
18 230 63 31.67 13.08 60.15
19 325 45 18.96 7.83 52.32
20 400 38 6.38 2.63 49.69
21 -400 0 120.34 49.69
TOTAL 242.18 100.00 D80 = 92 mm D50 = 39 mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
Análisis Granulométrico Tiempo de molienda 21minutos
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
JÉSSICA JARA CUEVA 97
Molienda 18 minutos
Molienda 15 minutos
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 246.07 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 100.00
2 0.00 100.00
3 0.00 100.00
4 0.00 100.00
5 0.00 100.00
6 0.00 100.00
7 0.00 100.00
8 0.00 100.00
9 0.00 100.00
10 0.00 100.00
11 0.00 100.00
12 0.00 100.00
13 18 1000 0.15 0.06 99.94
14 35 500 0.96 0.39 99.55
15 60 250 1.93 0.78 98.76
16 120 125 30.51 12.40 86.37
17 200 75 45.64 18.55 67.82
18 230 63 28.33 11.51 56.31
19 325 45 20.29 8.25 48.06
20 400 38 5.98 2.43 45.63
21 -400 0 112.28 45.63
TOTAL 246.07 100.00 D80 = 106 mm D50 = 49 mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
Análisis Granulometrico Tiempo de molienda 18 minutos
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 242.92 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 100.00
2 0.00 100.00
3 0.00 100.00
4 0.00 100.00
5 0.00 100.00
6 0.00 100.00
7 0.00 100.00
8 0.00 100.00
9 0.00 100.00
10 0.00 100.00
11 0.00 100.00
12 0.00 100.00
13 18 1000 0.86 0.35 99.65
14 35 500 0.51 0.21 99.44
15 60 250 5.46 2.25 97.19
16 120 125 41.01 16.88 80.31
17 200 75 44.29 18.23 62.07
18 230 63 24.63 10.14 51.93
19 325 45 17.34 7.14 44.80
20 400 38 6.53 2.69 42.11
21 -400 0 102.29 42.11
TOTAL 242.92 100.00 D80 = 124 mm D50 = 58 mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
Analisis Granulométrico Tiempo de Molienda 15 minutos
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
JÉSSICA JARA CUEVA 98
ANEXO 8
CÁLCULO DE CONCENTRACIÓN Y PESO DE LOS REACTIVOS A
EMPLEAR EN EL PROCESO DE FLOTACIÓN
JÉSSICA JARA CUEVA 99
Cálculo de la concentración de reactivo colector Xantato Z6
XANTATO Z6
Celda 1 4mL/min
Celda 2 2 mL/min
Celda 3 1 mL/min
Celda 4 0.5 mL/min
Total 7.5 mL/min
𝟕. 𝟓𝒎𝑳
𝒎𝒊𝒏∗
𝟔𝟎𝒎𝒊𝒏
𝟏∗
𝟐𝟒𝒉
𝟏 𝒅í𝒂= 𝟏𝟎𝟖𝟎𝟎𝒎𝑳
𝒅𝒊𝒂⁄
El colector se encuentra diluido al 8%
𝟏𝟎𝑳 → 𝟖𝟎𝟎𝒈𝒓
𝟏𝟎. 𝟖𝑳 → 𝒙
𝑿 =𝟏𝟎. 𝟖𝑳 ∗ 𝟖𝟎𝟎𝒈𝒓
𝟏𝟎𝑳= 𝟖𝟔𝟒𝒈𝒓
Se emplean 864 gr de Xantato para 80 Tn/día de material procesado, es necesario
determinar la concentración para 1 tonelada de material:
𝟖𝟎𝑻𝒏/𝒅í𝒂 → 𝟖𝟔𝟒𝒈𝒓
𝟏𝑻𝒏/𝒅í𝒂 → 𝒙
𝑿 =𝟖𝟔𝟒𝒈𝒓 ∗ 𝟏𝑻𝒏
𝟖𝟎𝑻𝒏= 𝟖𝟔𝟒𝒈𝒓
JÉSSICA JARA CUEVA 100
Cantidad de reactivo Z6 para la prueba de flotación:
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝐷𝑜𝑠𝑖𝑓𝑖𝑐𝑎𝑐𝑖ó𝑛 ∗ 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑚𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 ∗ 10−6
𝑃𝑢𝑟𝑒𝑧𝑎
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =
15𝑔𝑟𝑇𝑛
⁄ ∗ 500𝑔𝑟 ∗ 10−6
1
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.0075𝑔𝑟 → 𝑍𝑎𝑛𝑡𝑎𝑡𝑜 𝑍6
Cálculo de la concentración de reactivo colector Ditiofosfato Aerofloat 1404
Aerofloat 1404
Celda 1 6mL/min
Celda 2 4 mL/min
Celda 3 2.5 mL/min
Celda 4 1 mL/min
Total 13.5 mL/min
𝟏𝟑. 𝟓𝒎𝑳
𝒎𝒊𝒏∗
𝟔𝟎𝒎𝒊𝒏
𝟏∗
𝟐𝟒𝒉
𝟏 𝒅í𝒂= 𝟏𝟗𝟒𝟒𝟎𝒎𝑳
𝒅𝒊𝒂⁄
El colector se encuentra diluido al 10%
𝟏𝟏 𝑳 → 𝟏𝑳
𝟏𝟗. 𝟒𝟒 𝑳 → 𝒙
𝑿 =𝟏𝟗. 𝟒𝟒𝑳 ∗ 𝟏𝑳
𝟏𝟏𝑳= 𝟏. 𝟕𝟓𝟕𝑳
Es necesario determinar la densidad del reactivo Aerofloat para determinar la
cantidad en gramos del reactivo a emplear:
JÉSSICA JARA CUEVA 101
Densidad del reactivo
𝐺𝑠 =𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝜌𝑎𝑔𝑢𝑎
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 𝐺𝑠 ∗ 𝜌 𝑎𝑔𝑢𝑎
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1.15 ∗1𝑔𝑟
𝑚𝐿⁄
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =1.15𝑔𝑟
𝑚𝐿⁄
Ahora con la densidad del material se calculó la masa del reactivo mediante la
ecuación de la densidad:
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1767𝑚𝐿 ∗1.15𝑔𝑟
𝑚𝐿= 2032.05 𝑔𝑟
Se emplean 2032.05gr de Aerofloat 1404 para 80 Tn/día de material procesado,
es necesario determinar la concentración para 1 tonelada de material:
𝟖𝟎𝑻𝒏𝒅í𝒂⁄ → 𝟐𝟎𝟑𝟐. 𝟎𝟓𝒈𝒓
𝟏𝑻𝒏/𝒅í𝒂 → 𝒙
𝑿 =𝟐𝟎𝟑𝟐𝒈𝒓 ∗ 𝟏𝑻𝒏
𝟖𝟎𝑻𝒏= 𝟐𝟓. 𝟒
𝒈𝒓𝑻𝒏⁄
Cantidad de reactivo Z6 para la prueba de flotación:
JÉSSICA JARA CUEVA 102
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝐷𝑜𝑠𝑖𝑓𝑖𝑐𝑎𝑐𝑖ó𝑛 ∗ 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑚𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 ∗ 10−6
𝑃𝑢𝑟𝑒𝑧𝑎
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =
25.4 𝑔𝑟𝑇𝑛
⁄ ∗ 500𝑔𝑟 ∗ 10−6
1
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.015𝑔𝑟 → 𝐴𝑒𝑟𝑜𝑓𝑙𝑜𝑎𝑡 1404
Cálculo de la concentración de reactivo colector A-31
Se emplea reactivo puro en el proceso en una cantidad de 10 gotas/min
𝟏𝟎𝒈𝒐𝒕𝒂𝒔
𝒎𝒊𝒏∗
𝟔𝟎𝒎𝒊𝒏
𝟏∗
𝟐𝟒𝒉
𝟏 𝒅í𝒂= 𝟏𝟒𝟒𝟎𝟎
𝒅𝒊𝒂⁄
Se transforma a mL
𝟐𝟎 𝒈𝒐𝒕𝒂𝒔 → 𝟏 𝒎𝑳
𝟏𝟒𝟒𝟎𝟎 𝒎𝑳 → 𝒙
𝑿 =𝟏𝟒𝟒𝟎𝟎 𝒈𝒐𝒕𝒂𝒔 ∗ 𝟏𝒎𝑳
𝟐𝟎 𝒈𝒐𝒕𝒂𝒔= 𝟕𝟐𝟎 𝒎𝑳
Es necesario determinar la densidad del reactivo Aerofloat para determinar la
cantidad en gramos del reactivo a emplear:
Densidad del reactivo
𝐺𝑠 =𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝜌𝑎𝑔𝑢𝑎
JÉSSICA JARA CUEVA 103
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 𝐺𝑠 ∗ 𝜌 𝑎𝑔𝑢𝑎
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1.19 ∗1𝑔𝑟
𝑚𝐿⁄
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =1.19𝑔𝑟
𝑚𝐿⁄
Ahora con la densidad del material se calculó la masa del reactivo mediante la ecuación
de la densidad:
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 72𝑚𝐿 ∗1.19𝑔𝑟
𝑚𝐿= 85.68𝑔𝑟
Se emplean 85.68 gr de A-31 para 80 Tn/día de material procesado, es necesario
determinar la concentración para 1 tonelada de material:
𝟖𝟎𝑻𝒏𝒅í𝒂⁄ → 𝟖𝟓. 𝟔𝟖𝒈𝒓
𝟏𝑻𝒏/𝒅í𝒂 → 𝒙
𝑿 =𝟖𝟓. 𝟔𝟖𝒈𝒓 ∗ 𝟏𝑻𝒏
𝟖𝟎𝑻𝒏= 𝟏𝟎. 𝟕𝟏
𝒈𝒓𝑻𝒏⁄
JÉSSICA JARA CUEVA 104
Cantidad de reactivo A-31 para la prueba de flotación:
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝐷𝑜𝑠𝑖𝑓𝑖𝑐𝑎𝑐𝑖ó𝑛 ∗ 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑚𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 ∗ 10−6
𝑃𝑢𝑟𝑒𝑧𝑎
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =
10.71𝑔𝑟𝑇𝑛⁄ ∗ 500𝑔𝑟 ∗ 10−6
1
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.00535𝑔𝑟 → 𝐴𝑒𝑟𝑜𝑓𝑙𝑜𝑎𝑡 31
Cálculo de la concentración de reactivo espumante Dowfroth 250
Aerofloat 1404
Celda 1 12mL/min
Celda 2 6 mL/min
Celda 3 3 mL/min
Celda 4 2 mL/min
Total 23 mL/min
𝟐𝟑 𝒎𝑳
𝒎𝒊𝒏∗
𝟔𝟎𝒎𝒊𝒏
𝟏∗
𝟐𝟒𝒉
𝟏 𝒅í𝒂= 𝟑𝟑𝟏𝟐𝟎 𝒎𝑳
𝒅𝒊𝒂⁄
El colector se encuentra diluido al 50%
𝟑𝑳 → 𝟏𝑳
𝟑𝟑. 𝟏𝟐𝟎 𝑳 → 𝒙
JÉSSICA JARA CUEVA 105
𝑿 =𝟑𝟑. 𝟏𝟐𝟎 𝑳 ∗ 𝟏𝑳
𝟑𝑳= 𝟏𝟏. 𝟎𝟒𝑳
Es necesario determinar la densidad del reactivo Aerofloat para determinar la cantidad
en gramos del reactivo a emplear:
Densidad del reactivo
𝐺𝑠 =𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝜌𝑎𝑔𝑢𝑎
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 𝐺𝑠 ∗ 𝜌 𝑎𝑔𝑢𝑎
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.98 ∗1𝑔𝑟
𝑚𝐿⁄
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =0.98𝑔𝑟
𝑚𝐿⁄
Ahora con la densidad del material se calculó la masa del reactivo mediante la ecuación
de la densidad:
𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜
𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1104 𝑚𝐿 ∗0.98𝑔𝑟
𝑚𝐿= 10819.2𝑔𝑟
Se emplean 10819.2gr de Dowfroth para 80 Tn/día de material procesado, es
necesario determinar la concentración para 1 tonelada de material:
𝟖𝟎𝑻𝒏𝒅í𝒂⁄ → 𝟑𝟐𝟒𝟓𝟕. 𝟔𝒈𝒓
𝟏𝑻𝒏/𝒅í𝒂 → 𝒙
JÉSSICA JARA CUEVA 106
𝑿 =𝟑𝟐𝟒𝟓𝟕. 𝟔𝒈𝒓 ∗ 𝟏𝑻𝒏
𝟖𝟎𝑻𝒏= 𝟏𝟑𝟓. 𝟐𝟒
𝒈𝒓𝑻𝒏⁄
Cantidad de reactivo Z6 para la prueba de flotación:
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝐷𝑜𝑠𝑖𝑓𝑖𝑐𝑎𝑐𝑖ó𝑛 ∗ 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑚𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 ∗ 10−6
𝑃𝑢𝑟𝑒𝑧𝑎
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =
405.72 𝑔𝑟𝑇𝑛
⁄ ∗ 500𝑔𝑟 ∗ 10−6
1
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.0676𝑔𝑟 → 𝐷𝑜𝑤𝑓𝑟𝑜𝑡ℎ 250
JÉSSICA JARA CUEVA 107
ANEXO 9 ENSAYOS QUÍMICOS DE COBRE LABORATORIO ALBEXXUS
JÉSSICA JARA CUEVA 108