PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSO FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA
PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL EN METALURGIA EXTRACTIVA
ANÁLISIS DEL COMPORTAMIENTO DE LA MOLIBDENITA EN MINERAL DE RAJO Y
SUBTERRÁNEO DE DAND
Daniel José Vergara Solervicens
Profesores Guías:
Amelia Dondero Carrillo.
Lorena Álvarez Sánchez.
2012
DEDICATORIA
DEDICATORIA
A mis padres, quienes me han apoyado y dado todo lo que he necesitado,
pero lo más importante, es que lo han hecho por amor.
A mis abuelos, a quienes amo mucho, en particular a Prim Solervicens,
quien falleció durante el desarrollo de esta Tesis.
AGRADECIMIENTOS
i
AGRADECIMIENTOS
Después de años de arduo trabajo, termino con la etapa donde he quedado definido
como persona y profesional. Me quedo corto de palabras para agradecer a mis padres,
quienes mi inculcaron que con esfuerzo, siempre se puede.
Quiero agradecer además a don Gino Slanzi, Juan Cornejo y Eduardo Morín, quienes
confiaron en mí y me dieron la oportunidad de desarrollar esta investigación, además del
apoyo y guía recibidos durante la realización de la misma.
A mis profesoras tutoras, Amelia Dondero y Lorena Álvarez, quienes tuvieron que
disponer de su poco tiempo libre para ofrecerme la guía necesaria para finalizar este trabajo.
A don Arturo Ardiles, quien respondió mis dudas y me guió sobre dudas prácticas
sobre el funcionamiento de la planta.
A don Fernando Castañeda, Patricio Gaete y personal del CIMM, cuya ayuda durante
mi periodo en el Laboratorio de Metalurgia es impagable. Gracias también por los consejos y
comentarios anexos a este trabajo, los cuales me permitieron vislumbrar mejor el desarrollo
de la vida profesional dentro de la planta.
A don Sergio Torres y la compañía Cytec, además de don Miguel Arends y la
compañía Flomin, quienes tuvieron la amabilidad de ayudarme en la facilitación de reactivos
y en la realización de pruebas de laboratorio, además de las recomendaciones realizadas.
Finalmente, a mis compañeros Juan Carlos Araya, Juan Kalise, Jean Silva y Daniel
Valdés, quienes sufrieron y compartieron junto mí en el desarrollo de la memoria, haciendo
que el tiempo transcurriese más rápido e hicieron buena compañía mientras estaba lejos de
mi familia, además de prestar, dentro de lo posible, ayuda ante los problemas que aparecían
en el transcurso de la investigación, realizando los comentarios pertinentes para obtener una
solución viable.
RESUMEN
ii
RESUMEN
El desarrollo de este trabajo de Titulación tuvo por objetivo estudiar las variables que
pudiesen lograr un aumento en la recuperación de molibdeno en la planta concentradora (por
flotación colectiva de cobre y molibdeno) mediante el cambio en algunas variables
operacionales. Además de lo anterior, el estudio permitió la generación de recomendaciones
realizadas a partir del análisis de los datos de operación obtenidos y el estudio teórico
realizado.
El mineral de DAND proviene de dos fuentes distintas (una mina de rajo y otra
subterránea), por lo que presentan diferencias metalúrgicas; entre ellas sus leyes,
composición mineralógica, recuperación de minerales de interés, etc.
Luego de realizar un estudio de las variables de proceso y diversas pruebas de
flotación con reactivos de distintas familias orgánicas (tionocarbamatos, ditiocarbamatos y
xantatos), se han establecido varias conclusiones, junto con recomendaciones con el fin de
mejorar la recuperación de molibdeno, principalmente.
Entre los cambios propuestos, se destaca el reemplazar el reactivo por la mezcla
colectora CY-01-42 y CY-01-210 (en una proporción 3:1 en peso), pues no requiere una
inversión mayor, al contrario del aumento propuesto de la capacidad Scavenger, el que
requiere de una inversión mayor, dada la adquisición de los equipos y la necesidad de
ampliar la caverna donde se ubica la planta concentradora, para la disposición de estos.
De esta manera, es posible extraer de este proceso investigativo, conclusiones y
recomendaciones como que la pérdida del molibdeno en la etapa Scv se concentra en gran
parte en la fracción fina del mineral (< a 45 [μm]) por lo que se sugiere realizar cinéticas de
flotaciones Scv para el Mo y análisis granulométricos a mallas menores a 45 [μm]; que los
distintos minerales de alimentación rougher presentan diferentes recuperaciones a escala de
laboratorio, pero se requiere un análisis más profundo para ver la causa de esto y,
finalmente, que existe un colector capaz de aumentar las recuperación de Mo para ambos
minerales, a escala de laboratorio, por lo que se debe evaluar su comportamiento con NaHS
emulando el proceso de flotación selectiva y las demás variables que se puedan ver
afectadas, para luego realizar una prueba a escala industrial con este colector.
GLOSARIO DE ABREVIACIONES
iii
GLOSARIO DE ABREVIACIONES
ASTM: Sociedad Americana para Pruebas y Materiales (American Society for Testing and
Materials)
CIMM: Centro de Investigación Minero Metalúrgico
DAND: División Andina
gpt: gramos de la sustancia por tonelada de mineral
IM2: Instituto de Innovación en Minería y Metalurgia
ktpd: kilotoneladas por (en un) día
ktpa: kilotoneladas por (en un) año
msnm: Metros sobre el nivel del mar
Mton: Millones de toneladas
PMA: Análisis mineralógico de partículas (Particle Mineralogical Analysis)
PND: Plan de Negocios y Desarrollo
PPC: Planta de Productos Comerciales
QEMscan: Evaluación cuantitativa de minerales (Quantitative Evaluation of Minerals by
SCANning electron microscopy)
SAG: Molino Semi Autógeno (Semi-Autogenous Grinding)
TMF: toneladas métricas finas
TMH: toneladas métricas húmedas
TMS: toneladas métricas secas
GLOSARIO
iv
GLOSARIO
Anhidrita: Mineral compuesto de sulfato de calcio anhidro (CaSO4). Cuando se expone a la
acción del agua, la anhidrita la absorbe y se transforma en yeso (CaSO4•2H2O).
Anisotropía: Es la propiedad general de la materia según la cual determinadas propiedades
físicas, tales como: elasticidad, temperatura, conductividad, velocidad de propagación de la
luz, etc. varían según la dirección en que son examinadas.
ASTM: Asociación que se encarga de generar normas utilizadas y aceptadas mundialmente
y abarcan áreas tales como metales, pinturas, plásticos, textiles, petróleo, construcción,
energía, el medio ambiente, productos para consumidores, dispositivos y servicios médicos y
productos electrónicos.
Bomba Peristáltica: Bomba de desplazamiento positivo usado para bombear una gran
variedad de fluidos. Es aplicable para fluidos de alta viscosidad, fluidos agresivos y
corrosivos, soluciones de alta pureza y fluidos abrasivos. Si los fluidos son pastosos, una
pulpa o simplemente líquido, la bomba peristáltica puede iniciarse, detenerse y
continuamente bombear fluidos en un amplio rango de presiones y flujos.
Cal: Compuesto formado por calcio y oxígeno, cuya fórmula química es CaO. También se le
conoce como “cal viva”, dado que al adicionar agua, se forma hidróxido de calcio (Ca(OH)2)
también denominada “cal apagada”.
Calcopirita: Mineral de cobre que está compuesto, además, por azufre y hierro. Su fórmula
química es CuFeS2.
Carbonatos: Sales del ácido carbónico, están compuestas por el anión CO3-2. Suelen ser
poco solubles en agua.
Clivaje: Es la tendencia a separarse a lo largo de planos en una o más direcciones. Aunque
un mineral se presente en granos irregulares, sin caras cristalinas reconocibles, los granos
se romperán a lo largo de planos de clivaje característicos del mineral. Algunos minerales se
rompen con fractura desigual o irregular; otros poseen fractura concoidea que se caracteriza
porque las superficies de ruptura resultantes son curvas, como una concha de almeja.
GLOSARIO
v
Colas: Flujo producto de una celda de flotación que tiene un porcentaje de mineral de interés
en menor cantidad que el flujo de alimentación. Suelen ser reprocesadas en otra etapa de
flotación; en caso contrario, son llamadas relaves.
Difusión Browniana: Movimiento aleatorio que se observa en algunas partículas
microscópicas que se hallan en un medio fluido debido al bombardeo incesante de los
átomos del fluido, sometidos a una agitación térmica.
Dolomita: Mineral compuesto de carbonato de calcio y magnesio cuya fórmula química es
CaMg(CO3)2. Se produce por una sustitución por intercambio iónico del calcio por magnesio
en la roca Skarn (CaCO3).
Flotación flash: Etapa de flotación en la que se utiliza una celda neumática que suele
encontrarse antes de la etapa Rougher. Logra una ley semejante a las obtenidas en una
etapa de limpieza, pero tiene una recuperación en masa menor al 10%.
Feldespato: Grupo de minerales que corresponden en volumen a un 60% de la corteza
terrestre. Los feldespatos con una composición entre albita y ortoclasa se llaman feldespatos
potásicos.
Ganga: Es el material que se descarta al extraer el mineral de una mina, por carecer de valor
económico o ser demasiado costoso su aprovechamiento. Es posible que un mineral que se
considere ganga en un yacimiento sea de interés en otro, o que la mejora en las técnicas
extractivas o los usos industriales haga rentable el procesamiento de materiales
anteriormente considerados ganga.
Granulometría: Corresponde a los distintos tamaños de partículas que tiene una muestra
mineral.
Ión: Átomo o molécula que no es eléctricamente neutra. Los iones cargados negativamente
se conocen como aniones (Cl-, CO3-2) y los cargados positivamente como cationes (Ca+2,
H3O+).
Ley: Porcentaje en peso del elemento (o mineral) medido en la muestra analizada.
Molibdenita: Principal mineral del cual se obtiene el molibdeno. Su fórmula química es MoS2.
GLOSARIO
vi
Molienda Convencional: Etapa de molienda que se reconoce por contar con un molino de
barras, seguido de uno o más molinos de bolas. El término convencional proviene del
prolongado uso en la industria de este esquema.
Molino Unitario: Molino que se caracteriza por no requerir de etapas de molienda posteriores
para alimentar al banco Rougher.
Ortoclasa: Mineral cuya fórmula química es KAlSi3O8., es uno de los más abundantes en la
corteza terrestre.
Óxidos: Compuesto binario que contiene uno o varios átomos de oxígeno. Son muy comunes
y variados en la corteza terrestre.
P80: Tamaño por el cual el 80% de las partículas en una distribución granulométrica son
capaces de atravesar; es decir, tienen un diámetro menor a aquella abertura.
Pirita: Sulfuro de hierro cuya fórmula química es FeS2. Se le conoce como “oro de los tontos”
por su gran parecido al ojo con el oro.
Polaridad: Propiedad de las moléculas que representa la separación de cargas en la misma,
donde los electrones de uno o más de los átomos se ven atraídos hacia el átomo que tiene
una mayor electronegatividad.
Proceso Brenda: Es un proceso de lixiviación que utiliza cloruro férrico para reducir el
contenido de cobre en el concentrado de molibdenita.
Relave: Flujo resultante de un proceso de flotación que se descarta por su bajo contenido del
mineral de interés. Se diferencia de la definición de “cola” en que esta última puede ser
procesada en otra etapa. Por ejemplo, las colas de una etapa columnar suelen ser
procesadas en una etapa Scavenger. Sin embargo, las colas Scavenger, probablemente
serán relaves.
SAG: Molino Semi-Autógeno, se caracteriza por usar como medio de molienda el mismo
mineral, en conjunto a una carga menor de bolas de fierro, si se compara con las alimentada
a un molino convencional.
Silicatos: Grupo de minerales de mayor abundancia en la corteza terrestre, constituyen sobre
el 95% de ésta. Están compuestos por silicio y oxígeno, en la forma aniónica SiO4-4.
GLOSARIO
vii
Split Factors: Factores de distribución que se calculan por la relación entre la masa de
producto (ya sea concentrado o cola) y la masa de alimentación
Tyler: Escala de clasificación de partículas que se correlaciona con el tamaño de las
partículas en micrómetros, siendo el número Ty la cantidad de aberturas por pulgada lineal
de la malla. Fue creada por la compañía W.S Tyler.
Unidad Geológica: Bloque definido por una unidad de geólogos que cumple con ciertos
criterios, normalmente porcentajes de distintos minerales, cantidad de arcillas presentes,
forma en la que se presenta el mineral de interés, etc.
Yeso: Mineral compuesto de sulfato de calcio hidratado cuya fórmula química es
CaSO4•2H2O. Se diferencia del yeso industrial, dado que este último es sulfato de calcio
hemihidrato (CaSO4·½H2O), también llamado vulgarmente "yeso cocido".
ÍNDICE
viii
ÍNDICE DEDICATORIA ....................................................................................................................... 2
AGRADECIMIENTOS .............................................................................................................. i
RESUMEN .............................................................................................................................. ii
GLOSARIO DE ABREVIACIONES ......................................................................................... iii
GLOSARIO ............................................................................................................................ iv
ÍNDICE ................................................................................................................................. viii
ÍNDICE DE FIGURAS .......................................................................................................... xiii
ÍNDICE DE GRÁFICOS ....................................................................................................... xiv
ÍNDICE DE TABLAS ............................................................................................................. xv
1. Introducción .................................................................................................................... 1
1.1 División Andina y el Molibdeno ......................................................................... 1
1.2 Molibdeno ......................................................................................................... 2
1.2.1 Usos y Consumo .................................................................................................... 2
1.2.2 Demanda y Producción .......................................................................................... 3
1.2.3 Valor Comercial del Producto................................................................................. 6
1.3 Objetivos .......................................................................................................... 7
1.3.1 Objetivo General .................................................................................................... 7
1.3.2 Objetivos Específicos ............................................................................................. 7
2. División Andina ............................................................................................................... 8
2.1 Historia ............................................................................................................. 8
2.2 Proceso de Flotación Colectiva en DAND ....................................................... 10
2.2.1 Molienda ...............................................................................................................12
2.2.2 Flotación ...............................................................................................................13
2.2.3 Proyectos de producción ......................................................................................16
ÍNDICE
ix
3 Aspectos Teóricos ......................................................................................................... 18
3.1 Fundamentos.................................................................................................. 18
3.1.1 Molienda ...............................................................................................................18
3.1.2 Flotación ...............................................................................................................19
3.2 Flotación de Molibdenita ................................................................................. 21
3.2.1 Estructura, Fracturamiento y Flotabilidad ............................................................21
3.2.2 Densidad de Pulpa ...............................................................................................23
3.2.3 Efecto de Iones y Ganga asociada ......................................................................23
3.3 Operación ....................................................................................................... 27
3.3.1 Rougher ................................................................................................................27
3.3.2 Cleaner .................................................................................................................29
3.3.3 Scavenger ............................................................................................................30
3.4 Balance de Masa ............................................................................................ 31
4 Desarrollo Experimental ................................................................................................ 32
4.1 Supuestos ...................................................................................................... 32
4.2 Procedimiento Experimental ........................................................................... 33
5 Evaluación Económica .................................................................................................. 58
5.1 Costos Involucrados ....................................................................................... 58
5.1.1 Mano de obra .......................................................................................................58
5.1.2 Supervisión ...........................................................................................................59
5.2 Prueba Industrial ............................................................................................ 59
5.3 Utilidades Estimadas ...................................................................................... 60
5.4 Inversión Estimada ......................................................................................... 63
5.4.1 Capital Fijo Directo ...............................................................................................63
5.4.2 Capital Fijo Indirecto .............................................................................................64
5.5 Parámetros de Evaluación del Proyecto ......................................................... 66
ÍNDICE
x
6 Resultados y Discusiones ............................................................................................. 67
6.1 Molibdeno en los finos .................................................................................... 67
6.2 Tendencia al fracturamiento ........................................................................... 67
6.3 Ganga asociada al mineral ............................................................................. 67
6.4 Pruebas con nuevos reactivos ........................................................................ 68
6.5 Falta de capacidad Scavenger ....................................................................... 68
7 Conclusiones y Recomendaciones ................................................................................ 69
BIBLIOGRAFÍA .................................................................................................................... 71
ANEXO A ............................................................................................................................ A-0
A.1 Tonelaje procesado .................................................................................................. A-1
A.2 Leyes de alimentación .............................................................................................. A-4
A.2.1 Leyes y Recuperación de Cobre ................................................................... A-4
A.2.2 Leyes y Recuperaciones de Molibdeno ........................................................ A-7
A.3 Mineralogía ............................................................................................................. A-10
A.4 Análisis Granulométrico y Porcentajes de Cu y Mo................................................. A-13
A.5 Grado de Liberación y Asociaciones ....................................................................... A-18
ANEXO B ............................................................................................................................ B-0
B.1 Línea de Correa N°5: ................................................................................................ B-1
B.1.1 Circuito de Chancado ................................................................................... B-1
B.1.2 Circuito de Molienda ..................................................................................... B-2
Molienda Convencional ...................................................................................................... B-2
Molienda Unitaria 1 ............................................................................................................ B-3
B.2 Descripción Línea Correa N°7 .................................................................................. B-6
B.2.1 Circuito de Chancado ................................................................................... B-6
B.2.2 Circuito de Molienda ..................................................................................... B-8
Molienda SAG .................................................................................................................... B-8
Molienda Unitaria 2 ............................................................................................................ B-9
ÍNDICE
xi
ANEXO C ............................................................................................................................ C-0
C.1 Tamaño de partículas ............................................................................................... C-1
C.2 Densidad de Pulpa ................................................................................................... C-2
C.3 Agua de Proceso ...................................................................................................... C-2
C.4 Reactivos .................................................................................................................. C-2
C.5 Flujo de aire .............................................................................................................. C-4
C.6 Burbujas ................................................................................................................... C-5
ANEXO D ............................................................................................................................ D-0
D.1 Colectores Cytec ...................................................................................................... D-1
D.1.1 Primer Barrido .............................................................................................. D-1
D.1.2 Segundo Barrido ........................................................................................... D-2
D.1.3 Tercer Barrido ............................................................................................... D-3
D.2 Colectores FLOMIN .................................................................................................. D-4
D.2.1 Primer Barrido .............................................................................................. D-4
D.2.2 Segundo Barrido ........................................................................................... D-5
D.2.3 Tercer Barrido ............................................................................................... D-6
ANEXO E ............................................................................................................................ E-0
E.1 Balance de Masa ...................................................................................................... E-1
E.2 Ecuaciones Planteadas ............................................................................................ E-4
E.2.1 Ecuaciones Generales .................................................................................. E-4
E.2.2 Ecuaciones Particulares ............................................................................... E-5
E.3 Desarrollo ................................................................................................................. E-7
ÍNDICE
xii
ANEXO F ............................................................................................................................ F-0
F.1 Descripción de los Test ............................................................................................ F-1
F.2 Caracterización Mineral ............................................................................................ F-3
F.3 Cinéticas de Molienda ............................................................................................ F-20
F.4 Cinéticas de Flotación ............................................................................................ F-30
F.4.1 Cobre .......................................................................................................... F-32
Leyes de Cobre ................................................................................................................ F-32
Recuperaciones de cobre ................................................................................................ F-34
F.4.2 Hierro .......................................................................................................... F-36
Leyes de Hierro ................................................................................................................ F-36
Recuperaciones de Hierro................................................................................................ F-38
F.4.3 Molibdeno .................................................................................................... F-40
Leyes de Molibdeno ......................................................................................................... F-40
Recuperaciones de Molibdeno ......................................................................................... F-42
ÍNDICE DE FIGURAS
xiii
ÍNDICE DE FIGURAS
Capítulo 2: División Andina
Figura 2. 1: Diagrama de flujo de las líneas productivas ...................................................... 11
Figura 2. 2: Flujo de entrada del mineral perteneciente a mina rajo ..................................... 13
Figura 2. 3: Flujo de entrada del mineral perteneciente a la mina subterránea ..................... 13
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
Figura 3. 1: Celda mecánica convencional ........................................................................... 20
Figura 3. 2: Estructura cristalina de la molibdenita (MoS2) ................................................... 21
Figura 3. 3: Relación entre el pH, [Ca+2] y el ángulo de contacto .......................................... 22
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
Figura 4. 1: Diagrama simplificado, donde se muestra la unión de las colas Ro y Scv ......... 36
ÍNDICE DE GRÁFICOS
xiv
ÍNDICE DE GRÁFICOS
Capítulo 2: División Andina
Gráfico 2. 1: Plan Base ........................................................................................................ 16
Gráfico 2.2: Plan de tratamiento E2V2 ................................................................................. 17
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
Gráfico 3. 1: Recuperación de molibdeno para 2 muestras minerales, con y sin adición de
iones .................................................................................................................................... 25
Gráfico 3. 2: Recuperación de Mo y Cu a distintas mezclas ................................................. 26
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
Gráfico 4. 1: Perfiles granulométricos de las líneas de molienda de DAND .......................... 37
Gráfico 4. 2: Perfil granulométrico obtenido luego de 10 minutos de molienda ..................... 39
Gráfico 4. 3: Perfil granulométrico obtenido luego de 18 minutos de molienda ..................... 39
Gráfico 4. 4: Perfil granulométrico obtenido luego de 25 minutos de molienda ..................... 40
Gráfico 4. 5: Gráfico de leyes obtenidas para minerales de rajo y subterránea .................... 50
Gráfico 4. 6: Recuperaciones y leyes de Cu obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo
............................................................................................................................................. 53
Gráfico 4. 7: Recuperaciones y leyes de Mo obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo
............................................................................................................................................. 54
Gráfico 4. 8: Recuperaciones y leyes de Fe obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo
............................................................................................................................................. 55
Gráfico 4. 9: Cinética para la etapa Scavenger en planta, sección 1 .................................... 56
Gráfico 4. 10: Cinética para la etapa Scavenger en laboratorio, sección 1 ........................... 56
Gráfico 4. 11: Cinética para la etapa Scavenger en planta, sección 2 .................................. 57
Gráfico 4. 12: Cinética para la etapa Scavenger en laboratorio, sección 2 ........................... 57
ÍNDICE DE TABLAS
xv
ÍNDICE DE TABLAS
Capítulo 1: Introducción
Tabla 1. 1: Exportación de productos metálicos, años 2010 y 2011 ....................................... 4
Tabla 1. 2: Exportación de molibdeno por país de destino, años 2010 y 2011 ....................... 4
Tabla 1. 3: Exportación de productos de molibdeno años 2010 y 2011 .................................. 5
Capítulo 2: División Andina
Tabla 2. 1: Equipos de la etapa de Flotación colectiva de DAND. ........................................ 15
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
Tabla 3. 1: Tamaños de alimentación y producto para distintas escalas de conminución ..... 18
Tabla 3. 2: Composición de las unidades Geológicas analizadas ......................................... 24
Tabla 3. 3: Composición aguas utilizadas en laboratorio y en planta .................................... 25
Tabla 3. 4: Caracterización de flujos de los bancos Rougher ............................................... 27
Tabla 3. 5: Caracterización de flujos etapa de limpieza ........................................................ 29
Tabla 3. 6: Caracterización de la etapa Scavenger .............................................................. 30
Tabla 3. 7: Tonelajes calculados en el balance de masa ...................................................... 31
ÍNDICE DE TABLAS
xvi
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
Tabla 4. 1: Perfil Granulométrico Cola Scavenger ................................................................ 33
Tabla 4. 2: Perfil Granulométrico cola Rougher E ................................................................. 34
Tabla 4. 3: Perfil Granulométrico Cola General .................................................................... 35
Tabla 4. 4: Balance a la ganga asociada al mineral.............................................................. 41
Tabla 4. 5: Minerales con Calcio y Magnesio presentes en DAND ....................................... 42
Tabla 4. 6: Porcentajes de minerales solubles de calcio y magnesio ................................... 43
Tabla 4. 7: Masas atómicas de los elementos que componen las gangas reactivas............. 43
Tabla 4. 8: Masas moleculares y porcentajes de Ca y Mg presente ..................................... 43
Tabla 4. 9: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoB ...................................................... 44
Tabla 4. 10: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoA .................................................... 44
Tabla 4. 11: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoE .................................................... 44
Tabla 4. 12: Volumen de agua en los distintos flujos ............................................................ 45
Tabla 4. 13: Masa máxima de Ca y Mg que se puede disolver en un día ............................. 45
Tabla 4. 14: Diseño de experimentos de cuadro latino ......................................................... 48
Tabla 4. 15: Caracterización química de la muestra entregada a SGS ................................. 50
Capítulo 5: Evaluación Económica
Tabla 5. 1: Leyes de alimentación y Recuperaciones Rougher ............................................ 60
Tabla 5. 2: Split Factors para las condiciones estándar ........................................................ 60
Tabla 5. 3: Split Factors para las nuevas condiciones propuestas ........................................ 60
Tabla 5. 4: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición estándar ........................ 61
Tabla 5. 5: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición propuesta ...................... 61
Tabla 5. 6: Precios de los colectores en estudio ................................................................... 62
Tabla 5. 7: Costo unitario de la mano de obra ...................................................................... 64
Tabla 5. 8: Costo de distintos segmentos correspondientes al capital fijo ............................ 65
Tabla 5. 9: Valores de VAN y TIR para la inversión estimada .............................................. 66
Capítulo 1: Introducción
1
1. Introducción
1.1 División Andina y el Molibdeno
Durante el último año, DAND ha tenido una alta variación en la recuperación por
flotación (colectiva y selectiva) de molibdeno. Lo que más preocupa a la División es que en
los valles de esta curva oscilatoria (cuando se obtienen los menores valores de
recuperación), las recuperaciones obtenidas son menores en comparación a los de otra
plantas concentradoras (60% v/s un 68% en flotación colectiva y 78% v/s un 88% en la
selectiva), según un benchmarking realizado.
Por esta razón, se realiza este trabajo de investigación, donde se analizan las
variables que afectan la recuperación de la molibdenita, con el fin de establecer qué
opciones de mejora existen para aumentarla y así obtener mayores utilidades para la
División. Este análisis incluye tanto el estudio de datos de planta como una investigación
teórica.
Como se verá en el desarrollo de este trabajo de Titulación, se proyecta que el precio
del molibdeno se mantendrá estable dentro de los próximos años, bordeando los US$ 12 la
libra, ante una demanda mayor de este metal y una disminución en la producción debido a
las menores leyes existentes en los yacimientos.
Actualmente, Chile es el segundo productor a nivel mundial de molibdeno, después
de China. Los principales productores en Chile son CODELCO, Minera Los Pelambres, Sur
Andes y Collahuasi, siendo el principal la minera estatal, con un 58% de la producción,
seguido por Pelambres, con casi un 24% de la producción.
Capítulo 1: Introducción
2
1.2 Molibdeno
El molibdeno es un metal de color gris plateado, que no existe en estado puro en la
naturaleza, por lo que generalmente se encuentra asociado a otros elementos, como es el
caso de los minerales sulfurados, de los cuales también se obtiene el cobre. Así, es común
que el molibdeno sea considerado un subproducto de una operación de extracción de cobre.
Su nombre tiene origen del griego "molybdos", que significa "parecido al plomo", en
alusión a su color. Aunque algunos sostienen que ya era conocido en tiempos antiguos, fue
recién durante la Primera Guerra Mundial que se da a conocer su uso en aleaciones de
acero, siendo usado en reemplazo del wolframio (también conocido como tungsteno) que en
ese momento era escaso, iniciándose así su uso comercial. (1)
Aunque es más conocido en su rol de productor de cobre, Codelco es el segundo
fabricante de molibdeno en el mundo, siendo un actor altamente reconocido a nivel mundial
entre los productores de acero, en el cual el molibdeno se emplea como aleación.
1.2.1 Usos y Consumo
El molibdeno se usa como materia prima para obtener aleaciones, entre las que
destacan los aceros más resistentes, a los cuales aporta sus propiedades principales como
son durabilidad, fortaleza y resistencia a la corrosión y las altas temperaturas. Alrededor de
las dos terceras partes de este metal se usa para este fin.
La aleación de acero soporta altas temperaturas y presiones siendo muy resistente,
por lo que se utiliza en la construcción para hacer piezas de aviones y piezas forjadas de
automóviles. El alambre de molibdeno se utiliza en tubos electrónicos, y el metal sirve
también como electrodo en los hornos de vidrio.
Entre otros usos, se tiene la superaleación que se obtiene en base a níquel, para
obtener catalizadores que se usan en la eliminación de azufre en la industria petrolera.
Capítulo 1: Introducción
3
Es también empleado en el proceso industrial de los lubricantes (el disulfuro de
molibdeno es resistente a altas temperaturas, reduce el desgaste y la fricción de las piezas
de los motores, como se puede dar en los frenos de los automóviles, en la fabricación de
revestimientos y solventes), en las industrias químicas (pigmentos para plásticos, pinturas y
compuestos de caucho) y la electrónica (conductores eléctricos).
Tiene además un papel vital en la protección ambiental y de la salud, ya que sus
compuestos son intrínsecamente seguros y no tóxicos. Ello reduce el riesgo por cantidades-
rastro en agua y suelo, que pudieran formar parte en la cadena alimentaria de los seres
vivos. (2)
1.2.2 Demanda y Producción
La demanda mundial fue de 258.200 TMF para el año 2011 y para 2012 se estima
que será de 272.000 TMF.
Chile posee más del 13% de las reservas mundiales de molibdeno, siendo el tercer
país con mayores depósitos luego de China y Estados Unidos, quiénes conservan del orden
del 75% de las reservas mundiales, sin embargo es el segundo país productor, siendo el
primero China y el tercero Estados Unidos.
Si bien el importe debido al molibdeno no se puede comparar con el del cobre, sí se
puede con los del hierro y el oro, con el cual tiene valores muy cercanos siendo de un 3%
versus 3.5% y 3.2%, respectivamente, según lo mostrado en la Tabla 1. 1. Cabe destacar el
hecho de que la producción de molibdeno corresponde a un subproducto del cobre, por lo
que su costo de mina ya está pagado, a diferencia del hierro, por ejemplo, por lo que la
ventaja obtenida es aún mayor.
En el período enero-septiembre del 2011, los principales destinos de este mineral
fueron la Unión Europea y Asia, con sus respectivas participaciones de 47,5% y 37,1%. Los
principales países compradores fueron los Países Bajos, Japón y Estados Unidos que dieron
cuenta de 38,5%, 25,4% y 8,6% del total de envíos, respectivamente (Tabla 1. 2). La
exportación de molibdeno, llegó a US$1.082,8 millones en el período enero-septiembre del
2011, lo que implica un incremento de 17,7% en comparación con lo exportado en igual
lapso de 2010 (Tabla 1. 3). (3)
Capítulo 1: Introducción
4
Producto Área/País Periodo Enero – Septiembre (MUS$ FOB) 2010 2011 % Part 2011 % Var 11/10
Básicos Cobre 28724.5 32199.8 88.8 12.1 Hierro 745.5 1280.2 3.5 71.7
Preciosos Oro 747.8 1153.6 3.2 54.3 Plata 235.6 517.7 1.4 119.7
De Aleación Molibdeno 919.7 1082.2 3.0 17.7
Otros Otros 80.2 43.3 0.1 -46.0
Total Total 31453.3 36277.4 100.0 15.3 Tabla 1. 1: Exportación de productos metálicos, años 2010 y 2011
Área/País Periodo Enero – Septiembre (MUS$ FOB) 2010 2011 % Part 2011 % Var 11/10 Países Bajos 282.9 417.4 38.5 47.5 Japón 217.0 274.8 25.4 26.6 China 114.4 63.1 5.8 -44.8 E.E.U.U 71.1 93.0 8.6 30.7 Bélgica 51.0 59.1 5.5 15.8 Corea del Sur 52.8 50.6 4.7 -4.2 Brasil 52.2 47.7 4.4 -8.6 Suecia 20.5 12.6 1.2 -38-3 Italia 18.0 15.3 1.4 -15.0 Tailandia 14.8 7.3 0.7 -50.7 España 10.2 8.8 0.8 -13.7 Taiwán 4.9 0.8 0.1 -82.9 Reino Unido 4.0 1.0 0.1 -74.6 Argentina 2.6 3.8 0.3 43.5 Sudáfrica 1.8 6.4 0.6 254.7 Resto 1.5 21.1 2.0 > 1000 Total 919.7 1082.8 100.0 17.7
Tabla 1. 2: Exportación de molibdeno por país de destino, años 2010 y 2011
Capítulo 1: Introducción
5
Producto Área/País Periodo Enero – Septiembre (MUS$ FOB) 2010 2011 % Part 2011 % Var 11/10 Óxido
Aladi 54.6 51.5 5.7 -5.7 Asia 357.22 359.7 40.0 0.7 E.E.U.U 17.0 26.0 2.9 53.2 U.E 320.8 455.3 50.6 41.9 Resto 1.8 6.4 0.7 254.7 Total 751.4 899.1 100.0 19.6
Concentrado sin tostar
Aladi 0.4 1.0 0.6 126.1 Asia 47.2 41.8 24.8 -11.4 E.E.U.U 54.1 66.9 39.7 23.6 U.E 65.8 58.9 34.9 -10.6 Resto 0.0 7.3 4.4 -- Total 167.6 168.6 100.0 0.6
Demás Productos
Aladi 0.0 7.8 100.0 -- Asia 0.7 0.0 0.0 -100.0 Total 0.7 7.8 100.0 > 1000
Total
Aladi 55.1 60.3 5.6 9.5 Asia 405.0 401.5 37.1 -0.9 E.E.U.U 71.1 93.0 8.6 30-7 U.E 386.6 514.2 47.5 33.0 Resto 1.8 13.8 1.3 661.4 Total 919.7 1082.8 100.0 17.7 Tabla 1. 3: Exportación de productos de molibdeno años 2010 y 2011
Capítulo 1: Introducción
6
1.2.3 Valor Comercial del Producto
Respecto al precio del molibdeno utilizado, Víctor Garay, analista de mercado minero
de la Comisión Chilena del Cobre (COCHILCO), pronostica que el precio de este
subproducto del cobre se ubicaría el próximo año en un rango entre 11 y 16 US$/lb (4)¡Error! No se encuentra el origen de la referencia.. Es decir, dentro de rango de los 14,4 US$/lb
(31 US$/kg) que ha estimado CODELCO para los siguientes años.
Por otra parte, RBC Capital Markets ha previsto un crecimiento en la demanda de un
8,4% en 2012 y un 8,8% en 2013, antes de volver a la tendencia de crecimiento de poco más
de un 5,0 por ciento en 2014 y 2015, según un comentario reciente de mercado (5), por lo que
se puede afirmar que el precio no debería alejarse mucho de la estimación actual.
Con los datos ya descritos, se establece que una mejora en la recuperación del
molibdeno es una oportunidad para DAND debido a que, como ya se ha explicado, el costo
de mina ya ha sido pagado, por lo que este aumento significa sólo utilidades para la División.
Para aclarar esto, se ejemplifica con datos actuales de planta: cada año dispone en el
mercado alrededor de 3600 [ton]. Un aumento de un 1% de ésta, generaría una utilidad
cercana a novecientos mil dólares anuales.
Capítulo 1: Introducción
7
1.3 Objetivos
1.3.1 Objetivo General
Analizar las variables que afectan la recuperación de molibdeno en la planta
concentradora de DAND para generar propuestas que mejoren el proceso obteniendo una
mayor cantidad de este elemento, sin disminuir la recuperación de cobre
1.3.2 Objetivos Específicos
1. Efectuar un estudio del lay-out de la planta concentradora y la caracterización
metalúrgica de sus flujos.
2. Establecer las diferencias entre los minerales pertenecientes a las dos minas de
DAND.
3. Realizar pruebas metalúrgicas que permitan establecer recomendaciones que
mejoren los resultados metalúrgicos obtenidos en planta
4. Generar conclusiones basado en los resultados obtenidos.
Capítulo 2: División Andina
8
2. División Andina
2.1 Historia
Ubicada en la ciudad y comuna de Los Andes, DAND es una de las divisiones de
Codelco Chile que opera el yacimiento Río Blanco, extrayendo concentrados de cobre y
molibdeno de dos sectores: la mina subterránea del mismo nombre y la mina a rajo abierto
Don Luis.
Físicamente la mina está ubicada en la Cordillera de Los Andes, a 80 kilómetros al
noreste de Santiago, entre 3.700 y 4.200 metros de altura sobre el nivel del mar, a unos 30
kilómetros de la carretera internacional a Mendoza (Argentina) desde el poblado de Río
Blanco, y a 50 kilómetros de la ciudad de Los Andes, provincia de Aconcagua (6).
La riqueza del yacimiento es conocida desde 1920, pero los intentos por iniciar su
explotación no se concretaron hasta medio siglo después, en 1970. El mineral que posee
contiene cobre, presente sobre un 92% como calcopirita (CuFeS2) y molibdeno, presente
sobre un 99% como molibdenita (MoS2). La mineralogía, asociaciones y granulometrías se
pueden ver en el Anexo A: Resumen Mineral Procesado 2011.
Como se encuentra en plena cordillera, desde sus inicios las operaciones industriales
de la División han implicado un desafío de ingeniería a la naturaleza. Por ello el complejo de
la mina y la planta concentradora son subterráneos, cuyas instalaciones y equipos fueron
construidos en grandes cavernas para funcionar inclusive durante el invierno; agregándose
años más tarde la mina a rajo abierto. Además está integrado por el edificio de Lagunitas,
centro de operaciones de la Unidad Caminos y Nieve; el campamento Saladillo, y un canal
de relaves de 89 kilómetros hasta el tranque Ovejería, ubicado en el sector de Huechún,
comuna de Til-Til, constituyendo más de 6.000 hectáreas de propiedad minera.
Capítulo 2: División Andina
9
En 1965 Cerro Corporation (anterior dueño de DAND) había evaluado la factibilidad
técnica de separar la molibdenita del concentrado. Esto, porque investigaciones y pruebas
revelaron que ella flotaba con facilidad, sin reactivos, y se perdía en el concentrado que iba
directo a la fundición. Por lo tanto, Compañía Minera Andina había solicitado este proyecto
siendo aprobado por la primera Corporación del Cobre, pero quedó detenido con el cambio
al gobierno militar, puesto que éste pondría nuevas reglas en lo concerniente a minería. Se
hicieron nuevos estudios de ingeniería de procesos, experimentación metalúrgica de
laboratorio e informes de factibilidad económica, arrojando resultados que permitirían lograr
un negocio rentable (7). Con una inversión de MUS$ 2, éste consideró el diseño y
construcción de una planta –iniciada en 1974- para obtener la molibdenita contenida en el
concentrado mixto de cobre-molibdeno producido por la empresa. Su capacidad de
procesamiento fue entre 640 a 700 toneladas métricas por día de concentrados con ley de
0,4% en sulfuro de molibdeno, permitiendo recuperar 2 toneladas diarias. Una primera etapa
fue ubicada al lado de la planta de filtros y secado (ubicada en Saladillo, a 2500 msnm),
entrando en funcionamiento a fines de 1976; y la segunda etapa implicó instalar una sección
de lixiviación para el concentrado de molibdeno (Proceso Brenda modificado), cuya
construcción y puesta en servicio aconteció entre 1977 y 1978 (8).
Andina produjo el año 2011 unas 2.4 millones de toneladas métricas anuales de
concentrados de cobre que son materia prima fundamental para obtener el metal refinado.
Además coloca en los mercados alrededor de 5.000 toneladas métricas de concentrado de
molibdeno al año (9).
Es importante mencionar que todo el mineral que contiene molibdeno es molibdenita,
a diferencia de otras plantas concentradoras, que tienen que lidiar con la presencia de
minerales de molibdeno oxidados, los que no son recuperados por el proceso de flotación.
Capítulo 2: División Andina
10
2.2 Proceso de Flotación Colectiva en DAND
El mineral es chancado en la mina de la cual es extraído, para luego ser molido en la
caverna donde se ubica la Planta Concentradora (PCON) y de ésta forma dar paso al
proceso de flotación.
El chancador don Luis (mostrado en la Figura 2. 1) alimenta mineral de rajo (MRA) a
una etapa de chancado secundario y luego al molino SAG, además de una línea de
chancado secundario y terciario (denominado chancado fino) que alimentará al molino
unitario nuevo (MU2). Estos dos molinos son los encargados de alimentar el Banco Rougher
A (RoA)
Por otra parte, los chancadores primarios Norte, Sur y Oeste alimentan mineral
subterráneo (MS) a un chancador secundario, terciario y cuaternario, para luego alimentar al
molino unitario antiguo (MU1) y molienda convencional. De éstos, el MU1 y la molienda
convencional A (ConvA) alimentan al banco de flotación Rougher B (RoB), y los molinos
pertenecientes a la convencional B (ConvB) y convencional C (ConvC) alimentan al banco de
flotación Rougher E (RoE).
Las colas Rougher son dirigidas a espesaje para luego ser enviadas como relave,
mientas que los concentrados son alimentados a un cajón de traspaso (CaT1) y luego
clasificados en hidrociclones. El overflow se dirige a un cajón que alimenta la etapa de
limpieza (CaT2) y el underflow es remolido en molinos de remolienda verticales (VTM) y
reenviados al CaT1.
El concentrado de la etapa de limpieza es concentrado final, mientras que sus colas
son dirigidas a una etapa Scavenger (SCV), cuyas colas son tratadas de igual forma que las
colas Rougher, mientras que el flujo de concentrado Scavenger es llevado a otro cajón de
traspaso (CaT3), para luego ser clasificado por un hidrociclón. Su overflow es dirigido al
CaT2 y su underflow es remolido en un molino de bolas y enviado al CaT3.
Capítulo 2: División Andina
11
Una descripción general de las líneas es mostrada en la Figura 2. 1, para un mejor
entendimiento del lector:
Figura 2. 1: Diagrama de flujo de las líneas productivas
Capítulo 2: División Andina
12
2.2.1 Molienda
Tal como se puede ver en la Figura 2. 1, en DAND existen cuatro líneas de
alimentación, de las cuales, la línea de la molienda convencional y la del molino unitario
pequeño (también conocido como Molino Unitario Antiguo o MU1) son alimentadas por
material proveniente de la mina subterránea, mientras que la línea del molino SAG y el
molino unitario grande (también denominado Molino Unitario Nuevo o MU2) son alimentadas
por MRA. A continuación, breves comentarios de cada línea:
1. Molienda convencional: Es una línea que se separa en tres flujos
aproximadamente iguales, que alimentan a tres molinos de barras iguales (molino A, B y
C) El producto de cada molino de barras pasa a 3 molinos de bolas iguales, contabilizando
un total de nueve molinos de bolas en este proceso. Cada molino de barra procesa
alrededor de 10 [ktpd], haciendo un total de 30 [ktpd].
2. Molino Unitario Pequeño: Tiene un menor tamaño y, por lo tanto, una menor
capacidad que el otro Molino Unitario existente en planta. Tiene una capacidad de
procesamiento de 6 [ktpd].
3. Molino SAG: Alimenta a dos molinos de bolas, cuyo producto se junta
nuevamente. El mineral que llega a este molino, al igual que el MU2, es de MRA. Su
capacidad es de 40 [ktpd].
4. Molino Unitario Grande: Fue incorporado recién el año 2010, de ahí que se le
conozca como “nuevo” en comparación al MU1. Tiene una capacidad de unas 3 veces el
MU1. Procesa cerca de 18 [ktpd].
Se adjunta un mayor detalle de los circuitos de chancado-molienda de DAND en el
Anexo B: Descripción de Circuito de Molienda. El tonelaje de tratamiento promedio de la
planta es de 94 [ktpd] aproximadamente.
Capítulo 2: División Andina
13
2.2.2 Flotación
Los molinos se clasifican también según las celdas de flotación a las que alimentan.
Tal como se ve en la Figura 2. 2, tanto el MU2 y el SAG alimentan al banco de flotación
Rougher A, mientras que el MU1 como la ConvA alimentan al banco de flotación Rougher B,
y los molinos pertenecientes a la ConvB y ConvC alimentan al banco de flotación Rougher E
(Figura 2. 3).
Figura 2. 2: Flujo de entrada del mineral perteneciente a mina rajo
Figura 2. 3: Flujo de entrada del mineral perteneciente a la mina subterránea
Capítulo 2: División Andina
14
Desde el cajón recolector de concentrados rougher, los que poseen una ley de 10-
14% Cu y una ley de 0.2-0.5% de Mo, se bombea el material a dos baterías de hidrociclones
(una por cada molino vertical). Estas baterías cuentan con 10 hidrociclones, los cuales
clasifican la pulpa enviando su rebalse hacia un cajón que alimentará la flotación de limpieza
en columnas, mientras que la descarga de la batería alimenta los equipos de molienda
vertical Vertimill (VTM), los cuales descargan el producto remolido (P80 = 45 [μm]) al cajón
común de concentrados rougher. Las colas del circuito Rougher son enviadas directamente a
la canaleta de relave con una ley aproximada de 0.13% Cu y 0.003% Mo.
En la flotación Scavenger la corriente de concentrado (11% de Cu y 1.6% de Mo) es
remolida y enviada de vuelta a las columnas, previa clasificación y remolienda con un molino
de bolas, mientras que las colas son enviadas a relave.
El producto de la remolienda vertical, sumado al producto de la remolienda
convencional, alimenta la etapa de flotación de limpieza columnar. Esta etapa consta de 6
columnas donde se obtiene el concentrado final con una ley que varía entre 24 a 29% de
cobre. El concentrado de la flotación cleaner es enviado a clasificación y espesaje de
concentrado, para luego ser enviado a la Planta de Productos Comerciales de DAND (PPC) y
las colas son enviadas a la flotación Scavenger. Las colas de las columnas tienen una ley
promedio de 3.0% Cu y 0.8% de Mo.
Los datos registrados en DAND demuestran que se obtienen mayores recuperaciones
con mineral de MS en contraste al mineral del rajo. Además, se ha observado que la
recuperación global de Molibdeno ha venido a la baja en los últimos años, lográndose valores
entre 58 a 65%, producto de la incorporación de mayor cantidad de mineral del rajo abierto.
Capítulo 2: División Andina
15
La flotación Rougher se encuentra separada en los bancos A, B y E. El banco A está
dividido en dos filas de sub-bancos (denominadas A1 y A2), las cuales poseen 8 celdas
Outokumpu de 100 [m3] en disposición 2-3-3. Lo mismo sucede con el banco B. El banco E
también está conformado por dos filas de sub-bancos (E1 y E2), pero consta de 4 celdas
TankCell de 130 [m3] cada fila en arreglo 1-1-1-1.
La flotación Scavenger consta de en dos líneas de 16 celdas Outokumpu de 38 [m3]
cada una, en un arreglo 2-2-3-2-3-4.
La flotación Cleaner utiliza 4 columnas cilíndricas de 13 [m2] y 13,4 [m] de alto y 2
columnas rectangulares de 2 [m] x 8 [m] y 13 [m] de alto.
El circuito de remolienda que existe para disminuir el tamaño de los gruesos
provenientes del concentrado Rougher corresponde a dos molinos VTM de 1750 [HP] cada
uno, mientras que el circuito de remolienda que corresponde al concentrado de la flotación
Scavenger es un molino de de bolas de 1200 HP.
En la Tabla 2. 1: Equipos de la etapa de Flotación colectiva de DAND.Tabla 2. 1
se muestra un resumen de los equipos ya mencionados:
Etapa Tipo Modelo/Dimensiones Cantidad Potencia
Flotación Primaria
Celdas
Convencionales
4 bancos 2-3-3 de 3800 [ft3] 32 150 [HP] c/u
2 bancos 1-1-1-1 de 4500 [ft3] 8 150 [HP] c/u
Molino de Remolienda
Verticales VTM-1750 2 1750 [HP] c/u
Batería de Hidrociclones
Hidrociclones 9 unidades 15 [m] D15LB 2 --
Flotación de Limpieza
Celdas
Columnares
13 [m2] x 13.4 [m] de altura
2 [m] x 8 [m] x 13 [m] de altura
4
2
--
Flotación de Barrido
Celdas
Convencionales
2 (2-2-3-2-3-4) de 1350 [ft3] 32 75 [HP] c/u
Hidrociclones Hidrociclones 400CVX10 10 --
Hidrociclones D15LB 8 --
Tabla 2. 1: Equipos de la etapa de Flotación colectiva de DAND.
Capítulo 2: División Andina
16
2.2.3 Proyectos de producción
El Gráfico 2. 1 muestra en plan base de procesamiento para los siguientes 20 años.
Éste es el plan más restrictivo, sin aumento en el tratamiento (94 [ktpd] promedio anual). La
MRA está limitada a la propiedad minera y sin afectar a glaciares blanco y de rocas, con un
cierre de faenas estimado para el año 2031. No permite crecer y restringe las operaciones
rajo, principalmente por los glaciares ya mencionados. (10)
Gráfico 2. 1: Plan Base
Capítulo 2: Objetivos
17
El proyecto de expansión Fase II de DAND permitirá procesar 244.000 toneladas
métricas de mineral diario, de las cuales más de un 80% provendrá del rajo abierto, por lo
que el porcentaje de mineral de molibdeno recuperado será aún menor. Su proyección se
muestra a continuación en el Gráfico 2.2:
Gráfico 2.2: Plan de tratamiento E2V2
En este gráfico se visualizan más de 30 años donde la producción corresponda
principalmente a mina de rajo. (11)
Debido a las estimaciones mostradas, en el presente proyecto de titulación se realiza
una investigación que aborde el estudio de las diferencias del comportamiento en la MRA, en
contraste a la MS, con el fin de generar indicadores económicos más atractivos para DAND,
intentando, principalmente, aumentar la recuperación de molibdeno, debido principalmente al
buen precio que tiene este elemento.
Tratamiento Plan E2V2
Trat
amie
nto
[kt/d
ía]
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
18
3 Aspectos Teóricos
3.1 Fundamentos
3.1.1 Molienda
Debido a que la mayoría de los minerales están separados e íntimamente asociados
con la ganga, deben ser inicialmente liberados antes de someterlos a un proceso de
separación o concentración. Esto se logra mediante la reducción de tamaño (conminución),
hasta que las partículas de mineral pueden ser retiradas de la ganga por algún proceso
disponible. (12)
En la Tabla 3. 1 siguiente, se muestra los procesos de conminución existentes, desde
el uso de explosivos en el mineral in situ hasta la molienda superfina (la cual no se requiere
para minerales de cobre-molibdeno):
Reducción de Tamaño Diámetro Alimentación Diámetro Producto
Explosión Destructiva “Infinito” 1 [m]
Chancado Primario 1 [m] 100 [mm]
Chancado Secundario 100 [mm] 10 [mm]
Chancado Terciario 10 [mm] 1 [mm]
Molienda 1 [mm] 100 [μm]
Remolienda 100 [μm] 10 [μm]
Molienda Superfina 10 [μm] 1 [μm] Tabla 3. 1: Tamaños de alimentación y producto para distintas escalas de conminución
Esta operación tiene una alta relevancia en los costos de procesamiento y, a menudo,
es la etapa limitante y quien determina la capacidad de las plantas de beneficio. Además es,
desde el punto de vista energético, una operación altamente ineficiente, ya que solo una muy
pequeña parte de la energía suministrada se emplea en moler y el resto se pierde (13).
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
19
3.1.2 Flotación
La flotación es un proceso fisicoquímico usado para separar minerales finamente
divididos en líquidos adhiriéndolos a burbujas de gas para proveer el empuje selectivo de las
partículas sólidas. Es el proceso de menor costo y más usado para separar minerales
químicamente similares. Se realiza en estanques conocidos como “celdas” las cuales pueden
ser mecánicas o neumáticas.
Este proceso aprovecha las características de los minerales, flotando aquellos que
tienen una menor afinidad con el agua (hidrofóbicos o aerofílicos). Los metales nativos,
sulfuros de metales o especies tales como grafito, carbón bituminoso, talco y otros,
pertenecen a esta categoría. Por otra parte, los minerales que son óxidos, sulfatos, silicatos,
carbonatos y otros son hidrofílicos (o aerofóbicos).
En resumen, es necesario incrementar la propiedad hidrófoba en las partículas
minerales de una pulpa para facilitar la flotabilidad. Esto se efectúa con reactivos llamados
colectores, que son generalmente compuestos orgánicos de carácter heteropolar, es decir,
una parte de la molécula es un compuesto que no presenta polaridad (hidrocarburo) por lo
que prácticamente no reacciona con el agua y la otra es un grupo polar, como por ejemplo
C17H33COONa (14).
La partícula queda cubierta por el colector que se adhiere a su superficie por medio
de su parte polar, de forma que la parte apolar queda de cara al líquido, proporcionándole las
propiedades hidrofóbicas.
Además de la adición de colectores, se adiciona un espumante, cuyo fin es promover
la retención de las partículas que han sido flotadas por el efecto del colector, debido a la
propiedad aerofílica que le han concedido (15).
El medio en el cual se efectúa la separación consta de tres fases:
a) Fase líquida: Generalmente agua química y físicamente muy activa.
b) Fase gaseosa: Usualmente aire.
c) Fase sólida: Esta corresponde al mineral alimentado, por lo que puede tener
gran cantidad de variaciones.
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
20
Las burbujas de aire actúan como globos que poseen el empuje suficiente para llevar
ciertas partículas del mineral a la superficie, donde una espuma estable retiene el mineral y
permite retirarlo como concentrado. Las moléculas que no se adhieren preferencialmente a
las burbujas de aire, permanecen sumergidas y se van al fondo como colas (16).
Figura 3. 1: Celda mecánica convencional
En la Figura 3. 1 se muestra una celda mecánica, la cual consta de tres zonas:
a) Zona de agitación: Es aquella donde se produce la adhesión partícula-burbuja.
b) Zona intermedia: Zona de relativa calma, donde se favorece la migración de
las burbujas hacia la superficie de la celda.
c) Zona Superior: Es la zona donde se encuentra la espuma la que, como ya se
mencionó anteriormente se descarga por rebalse natural o, en algunos casos, con
ayuda de paletas mecánicas (17).
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
21
3.2 Flotación de Molibdenita
3.2.1 Estructura, Fracturamiento y Flotabilidad
Consiste en una capa hexagonal de átomos de molibdeno entre dos láminas de
átomos de sulfuro, como se muestra en la Figura 3.2. Tiene fuertes enlaces covalentes que
actúan en la unión S-Mo-S y débiles enlaces van der Waals entre los azufres adyacentes.
Esta fuerte anisotropía causa un clivaje preferencial en el cristal de molibdenita a través de
las capas de azufres adyacentes. Como resultado, durante la molienda, fragmentos en forma
de placas son generalmente producidas.
Figura 3.2: Estructura cristalina de la molibdenita (MoS2)
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
22
Debido a los mecanismos de clivaje de la molibdenita, existe una alta posibilidad de
que se formen partículas muy delgadas en molienda. El grado total de hidrofobicidad de este
mineral depende de la superficie relativa expuesta. Entre mayor sea la razón cara/borde,
más hidrofóbica es la partícula, dado la hidrofobicidad que presentan las caras y la
aerofobicidad que presentan los bordes, aumentando las posibilidades de ser recuperadas.
Por el contrario, entre menor es la razón cara/borde, menor es la probabilidad de que la
partícula se adhiera a la burbuja de aire.
La razón de la hidrofobicidad de la cara y la hidrofilicidad del borde, se puede explicar
por el ángulo de contacto. Las pruebas realizadas por M. Zanin et al, muestran que las caras
y bordes de las partículas de la molibdenita tienen ángulos de contacto bastante diferentes.
El ángulo de contacto de la cara es alto (cercano a 100°) e independiente del pH de la
solución y la concentración de calcio. En contraste, el ángulo de contacto de los bordes es
bajo (45° como máximo), y disminuye al aumentar el pH y una concentración de Ca+2 mayor
a 4*10-3 [M]. (18)
Figura 3.3: Relación entre el pH, [Ca+2] y el ángulo de contacto
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
23
3.2.2 Densidad de Pulpa
Ametov et al. (2008) argumentó que las partículas de molibdenita, debido a su
peculiar factor de forma, podrían ser más sensible a los efectos hidrodinámicos que las
partículas de mineral de cobre. En una pulpa agitada, partículas de molibdenita en forma de
plaquetas pueden alinearse a lo largo de líneas de corriente del líquido y, por lo tanto, tienen
una menor probabilidad de colisión con las burbujas. Incrementando la turbulencia podría
aumentar la frecuencia de colisión y la eficiencia, y por lo tanto, aumentar la tasa de
colección de partículas. Esto podría ser logrado ya sea mediante el aumento de la velocidad
rotacional del impulsor o reduciendo el porcentaje de alimentación de sólidos. Un mayor
porcentaje en volumen de sólidos produce mayor viscosidad de la suspensión,
particularmente en el caso de partículas que interactúan (Schubert, 1999). La reducción del
porcentaje de alimentación de sólidos reduce la viscosidad de la suspensión y aumenta la
turbulencia, que tiene a su vez un efecto positivo en la eficiencia de colisión partícula-
burbuja.
3.2.3 Efecto de Iones y Ganga asociada
La hidrofobicidad de la molibdenita se ve reducida por la adsorción de iones metálicos
en solución. La molibdenita tiene un potencial zeta negativo a través de un gran rango de pH.
En suspensiones acuosas de minerales, las partículas adquieren carga eléctrica
superficial debido al desbalance eléctrico generado por la rotura de enlaces en la superficie.
Según el modelo de la doble capa eléctrica, se pueden asumir la existencia de dos capas en
la vecindad de la interfase sólido/solución; una capa en la cual se presenta un decaimiento
lineal del potencial eléctrico y que permanece fija, aún cuando las partículas se muevan, y
una capa difusa con decaimiento exponencial. Esto implica la existencia de un plano de
referencia entre la capa fija y la capa difusa. Al potencial encontrado en este plano se le
denomina potencial Z o potencial electrodinámico. (19)
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
24
Sin embargo, la adsorción de iones cargados positivamente pueden reducir la
magnitud, e incluso revertir el signo del potencial zeta. Los iones de calcio, en particular, han
mostrado que se adsorben en un rango intermedio de pH. Estos iones, adsorbidos en los
bordes de la partícula de molibdenita pueden disminuir el ángulo de contacto mineral-líquido
y la flotabilidad de éstas.
La presencia de sílice produce una fuerte disminución en la recuperación de
molibdenita, dado que el ión calcio actúa como un “puente”, favoreciendo la adhesión entre
las partículas de molibdeno cargadas negativamente y las partículas de sílice. Este
mecanismo puede ser relevante en la flotación de un mineral con una mineralización
específica de ganga y de iones disueltos. (20)
En una investigación realizada por M. Zanin et al en Kennecott Utah Copper, se
estudiaron los efectos de los iones de calcio y magnesio en pulpas de partículas de
molibdenita gruesas (+150 [μm]). Se estudiaron dos tipos de unidades geológicas
denominadas Cuarcita y Skarn, descritas en la Tabla 3. 2:
Elemento (%) Cu Fe Mo S SiO2 Al2O3 CaO K2O MgO
Cuarcita 0.50 1.9 0.060 0.4 63 13.8 2.0 7.0 5.0
Skarn 0.45 9.6 0.021 1.5 44 1.7 24 0.3 2.7
Tabla 3. 2: Composición de las unidades Geológicas analizadas
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
25
También se especifica la composición del agua utilizada en las pruebas de
laboratorio. El agua denominada “sintética” fue un agua mezclada por los investigadores, con
el objeto de simular las características del agua de proceso de la planta.
Ión Agua Sintética [ppm] Agua de Proceso [ppm] Na+ 1308 1310 Ca+2 798 798 K+ 87 87
Mg+2 129 129 Cl- 1818 1940
SO4-2 2653 2590
HCO3- 189 160
pH 7.6 7.2 Tabla 3. 3: Composición aguas utilizadas en laboratorio y en planta
Al adicionar iones de calcio y magnesio a la pulpa de cuarcita, no tiene mayor efecto
en la recuperación de molibdeno, pues las curvas son bastante similares. En contraste, la
recuperación de molibdeno en el Skarn, la recuperación fue considerablemente menor,
incluso en ausencia de estos iones, y decrece fuertemente, aproximadamente a la mitad,
cuando los iones son adicionados. Aparentemente hay un efecto sinérgico (negativo) entre
éstos y la ganga del Skarn, según lo mostrado en el siguiente gráfico: (18)
Gráfico 3. 1: Recuperación de molibdeno para 2 muestras minerales, con y sin adición de iones
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
26
Al realizar test de laboratorio con alimentaciones artificiales (mezcla de la muestra
Skarn con la muestra de Cuarcita), las recuperaciones de cobre y molibdeno presentan una
brusca disminución de la recuperación de molibdeno al aumentar el porcentaje de Skarn
presente en la alimentación, bajando la recuperación desde el 92% en ausencia de Skarn, a
un 85% con un 25% de ésta y a un 56% con un 50% de la misma. La flotación de cobre fue
afectada en una cantidad mucho menor, lo que concuerda con los datos de planta.
Los tests fueron realizados con un 35% de sólidos en peso, agua sintética, celda
Agitair de 5 [l], una velocidad de rotación de 1000 [rpm]; caudal de aire de 7 [l/min] y una
mezcla entre mineral de cuarcita y Skarn (0% de Skarn = 100% de cuarcita). Los resultados
se muestran en los siguientes gráficos: (18)
3.2.a Recuperación de Mo a distintas mezclas minerales
3.2.b Recuperación de Cu a distintas mezclas minerales
Gráfico 3. 2: Recuperación de Mo y Cu a distintas mezclas
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
27
3.3 Operación
3.3.1 Rougher
Las condiciones de operación de los bancos Rougher son a un pH de 10.5. La
caracterización de las corrientes se muestra a continuación en la Tabla 3. 4. Estas
mediciones fueron realizadas según un estudio realizado por el IM2:
Corriente Descripción Unidades Ro A Ro B Ro E
Alimentación
Total [tms/h] 1684 1502 806
Ley Cu % 0.85 0.93 1.07
Ley Mo % 0.027 0.027 0.031
Concentrado
Total [tms/h] 75 91 42
Ley Cu % 17.1 13.5 15.7
Ley Mo % 0.383 0.282 0.42
+65# (>212 [μm]) % 6.4 6.4 1.2
-325# (<45 [μm]) % 59.7 54 60.8
P80 [μm] 133 139 83
Cola
Total [tms/h] 1609 1411 764
Ley Cu % 0.09 0.12 0.27
Ley Mo % 0.010 0.011 0.010
+65# (>212 [μm]) % 17.3 19.2 26.1
-325# (<45 [μm]) % 40.3 37.4 38.3
P80 [μm] 197 208 261
Global
Rec Peso % 4.45 6.06 5.21
Rec Cu % 89.60 87.95 76.46
Rec Mo % 63.18 63.28 70.60
t residencia [min] 26.3 28.7 39
Tabla 3. 4: Caracterización de flujos de los bancos Rougher
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
28
Entre las diferencias que se pueden observar es una mayor recuperación másica del
banco B respecto al A, pero una recuperación similar de molibdeno y una recuperación
menor de cobre, lo que se traduce en una menor ley de cobre y molibdeno en el concentrado
del banco B, debido a la mayor recuperación de ganga.
El banco E tiene una alimentación de alrededor de un 50% respecto al banco A o B,
además de una menor recuperación de cobre (10% menos) y una mayor recuperación de
molibdeno (7%).
Además, el RoE tiene un tiempo de residencia mayor y distintos tipo de celdas,
además de provenir de otra línea de molienda (según lo explicado en la sección 3.2.1: Molienda) por lo que realizar una comparación se hace complejo, debido a las diferencias en
el tratamiento.
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
29
3.3.2 Cleaner
Con el fin de depresar la flotación de pirita, se utiliza un pH de 12.3 en las columnas
de DAND. La caracterización de los flujos está dada por:
Corriente Descripción Unidades Cln 1-2 Cln 3-4 Global
Alimentación Flujo [tms/h] 206 159 365 Ley Cu % 14.75 14.32 14.56 Ley Mo % 0.925 0.915 0.92
Concentrado Flujo [tms/h] 73 41 114 Ley Cu % 27.68 27.51 27.62 Ley Mo % 0.46 0.49 0.47
Cola Flujo [tms/h] 133 118 251 Ley Cu % 7.65 9.74 8.25 Ley Mo % 1.18 1.06 1.11
t residencia [min] 16.2 14.4 15.4 Tabla 3. 5: Caracterización de flujos etapa de limpieza
Como se puede ver, no se hace un análisis a cada columna, sino que a la
alimentación, concentrado y cola por par de columnas, por lo que el análisis de los datos que
se puede realizar es menos detallado que si fuese por cada una.
La caracterización mostrada no incluye a las columnas 5 y 6, dado que no existen
estos valores en condiciones estables dada su reciente instalación y puesta en marcha.
Se observa que la ley de cobre en el concentrado es mayor que la de alimentación,
cosas que no sucede para el molibdeno, es decir, éste se “desconcentra”.
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
30
3.3.3 Scavenger
Para la etapa Scavenger, se tiene los siguientes datos
Corriente Descripción Unidades Scv
Alimentación
Total [tms/h] 250 F80 [μm] 75 -325# (<45 [μm]) % 56.1 Ley Cu % 8.25 Ley Mo % 1.11
Concentrado Total [tms/h] 157 Ley Cu % 12.88 Ley Mo % 1.703
Cola
Total [tms/h] 93 Ley Cu % 0.43 Ley Mo % 0.109 -325# (<45 [μm]) % 75.5 P80 Cola [μm] 54
Global Rec Peso % 62.80 Rec Cu % 98.04 Rec Mo % 96.35
Tabla 3. 6: Caracterización de la etapa Scavenger
Se observa una alta recuperación de cobre y molibdeno, con una alta ley de
molibdeno en el concentrado, respecto a la obtenida en el concentrado Rougher (4 veces
mayor).
Capítulo 3: Aspectos Teóricos
31
3.4 Balance de Masa
Según el balance de masa calculado mediante el método de los “Split Factors” y
mostrado en el Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora, se obtienen los
siguientes tonelajes en cada una de los flujos existentes en planta
Descripción tpd tpd Cu tpd Fe tpd Mo
Alimentacion Rougher 94,000 790 3,409 19 Concentrado Rougher 6,248 735 1,702 14
Relave Rougher 87,752 55 1,706 5
Alimentacion Cleaner 1 12,596 1,197 2,876 59
Concentrado Final 2,519 725 1,150 10
Relave Cleaner/Alim. SCV 10,077 472 1,725 49
Concentrado Scavenger CL1 6,349 462 1,173 45
Relave Scavenger CL1 3,729 9 552 4
Relave Final 91,481 65 2,258 9
Tabla 3. 7: Tonelajes calculados en el balance de masa
Cabe destacar que si bien los flujos de alimentación a la etapa Ro y Scv son tonelajes
bastantes distintos, las colas obtenidas tienen una cantidad de molibdeno similar, es decir las
pérdidas de molibdeno son igual de importantes en ambas corrientes.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
32
4 Desarrollo Experimental
Luego de realizar un extenso estudio teórico y el análisis de los datos de planta
obtenidos, se han establecido 5 supuestos que pueden explicar la baja recuperación del
molibdeno, y la diferencia en el comportamiento de laboratorio que se obtiene entre MRA y
MS:
4.1 Supuestos
1) Gran parte del molibdeno se pierde en los finos de las flotaciones Rougher y
Scavenger.
2) El mineral de rajo tiene una tendencia mayor a la fractura, por lo que produce
mucha molibdenita de baja hidrofobicidad.
3) El calcio y magnesio presente en el mineral de rajo y subterráneo producen
las diferencias existentes en las recuperaciones de molibdeno.
4) Nuevos reactivos pueden afectar a la flotabilidad natural de la molibdenita,
aumentando la recuperación.
5) La capacidad Scavenger es insuficiente para la cantidad de mineral recibida.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
33
4.2 Procedimiento Experimental
Supuesto 1: Gran parte del molibdeno se pierde en los finos de las flotaciones Rougher y
Scavenger.
Se analiza la cantidad de cobre y molibdeno presente en las mallas para la cola
Scavenger, cola RoE y la cola final, para los meses octubre 2010 a septiembre 2011. El
detalle de estos datos se encuentra en el Anexo A: Resumen Mineral Procesado 2011,
mostrándose aquí el valor promedio del año:
COLA SCAVENGER
MALLA [μm] % Parc Ret % Cu %Parcial Cu Mo [ppm] %Parcial Mo
65 212 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
100 150 0.25 0.04 0.18 33.33 0.05
150 106 4.37 0.77 7.53 441.11 2.53
200 75 5.64 0.60 7.59 463.33 3.49
270 53 7.54 0.47 7.92 538.89 5.24
325 45 4.26 0.39 3.69 553.33 3.00
-325 < 45 77.94 0.42 73.09 915.56 85.69
Total 100 0.44 100.00 823.84 100.00
Tabla 4. 1: Perfil Granulométrico Cola Scavenger
Como se ve en la tabla, tanto el porcentaje parcial de cobre como el de molibdeno en
la cola de la etapa Scv se encuentra bajo los 150 [μm]. Se atribuye que la gran presencia de
finos en esta malla se debe a la hidrofilicidad que presenta la molibdenita a tamaños tan
pequeños, tal como se menciona en la sección 4.2.1: Estructura, Fracturamiento y Flotabilidad
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
34
COLA ROUGHER E
MALLA [μm] % Parc Ret % Cu %Parcial Cu Mo [ppm] %Parcial Mo
35 425 4.37 0.49 13.45 201.25 7.18
48 300 9.98 0.42 26.42 196.25 15.98
65 212 9.23 0.34 19.54 197.50 14.83
100 150 10.01 0.22 14.01 206.25 16.84
150 106 8.82 0.13 7.03 198.75 14.27
200 75 7.89 0.08 3.69 161.25 10.33
270 53 5.3 0.06 1.83 112.50 4.84
325 45 2.5 0.06 0.87 86.25 1.83
-325 < 45 41.9 0.05 13.16 41.25 13.91
Total 100.00 0.16 100.00 122.81 100.00
Tabla 4. 2: Perfil Granulométrico cola Rougher E
En esta tabla se observa que el molibdeno se encuentra presente en porcentajes
mayores a 10% en varias de las distintas fracciones analizadas. Por lo tanto, en esta cola,
las pérdidas de molibdeno no están solo en los finos, a diferencia de la cola Scv
Se estima que los perfiles granulométricos de las colas de los bancos RoA y RoB son
semejantes al RoE, dado que no se tienen datos de ellos, excepto que el porcentaje bajo los
45 [μm] es semejante y las leyes de molibdeno también, de acuerdo a lo mostrado en la
sección 4.3.1: Rougher, a pesar de que las alimentaciones de los 2 primeros Ro son
mayores, según lo expuesto en el Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
35
COLA GENERAL
MALLA [μm] % Parc Ret % Cu %Parcial Cu Mo [ppm] %Parcial Mo
35 425 2.02 0.42 7.29 134.44 3.08
48 300 7.78 0.30 20.13 110.00 9.84
65 212 9.17 0.21 16.14 102.22 10.76
100 150 10.69 0.11 9.93 93.33 11.43
150 106 9.81 0.08 7.09 84.44 9.45
200 75 8.96 0.06 4.21 70.00 7.12
270 53 6.81 0.06 3.21 67.78 5.13
325 45 2.52 0.07 1.52 75.56 2.12
-325 < 45 42.23 0.09 30.47 88.89 41.08
Total 100.00 0.12 100.00 89.24 100.00
Tabla 4. 3: Perfil Granulométrico Cola General
Al analizar la cola general, se ve que gran parte del molibdeno perdido se encuentra
en la parte más fina, sin embargo disminuye los porcentajes en las fracciones más finas
(desde sobre un 85% a un 40%), debido a la mezcla de las colas Scv con las colas Ro.
Se establece, por tanto, que el supuesto no se cumple para las colas Ro, pero sí para
la cola Scv. Para solucionar esto, se recomienda realizar una separación de las colas de esta
última etapa en malla 325 Ty (45 [μm]) para luego efectuar una flotación neumática a la
fracción pasante, de forma de ajustar las condiciones de operación de la celda a este tamaño
de partículas.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
36
En la Figura 4. 1 se muestra un diagrama simplificado de las etapas de flotación, donde se muestran las colas caracterizadas
Figura 4. 1: Diagrama simplificado, donde se muestra la unión de las colas Ro y Scv
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
37
Supuesto 2: El mineral de rajo tiene una tendencia mayor a la fractura, por lo que produce
mucha molibdenita de alta hidrofobicidad.
Los minerales de MRA y de MS son alimentados a diferentes circuitos de molienda. El
primero se alimenta al MU2 y al SAG-bolas, por lo que presentan un tamaño de molienda
distinto al de MS, el que pasa por un circuito de molienda convencional barras-bolas, lo que
resulta en un grado de liberación distinto. El gráfico Gráfico 4. 1 resume los perfiles
granulométricos separados en 3 líneas: SAG + MU2 (alimentación Ro A) MU1 + Conv. A
(alimentación Ro B), y Conv B + Conv C (alimentación Ro E), para el año 2011:
Gráfico 4. 1: Perfiles granulométricos de las líneas de molienda de DAND
La clasificación en tres flujos se realiza dado el lugar donde se dirigen sus productos
tal como se ha mencionado con anterioridad en la sección 3.2.1: Molienda. Si bien es cierto
que la alimentación de los bancos A y B se une, esta mezcla es bastante deficiente razón por
la cual la Superintendencia de Planta acepta estos análisis como representativos.
247,87
201,91 277,10
30
40
50
60
70
80
90
100
20 200
% P
asan
te
Apertura [μm]
Producto molinos 2011
Conv A + MU1
SAG + MU2
Conv B y C
P80 Conv A + MU1
p80 SAG + MU2
P80 Conv B y C
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
38
Como se observa en el Gráfico 4. 1, sobre un 40% de las partículas tienen un
tamaño menor a 40 [μm], por lo que se recomienda, según estudios bibliográficos, hacer una
preclasificación, de forma de dedicar uno de los bancos a la flotación de los finos y los otros
dos para el resto del mineral.
Se cita un párrafo que argumenta esta posición:
“Existe una gran discusión acerca del comportamiento diferente de las partículas finas
en flotación, y la necesidad de una atención especial-celdas de flotación de alta energía,
agitadores diferentes, tamaños de partículas menores, reactivos distintos, etc. En nuestra
experiencia, después de procesar cerca de 10 Mton de concentrado fino en la última década,
no existe nada especial acerca de los finos, sólo que ellos responden distinto porque:
Tienen una alta área superficial por unidad de masa, por lo que necesitan,
relativamente, una mayor cantidad de reactivo.
Tienen menos momentum, así que tienden a seguir con mayor facilidad que las
partículas gruesas las líneas de corriente, menor energía para adherirse a la burbuja,
mayor tendencia para arrastrarse.
Como resultado, la cinética de flotación será más lenta, y una menor densidad de
limpieza o limpieza por espuma puede ser necesario contra el arrastre extra.
Tienden a ser más afectadas por la composición química del agua y los iones en
solución.” (20)
Como se presentó en el Gráfico 4. 1, la línea de molienda del rajo (SAG + MU2) tiene
una granulometría menor en prácticamente toda la curva, por lo que se analiza el
comportamiento de ambos minerales a escala de laboratorio, para establecer la tendencia a
la fractura que tienen los minerales de ambos rajos. Es así como estas comparaciones son
mostradas en los siguientes tres gráficos:
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
39
Gráfico 4. 2: Perfil granulométrico obtenido luego de 10 minutos de molienda
Gráfico 4. 3: Perfil granulométrico obtenido luego de 18 minutos de molienda
394 465
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Cinética de Molienda 10 [min]
Subterránea P80 Subterránea P80 Rajo Rajo
244 232
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Cinética de Molienda 18 [min]
Subterránea P80 Subterránea P80 Rajo Rajo
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
40
Gráfico 4. 4: Perfil granulométrico obtenido luego de 25 minutos de molienda
Como se observa en estos gráficos, los perfiles granulométricos son semejantes, por
lo que se concluye que no existe una tendencia mayor de un mineral u otro a la fractura, si
no que se debe exclusivamente a la línea de conminución por la que pasan.
Es importante mencionar que si bien existe una leve diferencia en los perfiles, esto se
debe a la cantidad de curvas realizadas por tiempo (1 por mineral), por lo que se entiende
que al aumentar la cantidad de pruebas realizadas para aumentar la certeza estadística, esta
diferencia debería disminuir.
Los valores obtenidos para cada tiempo de molienda para ambas muestras
minerales, MRA y MS, son detallados en el Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio de SGS.
165 173
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Cinética de Molienda 25 [min]
Subterránea P80 Subterránea P80 Rajo Rajo
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
41
Supuesto 3: El calcio y magnesio presente en el mineral de rajo y subterráneo producen las
diferencias existentes en las recuperaciones de molibdeno.
Según lo descrito en la sección 4.2.3: Efecto de Iones y Ganga asociada, se
realiza un análisis de la composición mineralógica para los minerales de DAND, para
establecer si efectivamente existe una mayor cantidad de los iones calcio y magnesio en el
mineral de rajo que afecten en la recuperación de molibdeno. Para esto, se muestra el
promedio obtenido para el último año de la composición de la ganga, en porcentaje:
Ganga ConvA + MU1 (%) SAG + MU2 (%) ConvB + ConvC (%)
Cuarzo 40.669 35.558 36.875
Feldespato Potásico 10.921 19.299 10.465
Plagioclasa-Albita 5.794 12.649 5.514
Epidota-Zoisita 0.021 0.021 0.033
Turmalina 1.211 2.563 1.137
Anfíbola 0.166 0.094 0.201
Sericita-Moscovita 25.621 16.817 27.777
Biotita 2.796 1.540 3.678
Kaolinita 1.382 1.626 1.327
Montmorillonita 0.191 0.185 0.211
Otras Arcillas 0.047 0.064 0.044
Cloritas 0.940 0.975 1.534
Circón 0.076 0.097 0.173
Titanita/Esfeno 0.004 0.012 0.003
Skarn 0.165 0.120 0.227
Dolomita 0.220 0.049 0.261
Magnesita 1.559 0.387 1.872
Anhidrita 0.393 0.130 0.734
Jarosita 0.003 0.002 0.005
Otros Sulfatos 0.013 0.003 0.010
Apatita 0.229 0.190 0.266
Otros Fosfatos 0.005 0.006 0.013
Otros 0.010 0.010 0.011 Tabla 4. 4: Balance a la ganga asociada al mineral
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
42
De estos minerales, los que contienen calcio y magnesio son:
Mineral Fórmula Química
Plagioclasa:
Anortita:
Albita:
CaAl2Si2O8
NaAlSi3O8
Epídota: Ca2(Al, Fe)3(SiO4)3(OH)
Zoisita: Ca2Al3(Si2O7)(SiO4)O(OH)
Turmalina: (Na,Ca)(Al,Fe,Li)(Al,Mg,Mn)6(BO3)3(Si6O18).(OH,F)4)
Anfíbola:
A1X2Z5((Si,Al,Ti)8O22)(OH,F,Cl,O)2
A= Na, K, Ca, Pb2+
X = Li, Na, Mg, Fe2+, Mn2+, Ca
Z = Li, Na, Mg, Fe2+, Mn2+, Zn, Co, Ni, Al, Fe3+, Cr3+, Mn3+, V3+, Ti, Zr
Biotita: K(Mg,Fe2+)3(Si3Al)O10(OH,F)2
Montmorillonita: (Na,Ca)0,3(Al,Mg)2Si4O10(OH)2·x nH2O
Clorita: (Mg,Fe)3(Si,Al)4O10(OH)2·
Titanita: CaTiSiO5
Skarn: CaCO3
Dolomita CaMg(CO3)2
Magnesita: MgCO3
Anhidrita: CaSO4
Apatita: Ca5(PO4)3(F,Cl,OH)
Tabla 4. 5: Minerales con Calcio y Magnesio presentes en DAND
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
43
Si bien la ganga presente en mayores cantidades son el cuarzo y el feldespato
potásico, también se observa una gran cantidad de plagioclasa, la cual es más del doble en
MRA, respecto a MS. Estos minerales pertenecen al grupo de los silicatos, así que su
reacción con el medio no es muy alta, sólo aportando dureza a la mezcla mineral. De los
minerales presentes, los que tienen mayor tendencia a disolverse y reaccionar con el medio
son la dolomita, la magnesita y la mezcla yeso-anhidrita. Una tabla resumen con estos tres
minerales se muestra a continuación:
Ganga ConvA + MU1 (%) SAG + MU2 (%) ConvB + ConvC (%) Dolomita 0.211 0.055 0.256
Magnesita 1.539 0.375 1.801
Anhidrita 0.373 0.117 0.669
Tabla 4. 6: Porcentajes de minerales solubles de calcio y magnesio
Considerando las masas atómicas de la ganga consideradas en la Tabla 4. 7, se
obtienen las masas moleculares y los porcentajes de calcio y magnesio en cada uno, lo que
se muestra en la Tabla 4. 8:
Elemento M.A. [gr/mol]
Ca 40.1
Mg 24.3
C 12
O 16
S 32 Tabla 4. 7: Masas atómicas de los elementos que componen las gangas reactivas
Mineral Fórmula Química Masa Molecular [gr/mol] % Ca % Mg
Dolomita CaMg(CO3)2 184.4 21.75% 13.18%
Magnesita MgCO3 84.3 0.00% 28.83%
Anhidrita CaSO4 136.1 29.46% 0.00% Tabla 4. 8: Masas moleculares y porcentajes de Ca y Mg presente
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
44
Se realiza el cálculo de la cantidad de calcio y magnesio presente para una
alimentación de 94 [ktpd]. Cabe recordar que el mineral alimentado a SAG y MU2
corresponde exclusivamente a MRA, mientras que el mineral alimentado a las demás líneas
de molienda es de MS. Los valores obtenidos se muestran en las siguientes tablas:
Es importante recordar que alrededor de 36 [ktpd] provienen de MS, repartidos en
cerca de 6 [kptd] para el MU1 y los otros 30 [kptd] para molienda convencional (en promedio
10 [ktpd] por molino), mientras que los 58 [ktpd] restantes pertenecen a MRA (alimentación
SAG y MU2) (Gráfico 2. 1: Plan Base).
Ganga Conv A + MU1 (Ro B)
Mineral [ton] Ca [ton] Mg [ton] Dolomita 33.78 7.34 4.45
Magnesita 217.24 0.00 70.96 Anhidrita 67.75 17.59 0.00
Total 318.77 24.94 75.41 Tabla 4. 9: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoB
Ganga SAG + MU2 (Ro A)
Mineral [ton] Ca [ton] Mg [ton] Dolomita 31.68 6.89 4.18
Magnesita 217.24 0.00 62.62 Anhidrita 67.75 19.96 0.00
Total 316.67 26.85 66.80 Tabla 4. 10: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoA
Ganga Conv B + C (Ro E)
Mineral [ton] Ca [ton] Mg [ton] Dolomita 51.12 11.12 6.74
Magnesita 360.13 0.00 103.81 Anhidrita 133.78 39.42 0.00
Total 545.03 50.53 110.55 Tabla 4. 11: Tonelaje de Ca y Mg de alimentación a RoE
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
45
Tomando en cuenta que la etapa Rougher tiene alrededor de un 44% de peso en
sólidos, la masa de agua utilizada es de:
Despejando la masa de agua queda:
Por lo tanto, utilizando una densidad del agua de 1 [ton/m3], el volumen para cada
flujo es de
Sustancia Ro B Ro A Ro E
Agua [m3] 20364 73818 25455 Tabla 4. 12: Volumen de agua en los distintos flujos
Con una constante de solubilidad para el sulfato de calcio equivalente a 4.93*10-5
[gr/l] y del carbonato de magnesio de 6.82*10-6 [gr/l] se tiene que la masa de calcio y
magnesio que se puede disolver en cada flujo, en un día es de:
En solución Ro B Ro A Ro E
Calcio [gr] 1003.93 3639.24 1254.91
Magnesio [gr] 138.88 503.44 173.60 Tabla 4. 13: Masa máxima de Ca y Mg que se puede disolver en un día
Según estos cálculos, la cantidad de estos elementos presentes en los distintos
flujos (indicados en la Tabla 4. 9, Tabla 4. 10 y Tabla 4. 11) es mucho mayor a la
cantidad que puede solubilizar cada uno, según las constantes ya mostradas, por lo que
no se puede establecer con esto si alguna de las minas está siendo más afectada que la
otra por la presencia de estos iones.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
46
Supuesto 4: Nuevos reactivos pueden mejorar a la flotabilidad de la molibdenita,
aumentando la recuperación.
Dado que las distintas familias de colectores afectan la recuperación del mineral de
interés, se realizan pruebas con diversos colectores, con el fin de evaluar si alguno de ellos
es capaz de mejorarla. También se han hecho pruebas donde el pH de trabajo sea menor
i.e., se disminuya la cantidad adicionada de cal, para que su efecto depresor de molibdenita
disminuya.
Para obtener una muestra representativa, personal del CIMM y de Andina fueron los
encargados de tomar la muestra y prepararla, siguiendo los protocolos requeridos, para
luego poder chancar la muestra, obteniéndose un producto 100% -10# ASTM (2 [mm]).
Se realizaron distintos barridos de pruebas tanto en CYTEC como en FLOMIN, para
evaluar los resultados metalúrgicos. Éstos se adjuntan en el Anexo D: Barrido de Colectores. De dicho listado se seleccionaron los reactivos que presentaron los mejores
resultados para hacer pruebas que corroborasen los resultados entregados por estas
empresas. Dado lo anterior, se seleccionaron los siguientes colectores:
1. En lo que respecta a CYTEC, se seleccionó el colector CY-01-42 para ser
utilizado como colector primario, el cual mejora la recuperación de cobre,
mezclado con el colector CY-01-210, el que mejora la recuperación de molibdeno.
El primer colector es un derivado de tionocarbamato, mientras que el segundo es
un derivado de un ditionocarbamato.
2. En cuanto a FLOMIN se seleccionó el Isobutil Xantato C6630, mezclado
con depresantes orgánicos de pirita, dado que el colector presentó altas
recuperaciones de Cu, Fe y Mo, además del ditiocarbamato C7732, el que tiene
una buena selectividad contra la pirita, manteniendo casi constantes las
recuperaciones de cobre y molibdeno.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
47
Diseño de experimentos:
Para establecer el efecto que tiene un reactivo sobre un mineral dado, se debe barrer
con un amplio espectro de dosificaciones por tonelada tratada. Sin embargo las limitaciones
de planta hacen que para que sea económicamente viable, el barrido se reduzca a una
dosificación no mayor a 30 [gr/ton] (estimada en planta, a un mismo precio) para minerales
de cobre-molibdeno.
Al mismo tiempo, si bien un colector puede presentar mayores recuperaciones de los
minerales de interés, puede que su mayor precio y/o dosificación no hagan conveniente el
reemplazo por el colector que actualmente usan.
Además de analizar el efecto de la dosificación, otra variable modificable en planta que
se debe analizar es el pH de trabajo. Como ya se ha descrito, el pH se modifica con cal, con
el fin de depresar la pirita, por lo que encontrar un colector que mejore la recuperación y que,
si es posible, sea más selectivo en contra de la pirita ayudaría a lograr una disminución en el
valor de esta variable, teniendo como consecuencia un menor consumo de cal, lo que
significa un ahorro; a la vez que podría aumentar la recuperación de molibdeno en las
columnas, debido a que en las columnas se trabaja a un pH de 12.3 y la molibdenita se
depresa a un pH de 12 (21).
Finalmente, se ha encontrado un estudio que muestra que existen dos depresantes
orgánicos de pirita para minerales de cobre y molibdeno, sin afectar la recuperación de estos
elementos, por lo que se adiciona en las pruebas a realizar. (22)
Con esto, se determina que las variables a estudiar a priori serán: Colectores (puros o
mezclas de éstos), pH de trabajo y Depresantes
Colectores: cinco en total; el estándar (STD), una combinación de colectores CYTEC
(CYT1 y CYT2) y dos colectores de Flomin (FL1 Y FL2)
pH de Trabajo: cinco igualmente espaciados: 9, 9.2, 9.4, 9.6, 9.8 y el caso base, 10
Depresantes: Adicionados en distintas cantidades; 60 [gpt] depresante 1 (DEP1), 60
[gpt] depresante 2 (DEP2), y 20, 40 y 60 [gpt] de una mezcla al 50% de cada uno (DM1,
DM2 Y DM3, respectivamente).
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
48
Usando un diseño experimental de cuadro latino se tiene:
Donde:
Tt: Tamaño total de pruebas
NC: Número de colectores
NpH: Cantidad de pHs de trabajo
ND: Cantidad de dosificaciones a probar
Lo que representado como cuadro latino sería:
Depresante pH DEP1 DEP2 DM1 DM2 DM3 9.2 STD CYT1 CYT2 FL1 FL2 9.4 CYT1 CYT2 FL1 FL2 STD 9.6 CYT2 FL1 FL2 STD CYT1 9.8 FL1 FL2 STD CYT1 CYT2 10 FL2 STD CYT1 CYT2 FL1
Tabla 4. 14: Diseño de experimentos de cuadro latino
Si bien este hubiese sido la cantidad ideal de pruebas para poder lograr las debidas
comparaciones, el monto de dinero disponible no alcanza a cubrir todo este plan de pruebas,
por lo que se le dio prioridad a las pruebas de xantato mezclado con los depresantes de
pirita, más un par de pruebas con los otros colectores para, como ya se mencionó, ratificar
los valores entregados por los proveedores.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
49
Plan de Pruebas a SGS
Se hizo entrega a SGS del material extraído de 2 puntos de la planta concentradora.
El primero corresponde a la correa 51, la cual entrega material al chancador secundario que
luego alimentará al MU2. El segundo punto corresponde a la correa 9E, la que luego
alimentará la zona que corresponde a la molienda convencional cubriendo, de ésta forma,
mineral de ambas minas, MRA y MS, respectivamente
a) Caracterización del mineral:
Análisis granulométricos a ambos compósitos, a mallas 35, 48, 65, 100,
150, 200, 270, 325 y -325 Ty.
Análisis mineralógico por QEMscan para conocer la composición, liberación
y asociaciones.
Caracterización química a las fracciones granulométricas obtenidas en el
análisis granulométrico, para calcular CuT, Cu soluble, Mo y Fe.
b) Pruebas de flotación:
Cinética de molienda
Cinética de flotación Rougher según el estándar de DAND.
10 cinéticas de flotación Rougher.
Análisis granulométricos a #150, 170, 200, 250, 325, 400 y -400 Ty, a las
colas de todas las flotaciones.
Análisis químico de las fracciones granulométricas para obtener CuT, Cu soluble, Fe y Mo.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
50
Resultados Obtenidos en Laboratorio SGS
En el Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS, se adjunta el detalle de
los resultados obtenidos en las pruebas realizadas en SGS, presentándose en este informe
un resumen con los datos más relevantes.
Caracterización Química:
Gráfico 4. 5: Gráfico de leyes obtenidas para minerales de rajo y subterránea
Ley de Cabeza Analizada Ley de Cabeza Calculada
Muestra Cu % Fe % Mo % Cu % Fe % Mo %
Subterránea 0.997 3.645 0.0395 1.017 3.608 0.0369
Rajo 0.789 2.995 0.0305 0.783 3.113 0.0312
Tabla 4. 15: Caracterización química de la muestra entregada a SGS
0,028
0,030
0,032
0,034
0,036
0,038
0,040
0,042
0,5
1,0
1,5
2,0
2,5
3,0
3,5
4,0
Subterránea Rajo
Ley
de M
o (%
)
Leye
s de
Cu
y Fe
(%)
Leyes de Alimentación
Cu An
Cu Calc
Fe An
Fe Calc
Mo An
Mo Calc
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
51
Descripción de las pruebas
Se realizaron once pruebas de flotación a cada mineral, una estándar y 8 con otros
reactivos pero al mismo pH que el estándar (10) y finalmente dos a un pH distinto (9). Todas
estas pruebas fueron realizadas por duplicado y se describen a continuación:
Flotación n° 1: Flotación Estándar
a) Características generales de la flotación estándar de DAND:
1. El P80 del mineral a alimentar a la celda es de 212 [μm].
2. La pulpa debe tener un 38% en peso de sólidos y una velocidad de
agitación en la celda de 1500 [rpm].
3. El tiempo de acondicionamiento en la celda es de 3 [min], el paleteo es
cada 10 [s] y el tiempo total de flotación son 16 [min].
4. Para obtener la cinética de flotación, el concentrado obtenido es separado
en 7 bandejas, cuando se cumplan los siguientes tiempos: 1, 2, 3, 4, 7, 11
y 16 [min] acumulados. Para la cola, sólo se obtiene una bandeja.
b) Dosificaciones:
1. 22 [g/t] de colector Hostaflot X-23 y 6 [g/t] de diesel adicionados en
molienda
2. 14 [g/t] de espumante MIBC agregados en la celda
3. Adición de cal hasta lograr un pH de 10.
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
52
Flotación n° 2: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante orgánico T-5
en 60 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 3: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante orgánico M-3
en 60 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 4: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante orgánico M-3
en 10 g/t y T-5 en 10 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 5: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante orgánico M-3
en 30 g/t y T-5 en 30 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 6: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante orgánico M-3
en 50 g/t y T-5 en 50 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 7: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante orgánico M-3
en 30 g/t y T-5 en 30 g/t a pH 9. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 8: Flotación con el colector C7732 en 22 g/t. Adición de diesel y MIBC
según estándar.
Flotación n° 9: Flotación con el colector CY-01-42 en 16,5 g/t y CY-01-210 en 5,5
g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 10: Flotación con el colector CY-01-42 en 5,5 g/t y CY-01-210 en 16,5
g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 11: Flotación con el colector CY-01-42 en 11 g/t y CY-01-210 en 11 g/t y
depresante orgánico M-3 en 30 g/t y T-5 en 30 g/t a pH 9. Adición de diesel y MIBC según
estándar
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
53
Recuperaciones y leyes:
En los siguientes gráficos se muestran las recuperaciones y leyes obtenidos en el
minuto 11 (once) de la cinética de flotación para las flotaciones realizadas en SGS, donde el
test 1 (uno) es el test estándar, línea base para realizar las comparaciones. Se utiliza este
tiempo y no el minuto 16 (dieciséis) dado que con el primero se hace el escalamiento a
planta:
Gráfico 4. 6: Recuperaciones y leyes de Cu obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo
Las recuperaciones (Rec Cu) de cobre se mantienen más o menos constantes para la
MS teniendo una diferencia menor al 2%, lo que se atribuye a un rango de error normal en
pruebas de laboratorio. El test con mayor recuperación es el número 2, con un 96.15% y el
de menor recuperación es el test 10 (93.71%). Los valores de recuperación para la MRA
varían más; la prueba número 8 presenta una recuperación de un 87.40%, versus el 91.88%
del estándar (diferencial mayor a un 2%) pero también muestra una alta ley, por lo que se
requiere un análisis mayor antes de ser descartado.
Por otra parte, las pruebas 4 y 11 presentan una menor recuperación y ley de cobre,
por lo que quedan descartadas para análisis posteriores.
5
6
7
8
9
10
11
85
87
89
91
93
95
97
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Ley
(%)
Recu
pera
ción
(%)
n° de Prueba
Ley y Recup de Cu
Rec Cu Rajo Rec Cu Subte Ley Cu Rajo Ley Cu Subte
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
54
En cuanto a las leyes, MS tiene una mayor ley para la prueba estándar en relación de
las demás hechas a la misma muestra, mientras que la prueba 10, a pesar de haber tenido
una recuperación menor de cobre, tiene también una ley menor, por lo que también se
descarta. Las leyes de MRA son siempre mayores respecto a MS.
Gráfico 4. 7: Recuperaciones y leyes de Mo obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo
Las recuperaciones de Mo tienen una variación mayor que las del cobre, haciéndose
ésta más notoria en MRA. El test que tiene una menor recuperación de Mo en esta mina es
el número 6 (59.93%), y el mayor es el 9 (78.45%), con una diferencia mayor a un 11% para
el primero, respecto a estándar (71.54%), y de un valor cercano al 7% para el segundo. Para
la MS, el porcentaje de diferencia respecto al estándar (78.59%) no supera el 4%, donde el
test n° 6 presenta nuevamente la menor recuperación (74.59%) y el test n° 10 la mayor
recuperación (81.85%).
Las leyes presentes en todas las pruebas son menores para MS respecto al estándar,
mientras que el test n° 8 aumentó la ley para MRA.
Con estos datos, se descartan las pruebas 2, 6 y 11 debido a sus menores
recuperaciones y leyes de molibdeno para MS, y las pruebas 2, 3, 4, 5, 6, 7 y 11 por sus
resultados en MRA
0,16
0,18
0,20
0,22
0,24
0,26
0,28
0,30
0,32
50
55
60
65
70
75
80
85
90
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Ley
(%)
Recu
pera
ción
(%)
n° de Prueba
Ley y Recup de Mo
Rec Mo Rajo Rec Mo Subte Ley Mo Rajo Ley Mo Subte
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
55
Gráfico 4. 8: Recuperaciones y leyes de Fe obtenidas en las flotaciones para mineral de rajo
Para MS se observa un alza en las recuperaciones de Fe respecto al estándar,
excepto para la prueba 8. Además, la ley disminuye para las pruebas 6, 7, 10 y 11, por lo
que nuevamente estas pruebas se descartan.
En cuanto a MRA, sucede lo mismo en lo que respecta a recuperaciones, pero las
leyes aumentan para la mayoría de las pruebas, reflejando una menor flotación de ganga.
Con esto, las pruebas que no han sido descartadas son la n° 8 y la 9. Éstas
corresponden a los datos entregados por los barridos realizados por ambas empresas
proveedoras y presentan fortalezas distintas. El test n° 8, por ejemplo, tiene menores
recuperaciones de cobre y molibdeno, pero una diferencia aún mayor en los que respecta a
la recuperación de Fe asociado a pirita. En cambio el test n° 9 aumenta la flotación de Mo,
mientras mantiene (aproximadamente) la de Cu, pero también incrementa la recuperación de
Fe, disminuyendo las leyes de los minerales de interés, acarreando una mayor masa a la
flotación Cleaner.
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
30
35
40
45
50
55
60
65
70
75
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Ley
(%)
Recu
pera
ción
(%)
n° de Prueba
Ley y Recup de Fe
Rec Fe Rajo Rec Fe Subte Ley Fe Rajo Ley Fe Subte
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
56
Supuesto 5: La capacidad Scavenger es deficiente para la cantidad de mineral recibida
Si bien no existen curvas cinéticas de recuperación de molibdeno para las celdas
Scv, si existen para el cobre, por lo que se hace un análisis a partir de éstas, las que se
muestran a continuación:
Gráfico 4. 9: Cinética para la etapa Scavenger en planta, sección 1
Gráfico 4. 10: Cinética para la etapa Scavenger en laboratorio, sección 1
Capítulo 4: Desarrollo Experimental
57
Gráfico 4. 11: Cinética para la etapa Scavenger en planta, sección 2
Gráfico 4. 12: Cinética para la etapa Scavenger en laboratorio, sección 2
El producto del banco C1-D1 tiene un 96.3% de recuperación de cobre a los 21.7
minutos, con una ley de 6.3%, mientras que el banco C2-D2 tiene una recuperación de un
96.8% a los 30.2 minutos, con una ley de 9.4%. Sin embargo, la curva cinética del segundo
banco presenta una pendiente que todavía no se estabiliza, por lo que al parecer un tiempo
mayor de residencia permitiría lograr una recuperación aún mayor de cobre. Se asume esto
también para el molibdeno, por lo que se necesitaría o un menor flujo de alimentación o una
mayor capacidad Scv para mejorar esto.
Capítulo 5: Evaluación Económica
58
5 Evaluación Económica
5.1 Costos Involucrados
Dentro de los supuestos analizados, el que tiene un menor costo para su aplicación
es el cambio de reactivos en la flotación Rougher. Debido a que no se alcanzó a aprobar
este proyecto para ser ejecutado en la planta, no se realizó el estudio detallado de los costos
en los que se debe incurrir para lograr el cambio de reactivos, por lo que se hace un análisis
a partir de las opciones posibles.
Se establecen dos posibles casos:
Caso 1: Adición del reactivo a los tres bancos Rougher existentes en DAND.
En este caso no se requieren cambios en planta, dado que las instalaciones
hechas sirven para el nuevo colector. Esto incluye tanto las cañerías como el
bodegaje, según las normas establecidas en las hojas de seguridad de los
reactivos.
Caso 2: Reemplazo parcial de reactivo estándar, agregándose el nuevo
reactivo a uno o dos bancos Rougher. Se debe instalar una nueva cañería,
para generar dos vías distintas. Con esto, se deben adquirir cañerías, codos,
una bomba peristáltica, además de la mano de obra para la instalación de esta
línea.
5.1.1 Mano de obra
Caso 1: No se necesita mano de obra adicional para esta tarea, dado que el
colector original únicamente será reemplazado por el colector propuesto, a una
misma dosificación de colector, por lo que el espacio utilizado para almacenar y
alimentar a la planta será el mismo
Caso 2: Este caso demanda de personal que esté capacitado para poder
realizar el cambio en la parte inicial de las cañerías de alimentación.
Capítulo 5: Evaluación Económica
59
5.1.2 Supervisión
Caso 1: No se requiere supervisión de parte externa. Sin embargo, el cambio
de colector, la limpieza de las líneas y el estanque colector, entre otras tareas,
requerirá supervisión del encargado de turno del área
Caso 2: Se precisa de la misma supervisión del caso anterior, además de la
supervisión en la instalación del pipping correspondiente, mencionado en el punto 8.2.1. La inspección de esta última tarea probablemente corresponderá tanto a un
encargado de la empresa externa contratada para este servicio como al personal de
DAND.
5.2 Prueba Industrial
Si bien la prueba industrial queda fuera de este trabajo de tesis, debido a que debe pasar
por la aprobación de la gerencia de planta, lo que se propone basado en los resultados
obtenidos es:
La adición de los reactivos se realizaría en un principio para el banco Rougher A,
debido a que los resultados obtenidos han sido mejores para mineral perteneciente al rajo;
es decir, los delta en las recuperaciones logrados en el laboratorio son mayores. Sin
embargo esto no necesariamente ocurre así en planta, principalmente por tener distintas
líneas de conminución y bancos de flotación Rougher, lo que lo hace ser menos
comparables debido a estos “ruidos” ya mencionados
El tiempo de prueba mínimo, considerado por la experiencia del proveedor, es de 2
meses, donde se realiza un ciclo donde el nuevo reactivo se utiliza por dos semanas, luego
dos semanas con el colector estándar, para finalmente repetir este ciclo, completándose así
los 2 meses ya mencionados.
Capítulo 5: Evaluación Económica
60
5.3 Utilidades Estimadas
Con las recuperaciones obtenidas en las pruebas de laboratorio, se hace un
escalamiento a planta. Considerando las leyes de alimentación obtenidas del PND 2012 para
el largo plazo se tiene:
Mo Rajo Mo Subte
Ley Cabeza 0.013 0.034
Rec Ro Estándar 71.54 78.59
Rec Ro Propuesto 78.45 81.47
Alimentación [ktpd] 62000 32000 Tabla 5. 1: Leyes de alimentación y Recuperaciones Rougher
Split Factors
Los SF calculados para el caso estándar y el caso propuesto son:
Etapa SF Rec Peso Cu Fe Mo As
Rougher 6.65% 92.99% 49.94% 73.94% 80.00%
Cleaner 20.00% 60.60% 40.00% 17.00% 38.00%
Scavenger 63.00% 98.00% 68.00% 92.00% 55.00%
Tabla 5. 2: Split Factors para las condiciones estándar
Etapa SF Rec Peso Cu Fe Mo As
Rougher 6.71% 93.32% 58.68% 79.48% 80.00%
Cleaner 20.00% 60.60% 40.00% 17.00% 38.00%
Scavenger 63.00% 98.00% 68.00% 92.00% 55.00%
Tabla 5. 3: Split Factors para las nuevas condiciones propuestas
Sólo los valores de la etapa rougher presentados en la Tabla 5. 2 y Tabla 5. 3 han
sido medidos, según los resultados logrados en el laboratorio de SGS; los de la etapa Cln y
Scv son registros de planta, con los que se acepta que se haga el respectivo balance de
masa.
Capítulo 5: Evaluación Económica
61
Descripción Flujo % Cu % Fe % Mo % As
Alimentación Rougher 1 0.84% 3.63% 0.02% 0.01% Concentrado Rougher 2 11.76% 27.25% 0.22% 0.11%
Relave Rougher 3 0.06% 1.94% 0.01% 0.00%
Alimentación Cleaner 4 9.50% 22.83% 0.47% 0.08%
Concentrado Final 5 28.79% 45.66% 0.40% 0.15% Cola Cleaner/Alim. SCV 6 4.68% 17.12% 0.49% 0.06%
Concentrado Scavenger 7 7.28% 18.48% 0.71% 0.06%
Relave Scavenger 8 0.25% 14.81% 0.11% 0.08%
Relave Final 9 0.07% 2.47% 0.01% 0.00% Tabla 5. 4: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición estándar
Descripción Flujo % Cu % Fe % Mo % As
Alimentación Rougher 1 0.84% 3.63% 0.02% 0.01% Concentrado Rougher 2 11.70% 31.73% 0.24% 0.11%
Relave Rougher 3 0.06% 1.61% 0.00% 0.00%
Alimentación Cleaner 4 9.45% 26.58% 0.50% 0.08%
Concentrado Final 5 28.63% 53.16% 0.43% 0.15% Cola Cleaner/Alim. SCV 6 4.65% 19.94% 0.52% 0.06%
Concentrado Scavenger 7 7.24% 21.52% 0.76% 0.05%
Relave Scavenger 8 0.25% 17.24% 0.11% 0.08%
Relave Final 9 0.07% 2.25% 0.01% 0.00% Tabla 5. 5: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición propuesta
La masa de molibdeno obtenida para el caso estándar es de 10.07 [ton] en un día,
mientras que el caso propuesto obtiene 10.83 [ton] en el mismo tiempo, consiguiéndose un
delta de 0.75 [ton], lo que representa una utilidad bruta de US$ 20,063 diarios (equivalente a
US$ 7,222,500 anuales). Para calcular esta utilidad bruta generada, se considera un precio
de Molibdeno de US$ 26.75 el kilogramo (puesto que se incluyen los descuentos asociados
a maquila). El precio Bruto de Mo es de US$31 el kilogramo.
Luego, para realizar el flujo de caja, se requiere, además de la utilidad bruta, los
gastos operacionales y la inversión (mostrada en la Tabla 5. 2). Para los gastos
Capítulo 6: Evaluación Económica
62
operacionales se debe tomar en cuenta la dosis de colector, la masa alimentada, los días
trabajados en un año y los valores de los colectores (mostrados en la Tabla 5. 6):
Colector Costo [US$/kg]
STD 3.5
Propuesto 6.8
Tabla 5. 6: Precios de los colectores en estudio
El capital de trabajo se calcula debido al diferencial en los precios de los colectores
utilizados, según:
Donde:
CT: Capital de Trabajo
AD: Alimentación diaria (94 [kton])
DC: Dosis de colector (22 [gpt])
CRP: Costo Reactivo Propuesto
CRSTD: Costo Reactivo Estándar
dA: días trabajados al año (360)
Con esto, se obtiene un costo medio de capital de trabajo US$ 2,516,342
Capítulo 5: Evaluación Económica
63
5.4 Inversión Estimada
Los gastos en los que incurriría DAND para poder realizar una prueba basándose en
el caso 2, descrito en la sección 5.1: Costos Involucrados se describen a continuación:
5.4.1 Capital Fijo Directo
Equipos
Bomba para la impulsión del colector hacia la alimentación a los molinos. Se
consideró una bomba Peristáltica BT50S.
Cañerías, Instrumentación y Control
Se considera para este segmento el 100% del costo de la bomba, dado que además
del pipping correspondiente, se requiere de una instalación eléctrica para alimentar a la
nueva bomba y de una válvula check, para asegurar el desplazamiento unidireccional del
fluido. (El porcentaje de la bomba es muy bajo, dado que el controlador de flujo es más caro
que ella)
Instalación de los equipos
Aquí se incluye el costo del personal involucrado en la instalación de los equipos. Los
valores utilizados corresponden a promedios que han sido obtenidos de otros proyectos
realizados en DAND.
El personal con el que se calcula el costo de la instalación de los equipos incluyen
mecánicos M1 y M2, un prevencionista de riesgos (presente día por medio de la duración de
la obra) y un secretario técnico.
Capítulo 5: Evaluación Económica
64
5.4.2 Capital Fijo Indirecto
En este ítem se considera:
Ingeniería y Supervisión
Utilizando nuevamente los valores promedios mencionados en el ítem
“instalación de los equipos”, se calcula el costo contando con un supervisor para la totalidad
de los días de trabajo
Honorarios Contratista
Se considera el 10% del Costo Fijo Directo, según lo recomendado en el libro “Plant
Design and Economics for Chemical Engineers” (Diseño de Plantas y Economía para
Ingenieros Químicos) de Peter & Timmerhaus
Contingencias
Se considera el 30% del Capital Fijo como costo en contingencias.
Los costos unitarios (costo por hora de trabajo) de la mano de obra se describen a
continuación, según valores promedios:
Descripción Precio Unitario [US$/hr]
Supervisor $ 27.42
Prevencionista de riesgos $ 26.98
Secretario Técnico $ 22.19
Mecánico M1 $ 24.03
Mecánico M2 $ 22.19 Tabla 5. 7: Costo unitario de la mano de obra
Capítulo 5: Evaluación Económica
65
Capital Fijo Costo
Directo
Equipos de Procesos $ 1,350
Instalación de los Equipos* $ 1,666
Instrumentación y Control** $ 900
Total CFD $ 3,916
Indirecto
Ingeniería y Supervisión $ 439
Honorarios Contratista $ 8,790
Total CFI $ 9,147
Total Capital Fijo $ 13,603 Contingencias $ 3,919
Inversión Total [US$] $ 16,982
Tabla 5. 8: Costo de distintos segmentos correspondientes al capital fijo
* Incluye personal involucrado
** Incluye instalación eléctrica y cañerías
Los cálculos tienen una base de 16 días en la duración de los trabajos de instalación.
Esta inversión tiene un valor bastante bajo, en comparación a la que actualmente se debe
realizar en la planta de flotación colectiva para este aumento en la recuperación. Una
estimación preliminar de una de las empresas contratistas de DAND establece que para un
aumento de 20 [ton] diarias (200% extra de la capacidad nominal de la actual planta), se
requiere una inversión cercana a los 400 [MUS$], por lo que se estima que para un aumento
de 0.75 [ton] diarias el valor requerido bordeará los 20 [MUS$].
Capítulo 5: Evaluación Económica
66
5.5 Parámetros de Evaluación del Proyecto
Utilizando los valores mostrados en la Tabla 5. 8 y considerando una utilidad anual de
US$ 4,706,158 (obtenida de las utilidades brutas menos el costo del capital de trabajo), que
los gastos operacionales equivalen al capital de trabajo, es decir, no se requiere contratar
nueva mano de obra y que la inversión requerida es la mostrada en la Tabla 5. 2 para una
tasa de interés de un 8%, se consiguen los siguientes índices de evaluación:
Inversión (US$) VAN (US$) TIR (%)
(-)20,016,982 10,705,295 19.58
Tabla 5. 9: Valores de VAN y TIR para la inversión estimada
Para el cálculo de estos índices, se ha utilizado un horizonte de 10 años, con una
utilidad anual constante dado que los parámetros de evaluación han sido los valores de largo
plazo de las Orientaciones Comerciales 2012 de CODELCO.
Capítulo 6: Resultados y Discusiones
67
6 Resultados y Discusiones
6.1 Molibdeno en los finos
Si bien existe un alto porcentaje de finos en la alimentación a los bancos Ro (40%
bajo 45 [μm]), el molibdeno presente en las colas se encuentra distribuido de forma pareja,
por lo que la pérdida debe estar asociada a otro factor. Distinto es el caso del banco Scv,
donde sobre un 80% del molibdeno (y un 73% del Cu) presente en esa corriente está bajo
los 40 [μm].
6.2 Tendencia al fracturamiento
En las pruebas cinéticas realizadas se observa que los perfiles granulométricos
obtenidos de la molienda de los minerales con los que cuenta DAND, se deben
exclusivamente a la línea de molienda obtenida, no al lugar de donde provienen. Sin
embargo, no es posible establecer con los mallajes realizados comúnmente en planta si bajo
los 45 [μm] alguna de las dos líneas de molienda produce material más fino que otra.
6.3 Ganga asociada al mineral
Respaldado por la teoría, se ha analizado la presencia de minerales de calcio y
magnesio presente en las minas MS y MRA.
Por otra parte, a pesar de conocerse el efecto del ión Ca+2 en la depresión del Mo y
su baja solubilidad en la pulpa, la cal utilizada en planta es el modificador de pH de menor
precio, por lo que realizar un cambio de este reactivo por otro modificador de pH que no
contenga iones de calcio o magnesio debe ser evaluado económicamente.
Capítulo 6: Resultados y Discusiones
68
6.4 Pruebas con nuevos reactivos
Existe un reactivo capaz de aumentar la recuperación de molibdeno, pero sigue
siendo mayor la recuperación de este elemento en MS respecto a MRA. Además, este
reactivo presenta una mayor recuperación en peso que el estándar, por lo que el balance de
masa realizado (mostrado en el Anexo E: Balance de Masa a Planta concentradora)
puede que tenga un ajuste menor, dado a los Split Factors considerados en su desarrollo, los
cuales fueron los mismos obtenidos en planta para el estándar.
6.5 Falta de capacidad Scavenger
A pesar de sólo tener las curvas cinéticas de cobre, se estima que el molibdeno
puede tener un comportamiento de recuperación semejante al del cobre, es decir, aún se
pueden lograr mayores recuperaciones de molibdeno, ya sea disminuyendo el flujo de
alimentación (lo que significaría pérdidas monetarias mayores a obtener un par de puntos
porcentuales más de recuperación debido el menor tonelaje procesado), o aumentando la
capacidad scavenger, lo que si bien requiere de una inversión, los resultados a largo plazo
debiesen compensarlo.
Capítulo 7: Conclusiones y Recomendaciones
69
7 Conclusiones y Recomendaciones
1. Se ha observado una pérdida de molibdeno en los finos de la etapa Scv. Esto es
atribuido al bajo tiempo de residencia (debido al aumento de la capacidad Rougher), por lo
que se recomienda realizar cinéticas de flotaciones Scv para el Mo, con el fin de ver si un
aumento de esta variable aumenta la recuperación.
2. Los perfiles granulométricos que se realizan en planta sólo llegan hasta malla 325
(45 [μm]), por lo que se recomienda realizar perfiles que incluyan mallas más finas, con el fin
de determinar si existe una divergencia bajo que permita explicar la pérdida de molibdeno en
uno de los minerales.
3. Se recomienda realizar un estudio más profundo para esclarecer al efecto del los
iones calcio y magnesio, debido a la posibilidad de que estén influyendo en el valor de
potencial zeta, el consumo de cal, el favorecimiento de la flotación de otras especies,
modificación de los ángulos de contacto molibdenita-aire, etc. Este estudio debe realizarse
mezclando el mineral de cada una de las minas (por separado) con minerales de calcio y
magnesio en distintas cantidades.
4. Existe una mezcla de reactivos (CY -01-42 y CY-01-210 en una proporción 3:1 en
peso) que aumenta la recuperación de molibdeno, manteniendo las de cobre, pero debe
realizarse un estudio sobre su efecto aguas abajo, tanto en las etapas cleaner y Scv como
en la etapa de flotación selectiva. En ésta última se debe evaluar el comportamiento con
NaHS (reactivo usado en la PPC) emulando el proceso en esa planta.
Capítulo 7: Conclusiones y Recomendaciones
70
5. Para evaluar el comportamiento del colector en planta se debe analizar si la
alimentación de este reactivo se realizará a un banco en particular o a la totalidad existente.
En el primer caso, se requerirá de la instalación de un sistema de alimentación, lo que
incluiría una bomba peristáltica para el traslado del líquido. Además se debe tomar en cuenta
que para obtener resultados que sean cuantificables, el tiempo recomendado por las
empresas proveedoras son de mínimo dos meses, con un sistema en el cual el ciclo consta
de 2 semanas de prueba del colector en el banco y luego el estándar por el mismo tiempo,
con una repetición del ciclo.
6. Debido a la existencia de un colector (C7732) que disminuye notoriamente la
recuperación de hierro, existe la posibilidad que al mezclarlo con el colector con mayores
recuperaciones de molibdeno, tengan un efecto sinérgico en el que se presenten ambas
ventajas, por lo que se recomienda que se hagan pruebas de flotación con mezclas en
distintas proporciones en peso de estos.
BIBLIOGRAFÍA
71
BIBLIOGRAFÍA 1. http://www.exploradores.org.pe/flash/el_molibdeno.html. Visitada por última vez el 10
de Septiembre del 2012.
2. Bañados, Angélica. Molibdeno, la vedette del sector. s.l. : La Tercera, 30 de Mayo
2007. pág. 1.
3. Banco Central. Indicadores de Comercio Exterior, Tercer Trimestre 2011.
4. http://www.mch.cl/noticias/index_neo.php?id=35508. Visitada por última vez el 16 de
Julio de 2012.
5. http://www.es-
comunicadodeprensa.net/jj/2011+Tendencias+del+Mercado+de+molibdeno+y+sus+Persp
ectivas+de+mercado+en_ceifdj.htm . Visitada por última vez el 27 de abril 2012.
6. Anónimo. Documento sin archivo.
7. Baros Mansilla, María Celia. Río Blanco y Andina, visión de chilenos. pág. 13.
8. —. Rio Blanco y Andina, visión de chilenos. págs. 124-125.
9. http://www.codelco.cl/nosotros/prontus_codelco/2011-08-02/195131.html. Visitada por
última vez el 27 de abril 2012.
10. ANDINA, CODELCO. Plan Exploratorio 2012. pág. 185.
11. —. Plan Exploratorio 2012. págs. 191, 214.
12. Álvarez Sánchez, Lorena. Introducción a la Conminución de Minerales. [ed.]
Pontificia Universidad Católica de Valparaíso Escuela de Ingeniería Química. s.l. : Escuela
de Ingeniería Química, Pontificia Universidad Católica de Valparaíso. pág. 3.
13. —. Introducción a la Conminución de Minerales. s.l. : Escuela de Ingeniería Química,
Pontificia Universidad Católica de Valparaíso. pág. 6.
14. —. Apuntes de Flotación: Colectores. s.l. : Escuela de Ingeniería Química, Pontificia
Universidad Católica de Valparaíso. pág. 1.
15. —. Apuntes de Flotación: Espumantes. s.l. : Escuela de Ingeniería Química, Pontificia
Universidad Católica de Valparaíso. pág. 1.
16. Yianatos B., Juan. Flotación de minerales. pág. 57.
17. Álvarez Sánchez, Lorena. Apuntes de Flotación: Equipos de Flotación. s.l. : Escuela
de Ingeniería Química, Pontificia Universidad Católica de Valparaíso. pág. 4.
18. M. Zanin, I. Ametov, S. Grano, L. Zhou, W. Skinner. A study of mechanisms
affecting molybdenite recovery in a bulk copper/molybdenum flotation circuit. s.l. :
International Journal of Mineral Processing. págs. 2-3.
19. http://www.lenntech.es/potential-zeta.htm. Visitada por última vez el 10 de mayo 2012.
[Escribir texto]
72
20. J.D. Pease, D.C. Curry, M.F. Young. Designing flotation circuits for high fines
recovery. Disponible en línea desde el 15 de noviembre 2005 en www.sciencedirect.com.
21. Tapia Bacovich, Fernando. Flotación, Fundamento y Aplicaciones. pág. 84.
22. Sarquís, Pedro E., Moyano, Adriana y González, Mercedes. Organic depressant
reagents effect on pyrite in copper minerals flotation. págs. 1-8.
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-0
ANEXO A Resumen Mineral Procesado
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-1
A.1 Tonelaje procesado
Descripción Unidad Enero Febrero Marzo Abril
Tratamiento Pre Chancado TMH 594,459 377,906 483,198 533,266
Planta Convencional TMH 969,608 688,971 908,744 831,021
Molino Unitario Antiguo TMH 177,586 160,317 183,915 174,881
TRATAMIENTO CONV. Y MU1 TMH 1,147,194 849,288 1,092,659 1,005,902
Tratamiento Molino Unitario Nuevo TMH 592,300 408,280 547,090 503,940
Tratamiento Molino SAG TMH 1,097,680 907,440 1,049,200 1,007,510
TRATAMIENTO SAG Y MU2 TMH 1,689,980 1,315,720 1,596,290 1,511,450
TOTAL TRATADO TMH 2,837,174 2,165,008 2,688,949 2,517,352
Humedad Mineral % 2.38 2.38 2.42 2.34 Tabla A. 1: Tonelaje procesado en el primer cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-2
Descripción Unidad Mayo Junio Julio Agosto
Tratamiento Pre Chancado TMH 679,417 652,471 478,542 386,153
Planta Convencional TMH 915,348 883,640 902,836 920,444
Molino Unitario Antiguo TMH 191,535 202,088 189,062 176,978
TRATAMIENTO CONV. Y MU1 TMH 1,106,883 1,085,728 1,091,898 1,097,422
Tratamiento Molino Unitario Nuevo TMH 604,159 514,620 562,320 632,470
Tratamiento Molino SAG TMH 1,108,273 1,013,940 949,580 911,460
TRATAMIENTO SAG Y MU2 TMH 1,712,432 1,528,560 1,511,900 1,543,930
TOTAL TRATADO TMH 2,819,315 2,614,288 2,603,798 2,641,352
Humedad Mineral % 2.27 2.42 2.60 2.57 Tabla A. 2: Tonelaje procesado en el segundo cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-3
Descripción Unidad Septiembre Octubre Noviembre Diciembre
Tratamiento Pre Chancado TMH 651,967 712,072 621,863 489,175
Planta Convencional TMH 870,335 909,917 802,644 800,454
Molino Unitario Antiguo TMH 183,119 192,136 149,951 166,538
TRATAMIENTO CONV. Y MU1 TMH 1,053,454 1,102,053 952,595 966,992
Tratamiento Molino Unitario Nuevo TMH 575,140 567,490 598,840 623,650
Tratamiento Molino SAG TMH 1,021,120 1,022,500 1,004,010 938,660
TRATAMIENTO SAG Y MU2 TMH 1,596,260 1,589,990 1,602,850 1,562,310
TOTAL TRATADO TMH 2,649,714 2,692,043 2,555,445 2,529,302
Humedad Mineral % 2.52 2.51 2.49 2.48 Tabla A. 3: Tonelaje procesado en el tercer cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-4
A.2 Leyes de alimentación
A.2.1 Leyes y Recuperación de Cobre
Descripción Unidad Enero Febrero Marzo Abril
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher B y E % 0.978 0.974 0.949 0.984
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher A % 0.772 0.833 0.796 0.835
Ley de Cabeza Ponderada (Global) % 0.854 0.887 0.857 0.894
Ley de Concentrado % 28.10 28.92 28.18 26.98
Ley de Colas % 0.081 0.124 0.116 0.120
Recuperación Industrial % 86.15 80.03 91.53 85.62 Tabla A. 4: Leyes y recuperaciones globales de Cobre para el primer cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-5
Descripción Unidad Mayo Junio Julio Agosto
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher B y E % 0.981 0.989 0.974 0.954
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher A % 0.823 0.803 0.749 0.796
Ley de Cabeza Ponderada (Global) % 0.884 0.879 0.842 0.861
Ley de Concentrado % 27.44 28.36 27.26 27.53
Ley de Colas % 0.129 0.126 0.116 0.118
Recuperación Química % 85.78 86.10 86.59 86.67
Recuperación Industrial % 81.33 82.75 85.35 83.25 Tabla A. 5: Leyes y recuperaciones globales de Cobre para el segundo cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-6
Descripción Unidad Septiembre Octubre Noviembre Diciembre
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher B y E % 0.981 1.029 0.982 0.992
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher A % 0.856 0.832 0.880 0.899
Ley de Cabeza Ponderada (Global) % 0.905 0.911 0.918 0.934
Ley de Concentrado % 29.35 29.30 29.36 30.11
Ley de Colas % 0.108 0.106 0.107 0.120
Recuperación Química % 88.32 88.68 88.69 87.47
Recuperación Industrial % 87.85 88.41 90.53 96.15 Tabla A. 6: Leyes y recuperaciones globales de Cobre para el tercer cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-7
A.2.2 Leyes y Recuperaciones de Molibdeno
Descripción Unidad Enero Febrero Marzo Abril
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher B y E [ppm] 317.49 312.04 279.33 331.32
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher A [ppm] 94.53 105.75 123.81 148.70
Ley de Cabeza Ponderada (Global) [ppm] 183.39 185.49 186.09 220.64
Ley de Moly Despachada % 0.402 0.251 0.377 0.478
Ley de Moly en la Cola [ppm] 84.07 108.67 92.12 85.11
Recuperación de Mo Colectiva % 60.57 43.13 56.41 63.70
Recuperación de Mo Selectiva % 82.62 70.93 76.49 83.09
Recuperación de Mo Global % 50.04 30.59 43.15 52.93 Tabla A. 7: Leyes y recuperaciones globales de Molibdeno para el primer cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-8
Descripción Unidad Mayo Junio Julio Agosto
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher B y E [ppm] 358.48 350.95 330.38 333.80
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher A [ppm] 120.90 106.24 121.54 160.30
Ley de Cabeza Ponderada (Global) [ppm] 212.88 206.41 209.11 232.55
Ley de Moly Despachada % 0.431 0.478 0.494 0.508
Ley de Moly en la Cola [ppm] 91.36 82.28 81.21 92.87
Recuperación de Mo Colectiva % 61.73 64.47 63.76 64.19
Recuperación de Mo Selectiva % 82.37 78.69 87.43 81.67
Recuperación de Mo Global % 50.84 50.73 55.74 52.42 Tabla A. 8: Leyes y recuperaciones globales de Molibdeno para el segundo cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-9
Descripción Unidad Septiembre Octubre Noviembre Diciembre
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher B y E [ppm] 350.55 350.91 362.13 343.17
Ley de Cabeza Alim Banco Rougher A [ppm] 158.26 166.81 197.16 189.38
Ley de Cabeza Ponderada (Global) [ppm] 234.86 242.25 259.08 248.23
Ley de Moly Despachada % 0.589 0.584 0.602 0.459
Ley de Moly en la Cola [ppm] 78.47 87.85 94.99 128.40
Recuperación de Mo Colectiva % 66.76 68.66 62.72 52.39
Recuperación de Mo Selectiva % 79.92 68.80 79.57 68.80
Recuperación de Mo Global % 53.35 47.23 49.91 36.04 Tabla A. 9: Leyes y recuperaciones globales de Molibdeno para el tercer cuatrimestre del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-10
A.3 Mineralogía
En las siguientes tablas, se muestran las características minerales de las minas pertenecientes a DAND, para el mineral
alimentado a las líneas de molienda con las que cuenta. El término “% BS” representa el porcentaje del súlfuro realizando el balance
sólo a los súlfuros, mientras que “% BO” representa el porcentaje del óxido realizando el balance sólo a los óxidos. “% BM”
corresponde al porcentaje que representa el mineral tomando en cuenta todos los minerales presentes:
Súlfuros Conv A + MU1 SAG + MU2 Conv B y C
% BS % BM Tamaño (μm) % BS % BM Tamaño
(μm) % BS % BM Tamaño (μm)
Calcopirita 49.15 2.67 23 39.07 2.26 22 52.25 2.73 18 Bornita 0.22 0.01 10 0.59 0.03 11 0.30 0.02 12 Covelina 0.06 0.00 7 0.05 0.00 7 0.05 0.00 7 Calcosina 0.04 0.00 5 0.12 0.01 8 0.06 0.00 7 Enargita/Tenantita 1.14 0.06 13 0.18 0.01 11 0.72 0.04 11 Pirita 46.43 2.30 27 58.88 3.46 31 43.46 2.28 22 Esfalerita 0.62 0.03 14 0.16 0.01 14 0.81 0.04 11 Arsenopirita 0.00 0.00 0 0.00 0.00 2 0.00 0.00 2 Molibdenita 1.61 0.08 11 0.72 0.04 11 1.82 0.10 10 Otros Sulfuros 0.73 0.04 8 0.23 0.01 9 0.53 0.03 7
Tabla A. 10: Balance a los minerales sulfurados y porcentaje total presente de ellos en la alimentación del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-11
Óxidos Conv A + MU1 SAG + MU2 Conv B y C
% BO % BM Tamaño (μm) % BO % BM Tamaño
(μm) % BO % BM Tamaño (μm)
Magnetita-Hematita-Goethita 49.81 1.04 19 50.06 0.94 24 49.46 1.14 15
Goethita(Al)-Harrisonita 2.96 0.06 8 1.16 0.02 8 3.02 0.07 7 Rutilo 42.95 0.86 14 45.98 0.81 17 43.84 0.96 12 Ilmenita 4.28 0.09 13 2.81 0.06 12 3.68 0.07 10 Total Oxidos de Fe y Ti 1.95 1.41 1.70
Tabla A. 11: Balance a los minerales oxidados y porcentaje total presente de ellos en la alimentación del año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-12
Ganga Conv A + MU1 SAG + MU2 Conv B y C
% BM Tamaño (μm) % BM Tamaño (μm) % BM Tamaño (μm) Cuarzo 40.48 36 35.30 39 37.45 30 Feldespato Potásico 11.36 16 19.32 21 10.50 14 Plagioclasa-Albita 6.11 25 12.96 26 5.45 21 Epidota-Zoisita 0.02 10 0.02 13 0.03 10 Turmalina 1.35 19 2.48 21 1.20 15 Anfíbola 0.16 9 0.09 10 0.20 8 Sericita-Moscovita 25.29 20 16.78 17 27.72 16 Biotita 2.74 14 1.60 15 3.54 12 Kaolinita 1.35 8 1.58 8 1.31 7 Montmorillonita 0.19 8 0.18 8 0.21 7 Otras Arcillas 0.04 8 0.06 8 0.04 7 Cloritas 0.94 12 0.98 13 1.47 10 Circón 0.07 10 0.09 12 0.16 13 Titanita/Esfeno 0.01 10 0.01 11 0.00 7 Calcita 0.16 11 0.12 11 0.22 8 Dolomita 0.21 15 0.05 13 0.26 12 Siderita (Mn) 1.53 17 0.37 15 1.80 14 Yeso-Anhidrita 0.37 24 0.12 15 0.67 16 Jarosita 0.00 9 0.00 8 0.00 7 Otros Sulfatos 0.01 10 0.00 8 0.01 10 Apatita 0.27 25 0.19 20 0.26 19 Otros Fosfatos 0.005 8 0.02 10 0.01 10 Otros 0.01 8 0.01 10 0.01 8 Total Ganga 92.75 92.34 92.52
Tabla A. 12: Porcentajes de ganga promedio presente en el mineral alimentado el año 2011
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-13
A.4 Análisis Granulométrico y Porcentajes de Cu y Mo
Para comenzar, se muestra la equivalencia entre malla y micrones, para claridad del
lector. La denominación de malla que se ocupa en DAND es Tyler, sin embargo también
se entrega la equivalencia al sistema ASTM (American Society for Testing and Materials) el cual también es utilizado de forma regular:
Tyler micrones ASTM 35 425 40 48 300 50 65 212 70
100 150 100 150 106 140 200 75 200 270 53 270 325 45 325 -325 <45 325
Tabla A. 13: Equivalencia entre malla Tyler, ASTM y micrones
Se entrega el análisis por líneas de alimentación a los 3 bancos Rougher.
Producto Molienda ConvA + MU1
MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc. Cu Mo [ppm] %Parc Mo
35 23.39 4.33 0.48 2.12 194 2.44
48 55.98 10.33 0.45 4.68 192 5.78
65 47.84 8.82 0.48 4.22 208 5.40
100 53.93 9.93 0.59 5.88 226 6.54
150 47.46 8.75 0.81 7.07 265 6.75
200 42.33 7.81 1.17 9.14 344 7.76
270 31.74 5.86 1.51 8.82 396 6.74
325 11.29 2.08 1.65 3.42 417 2.52
-325 228.14 42.09 1.30 54.65 457 56.05
Total 542.11 -- 1.00 100.00 343 100.00
Tabla A. 14: Alimentación promedio banco Rougher B
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-14
Producto Molienda SAG + MU2 MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo
35 7.91 1.36 0.34 0.56 75.6 0.81
48 41.53 7.14 0.28 2.50 64.4 3.59
65 54.77 9.41 0.29 3.36 67.8 4.93
100 66.27 11.39 0.35 4.95 73.3 6.43
150 61.41 10.55 0.51 6.60 81.1 6.53
200 55.59 9.55 0.79 9.29 95.6 6.98
270 36.74 6.32 1.09 8.44 102.2 5.18
325 19.63 3.37 1.19 4.95 116.7 2.80
-325 238.07 40.91 1.18 59.34 201.1 62.74
Total 581.92 -- 0.81 100.00 130.7 100.00 Tabla A. 15: Alimentación promedio Banco rougher A
Producto Molienda ConvB y ConvC MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo
35 32.81 6.23 0.51 3.38 200.0 3.72
48 59.18 11.25 0.46 5.51 190.0 6.34
65 48.84 9.28 0.50 4.86 208.9 5.74
100 50.93 9.67 0.61 6.20 220.0 6.30
150 44.32 8.41 0.80 7.04 255.6 6.37
200 39.12 7.42 1.23 9.55 333.3 7.31
270 27.16 5.09 1.41 7.49 380.0 5.66
325 11.84 2.3 1.60 3.83 400.0 2.79
-325 212.49 40.35 1.23 52.14 467.8 55.78
Total 526.70 -- 0.95 100.00 338.0 100.00 Tabla A. 16: Alimentación promedio Banco Rougher E
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-15
Gráfico A. 1: Productos de la molienda y sus respectivos P80
El concentrado obtenido para ser enviado a la Planta de Flotación Selectiva
presenta las siguientes características:
CONCENTRADO DESPACHO MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo
100 0.00 0.00 0.00 0.00 000.0 0.00
150 8.01 1.39 17.87 0.92 271.1 0.08
200 29.86 5.17 22.74 4.19 748.9 0.79
270 54.96 9.51 25.40 8.89 1558.9 3.11
325 33.12 5.73 26.60 5.62 2401.1 2.94
400 33.28 5.76 27.29 5.79 3162.2 3.88
-400 418.40 72.43 28.82 74.59 5922.2 89.19
Total 577.62 100.00 27.81 100.00 4785.4 100.00 Tabla A. 17: Alimentación promedio molino de barras B y C
175,27
142,84 195,87
30
40
50
60
70
80
90
100
20 200
% P
asan
te
Apertura [μm]
Producto molinos 2011
Conv A + MU1
SAG + MU2
Conv B y C
P80 Conv A + MU1
p80 SAG + MU2
P80 Conv B y C
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-16
Finalmente, las colas están determinadas según:
COLA GENERAL MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo
35 11.70 2.02 0.42 7.29 134.4 3.08
48 45.16 7.78 0.30 20.13 110.0 9.84
65 53.36 9.18 0.21 16.14 102.2 10.76
100 62.41 10.69 0.11 9.93 93.3 11.43
150 57.21 9.81 0.08 7.09 84.4 9.45
200 52.22 8.96 0.06 4.21 70.0 7.12
270 39.69 6.82 0.06 3.21 67.8 5.13
325 14.48 2.51 0.07 1.52 75.6 2.12
-325 245.81 42.23 0.09 30.47 88.9 41.08
Total 582.03 -- 0.12 100.00 89.2 100.00 Tabla A. 18: Cola general promedio, equivalente a la suma de las colas Rougher y Scavenger
Gráfico A. 2: Gráfico de los productos de la molienda y sus respectivos P80
146,05 174,88 41,43
30
40
50
60
70
80
90
100
20 200
% P
asan
te
Apertura [μm]
Colas de flotación 2011
COLA GENERAL
COLA ROUGHERE
COLASCAVENGER
p80 ColaGeneral
p80 Rougher E
p80 ColaScavenger
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-17
COLA SCAVENGER MALLA MASA [gr] %Parc Ret. % Cu %Parc Cu Mo [ppm] %Parc Mo
65 0.00 0.00 0.00 0.00 00.0 0.00
100 1.36 0.25 0.04 0.18 33.3 0.05
150 25.26 4.37 0.77 7.53 441.1 2.53
200 32.90 5.64 0.60 7.59 463.3 3.49
270 42.57 7.54 0.47 7.92 538.9 5.24
325 23.98 4.26 0.39 3.69 553.3 3.00
-325 449.38 77.94 0.42 73.09 915.6 85.69
Total 575.43 -- 0.44 100.00 823.8 100.00 Gráfico A. 3: Cola de Flotación Scavenger
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-18
A.5 Grado de Liberación y Asociaciones
A continuación, se detalla el grado de liberación y las asociaciones de la Calcopirita (Cpy), Molibdenita (Mo) y Pirita (Py)
CALCOPIRITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C
Grado de Liberación Cpy % BM %BCpy % BM %BCpy % BM %BCpy Calcopirita Libre 1.59 53.92 1.43 63.49 1.86 68.30 Calcopirita Liberada > 80% 0.48 16.16 0.28 12.19 0.27 10.07 Calcopirita Medianamente Liberada > 50% 0.23 7.70 0.11 4.88 0.17 6.38 Calcopirita con Baja Liberación > 20% 0.30 10.17 0.20 8.88 0.16 5.83 Calcopirita Ocluida 0.35 12.04 0.23 10.55 0.25 9.42 Total 2.94 100.00 2.25 100.00 2.71 100.00
Tabla A. 19: Grado de liberación de la calcopirita
CALCOPIRITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Asociación de Cpy % BM %BCpy % BM %BCpy % BM %BCpy
Calcopirita Libre 1.59 53.92 1.43 63.49 1.86 68.30 Mezcla Binaria Calcopirita-Calcopirita 0.15 5.05 0.11 5.04 0.11 3.84 Mezcla Binaria con otros sulfuros de Cobre 0.03 0.96 0.02 0.96 0.02 0.81 Mezcla Binaria Calcopirita-Molibdenita 0.03 0.96 0.01 0.53 0.03 1.02 Mezcla Binaria Calcopirita-Silicatos Duros 0.14 4.88 0.12 5.55 0.06 1.99 Mezcla Binaria Calcopirita-Filosilicatos 0.23 7.78 0.09 3.96 0.19 6.97 Mezcla Binaria Cpy-Óxidos de Ti e hidróxidos 0.02 0.83 0.03 1.35 0.03 1.01
Tabla A. 20: Asociaciones de la calcopirita
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-19
MOLIBDENITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Grado de Liberación Mo % BM %BMo % BM %BMo % BM %BMo
Molibdenita Libre 0.04 38.94 0.01 30.11 0.06 56.28 Molibdenita Liberada > 80% 0.00 3.68 0.00 1.66 0.01 11.34 Molibdenita Medianamente Liberada > 50% 0.00 2.59 0.00 2.75 0.01 5.96 Molibdenita con Baja Liberación > 20% 0.00 4.10 0.01 11.86 0.01 4.09 Molibdenita Ocluida 0.05 50.69 0.02 53.61 0.02 22.32 Total 0.09 100.00 0.04 100.00 0.10 100.00
Tabla A. 21: Grado de liberación de la molibdenita
MOLIBDENITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Asociación de Mo % BM %BMo % BM %BMo % BM %BMo
Molibdenita Libre 0.04 38.94 0.01 30.11 0.06 56.28 Mezcla Binaria Molibdenita-Pirita 0.00 3.53 0.00 12.84 0.00 2.82 Mezcla Binaria Molibdenita-Silicatos Duros 0.01 9.60 0.00 9.29 0.01 7.83 Mezcla Binaria Molibdenita-Filosilicatos 0.01 8.06 0.00 6.28 0.01 11.65 Mezcla Binaria Molibdenita-Molibdenita 0.00 1.76 0.00 1.82 0.00 5.13
Tabla A. 22: Asociaciones de la molibdenita
Anexo A: Resumen Mineral Procesado
A-20
PIRITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Grado de Liberación Py % BM %BPy % BM %BPy % BM %BPy
Pirita Libre 1.80 78.01 2.63 76.71 1.83 81.14 Pirita Liberada > 80% 0.21 9.80 0.50 13.91 0.19 8.03 Pirita Medianamente Liberada > 50% 0.15 5.88 0.14 4.17 0.08 3.40 Pirita con Baja Liberación > 20% 0.07 3.05 0.08 2.34 0.13 5.10 Pirita Ocluida 0.08 3.27 0.10 2.88 0.05 2.32 Total 2.30 100.00 3.46 100.00 2.28 100.00
Tabla A. 23: Grado de liberación de la pirita
PIRITA Conv A y MU1 SAG y MU2 Conv B y Conv C Asociación de Py % BM %BPy % BM %BPy % BM %BPy
Pirita Libre 1.80 78.01 2.63 76.71 1.83 81.14 Mezcla Binaria Pirita-Calcopirita 0.01 0.70 0.04 1.00 0.00 0.14 Mezcla Binaria con otros sulfuros de Cobre 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.10 Mezcla Binaria Pirita-Molibdenita 0.08 3.45 0.14 3.65 0.10 4.46 Mezcla Binaria Pirita-Silicatos Duros 0.08 3.29 0.24 6.62 0.03 1.42 Mezcla Binaria Pirita-Filosilicatos 0.05 2.29 0.10 3.02 0.09 3.79 Mezcla Binaria Prita-Óxidos de Ti e hidróxidos 0.03 1.67 0.02 0.70 0.01 0.41
Tabla A. 24: Asociaciones de la pirita
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-0
ANEXO B Descripción Circuito de Molienda de Codelco Andina
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-1
B.1 Línea de Correa N°5: Esta correa corresponde a la alimentación a los chancadores que luego
alimentarán a la molienda convencional y al molino unitaria 1, los cuales se describen en
el trascurso del capítulo
B.1.1 Circuito de Chancado
La etapa de chancado primario/secundario está compuesta por dos (2) plantas:
Sur y Nueva, que tratan mineral proveniente de la mina subterránea. El mineral run off
mine – ROM – alimenta los harneros primarios, el sobre tamaño de los harneros
alimentan los chancadores primarios, mientras que el bajo tamaño se junta con la
descarga de los chancadores 1° y se envía a la etapa de chancado secundario. La etapa
de chancado secundario de ambas plantas, está compuesta por un harnero secundario
que es alimentado por el producto de la etapa primaria, cuyo sobre tamaño alimenta al
chancador secundario, mientras que el bajo tamaño junto con la descarga del chancador
secundario forma la otra parte del producto final de la etapa de chancado secundario.
El producto de chancado secundario se transporta mediante la correa N°5 a la
etapa de chancado 3°/4°.
La etapa de chancado terciario consta de cuatro (4) secciones denominadas A, B,
C, D; compuesta cada una por un harnero y un chancador terciario, y un harnero terciario-
cuaternario. Las secciones A y D operan sólo en circuito abierto, mientras que las
secciones B y C pueden operar en circuito abierto o cerrado, dependiendo de dónde se
envía el sobre tamaño de los harneros terciarios-cuaternarios. La etapa cuaternaria
consta de tres secciones, compuesta cada una por un chancador y un harnero, operando
en circuito cerrado. La Figura B. 1 muestra el circuito de chancado completo
perteneciente a esta línea.
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-2
Figura B. 1: Circuito de chancado correa n° 5
B.1.2 Circuito de Molienda
Molienda Convencional
El material alimentado a la Molienda convencional, es proveniente del chancado
3º/4º, asegurando cierta granulometría que es alimentada a los molinos barras, los cuales
operan en circuito abierto, cuya descarga alimenta a los molinos de bolas que operan en
circuito cerrado inverso.
Las secciones A, B y C operan con un molino de barras cada una. El producto de
cada uno de éstos pasa a 3 molinos de bolas, contabilizando un total de nueve molinos de
secundarios en este proceso.
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-3
Molienda Unitaria 1
El material proveniente del chancado 3º/4º descrita en el punto 1.1-“Circuito de Chancado”, utiliza un molino denominado “unitario” debido a que no se requiere una
molienda posterior para poder procesar el mineral, a diferencia del molino de barras. Una
fotografía del MU1 se muestra en la Figura B. 2:
Figura B. 2: Molino unitario 1 planta concentradora DAND
Las especificaciones de este equipo y los demás pertenecientes a la línea que
continúan a la correa 5 se encuentran en la Tabla B. 1.
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-4
Equipo Tipo Modelo/Dimensiones Cantidad Potencia Chancado Primario (1°) Planta Nueva/Sur
Harnero 1° Alimentador Grizzly 6’ x 20’ 1 -- Tolva Reguladora -- 3000 [ton] 1 --
Chancado 1° Mandíbula Norbeg C160 1 150 [HP] Harnero 1° Sur Convencional, Bandeja Simple Tyler 6’ x 14’ 1 40 [HP]
Chancado 1° Sur Mandíbula Allis.Chalmers 48” x 60” 1 200 [HP] Tolva Intermedia -- 150 [ton] 1 --
Chancado Secundario (2°) Planta Nueva/Sur Tolva Reguladora -- 3000 [ton] 1 --
Tolva Intermedia Norte -- 500 [ton] 1 -- Harnero 2° Convencional, Bandeja Simple 8’ x 16’ 1 --
Chancado 2° Cono estándar Simons 7’ 1 300 HP Harnero 2° Convencional, Doble Bandeja 8’ x 20’ 1 --
Chancado 2° Cono cabeza corta HP 800 1 800 HP Chancado Terciario (3°) y Cuaternario (4°)
Harnero 3° Sección A-B-C-D Convencional, Bandeja Simple Chancado 3° Sección A-B Cono cabeza corta Chancado 3° Sección B-D Cono cabeza corta Norberg HZ 8’ x 16’
Harnero 3°/4° Sección A-C-D Convencional, Bandeja Simple Harnero 3°/4° Sección B Banana, Bandeja Simple
Chancado 4° Cono cabeza corta Harnero 4° Convencional, Bandeja Simple
Molienda Convencional + Molino Unitario 1 Tolva producto chancado 3°/4° -- 5000 [ton] c/u 3 --
Molino 1° Sección A-B-C Barra 11.5’ x 16’ 3 1000 [HP] c/u Molino 2° Sección A-B-C Bolas 12.5’ x 16’ 9 1750 [HP] c/u
Molino Unitario Bolas 16’ x 24.5’ 1 3800 [HP] c/u Batería Hidrociclones 6 Hidrociclones, D 400 [mm] -- 9 -- Batería Hidrociclones 10 Hidrociclones D 380 B.P. -- 1 --
Tabla B. 1: Equipos de la etapa de chancado y Molienda Convencional + Unitaria 1 de DAND
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-5
Si bien la clasificación realizada corresponde al tipo de equipo utilizado, también
se puede generar una clasificación dependiente del circuito Rougher al que alimenta, la
que se muestra a continuación en la Figura B. 3:
Figura B. 3: Clasificación de circuitos de molienda según Banco Rougher al que alimentan
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-6
B.2 Descripción Línea Correa N°7
Esta correa corresponde a la alimentación al chancado que luego alimentará a las
moliendas SAG + Molienda Unitaria 2.
B.2.1 Circuito de Chancado
La planta de chancado 1° Don Luis se alimenta principalmente con mineral
proveniente del rajo. El mineral es alimentado a través de piques, desde los cuales,
mediante alimentadores de placas se alimenta al chancador 1° giratorio. La descarga del
chancador 1° se envía a través del sistema de transporte por correa - Correa N°7 - hasta
un chute que distribuye por una parte, mineral hacia una tolva de distribución, que a su
vez alimenta, las etapas de chancado 2°/3° y prechancado; y por otra parte, mineral
directo al acopio de Molienda SAG.
La etapa de prechancado está compuesta por un harnero doble bandeja, donde el
sobre tamaño de la segunda bandeja alimenta al chancador de cono, mientras que el
sobre tamaño de la primera bandeja y bajo tamaño del harnero se envían al acopio de
Molienda SAG, en conjunto con la descarga del chancador. La planta de chancado 2°/3°
está compuesta por un harnero 2° doble bandeja, donde el sobre tamaño de ambas
bandejas alimenta el chancador de cono, cuya descarga en conjunto con el bajo tamaño
del harnero corresponde a la alimentación fresca a etapa terciaria, compuesta por dos
líneas en paralelo de harnero-chancador, donde el sobre tamaño de ambas bandejas
alimenta el chancador de cono, cuya descarga retorna a la etapa terciaria, mientras el
bajo tamaño de los harneros corresponde al producto final de chancado o alimentación a
la Molienda unitaria 2.
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-7
La Figura B. 4, muestra el circuito de chancado 1°, mientras que la Figura B. 5
muestra el chancado 2° y 3°
Figura B. 4: Circuito de chancado 1°
Figura B. 5: Circuito de chancado 2°-3°
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-8
B.2.2 Circuito de Molienda
Molienda SAG
La planta de Molienda SAG se alimenta con un mineral producto de chancado 1°
y/o producto de una etapa de prechancado (mostrada en la Figura B. 4), lo que permite
regular y controlar parcialmente la granulometría de alimentación al molino SAG. El
mineral se alimenta al molino SAG, que opera en circuito SABC-A/B, es decir, el bajo
tamaño del harnero alimenta la Molienda secundaria - compuesta por dos molinos de
bolas – y el sobre tamaño del harnero, retorna chancado a los molinos de bolas y/o al
molino SAG. Los pebbles o guijarros se reducen de tamaño en la etapa de chancado de
pebbles. Lo descrito se muestra en Figura B. 6.
Figura B. 6: Circuito de Molienda SAG
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-9
Molienda Unitaria 2
Este circuito es alimentado con un mineral producto de chancado 2°/3°. Se
alimenta directamente al molino, el que opera en circuito cerrado, es decir, la descarga del
molino alimenta el sistema de clasificación - batería de ciclones – donde el rebose de los
ciclones corresponde al producto a flotación, mientras que la descarga de los ciclones
retorna al molino cerrando el circuito, en conjunto con la alimentación fresca, tal como se
describe en la Figura B. 7:
Figura B. 7: Circuito de Molienda unitaria 2
El listado de los equipos de proceso y sus principales características, para las
operaciones unitarias de chancado y Molienda de la “línea correa N°7”, se presentan en la
Tabla B. 2.
Anexo B: Descripción Circuito de Molienda DAND
B-10
Equipo Tipo Modelo/Dimensiones Cantidad Potencia Chancado Primario Don Luis Tolva de Alimentación -- -- 1 --
Chancado 1| Giratorio -- 1 600 HP c/u Tolva de Descarga -- -- 1 -- Tolva de Traspaso -- -- 1 --
Prechancado Tolva de Traspaso -- -- 1 --
Harnero Banana Doble Bandeja
-- 1 --
Chancado Cono Estándar -- 1 800 HP Molienda SAG
Tolva Mineral -- 300 [ton] 1 -- Molino primario SAG, E.G.L con
parrilla 36’ x 15’ 1 16000 HP
c/u Harnero Bandeja Doble 10’ x 20’ 2 --
Batería Hidrociclones 6 Hidrociclones, DS 26
-- 1 --
Chancador de pebbles Cono cabeza corta Symons 7’ 2 400 HP c/u Molno Secundario Bolas 20’ x 30’ 2 7500 HP c/u
Batería Hidrociclones 10 Hidrociclones, DS 26
-- --
Chancado 2°/3° Tolva de alimentación -- 3600 [ton] 1 --
Harnero 2° Banana Doble Bandeja
12’ x 24’ 1 --
Chancador 2° Cono MP 1000 1 1000 HP c/u Tolva alimentación
Chancador 3° -- 800 [ton] 1 --
Harnero 3° Banana Doble Bandeja
12’ x 24’ 2 --
Chancado 3° Cono MP 1000 2 1000 HP c/u Molienda Unitaria
Tolva Alimentación -- 26000 [ton] 1 -- Molino Unitario Bolas 25’ x 37’ 1 17500 HP
c/u Batería Hidrociclones 13 Hidrociclones, 650
CVX -- 1 --
Tabla B. 2: Equipos de la etapa de chancado y Molienda SAG + Unitaria 2 de DAND
Anexo C: Variables Metalúrgicas que Afectan el Proceso de Flotación
C-0
ANEXO C Variables Metalúrgicas que afectan el proceso de flotación
Anexo C: Variables Metalúrgicas que Afectan el Proceso de Flotación
C-1
C.1 Tamaño de partículas
Para que un mineral pueda ser flotado, primero debe ser liberado, es decir, es necesario
que cada partícula de mineral represente sólo una especie mineralógica, sin estar ocluidas
(cubiertas) por otras especies, de forma que los minerales de interés tenga la posibilidad de
reaccionar con el medio. Además deben tener un tamaño apropiado, para ser transportado
hacia la superficie por la burbuja de gas. Cada mineral tiene un tamaño de partícula máximo en
el cual se puede flotar, que depende de: la naturaleza del mismo, peso específico,
características de la pulpa, etc.
La recuperación de minerales por flotación en celdas mecánicas presenta un máximo
para un rango intermedio de tamaño, típicamente entre 50-100 [m], disminuyendo para tamaños
de partícula finos y más gruesos. En la Figura C. 1 se muestra un ejemplo del efecto del
tamaño de partículas en la recuperación de bancos de flotación rougher, scavenger en limpieza,
y columnas, en la concentradora Andina. Aquí, se aprecia que la recuperación de las columnas
es inferior a la de celdas mecánicas para todo el rango de tamaños, especialmente en
partículas más gruesas.
Figura C. 1: Efecto del tamaño de partícula en la recuperación
Anexo C: Variables Metalúrgicas que Afectan el Proceso de Flotación
C-2
C.2 Densidad de Pulpa
Esta propiedad es importante desde el punto de vita mecánico y químico. Por ejemplo,
para dispersar mecánicamente reactivos poco solubles en agua, es conveniente usar pulpas de
alta densidad. Por otra parte, en una pulpa más densa los reactivos de flotación están más
concentrados y la intensidad de la reacción entre reactivos y minerales es más rápida.
Si la densidad de la pulpa es muy alta, la velocidad de flotación puede bajar
considerablemente, porque la cantidad de aire inyectada a la máquina de flotación puede ser
insuficiente para tratar con una carga mayor de partículas minerales. Además, aumenta la
fricción entre ellas, efecto que ayuda al desprendimiento de éstas desde las burbujas de gas.
C.3 Agua de Proceso
Entre las aguas utilizadas en el proceso de flotación, se distinguen las superficiales (ríos,
riachuelos, arroyos, lagos, aguas nieve), subterráneas y aguas servidas. Particularmente, el
agua subterránea suele llevar una alta cantidad se sales inorgánicas, ya sean sulfatos,
carbonatos o fosfatos de potasio, sodio, calcio y magnesio, entre otros. Si parte del agua
utilizada es proveniente del proceso de flotación, la presencia de iones metálicos será mayor
aún.
C.4 Reactivos Cada mineral es único, por lo que los requerimientos de reactivos deben determinarse
bajo trabajo experimental. En base a lo que se conoce sobre los reactivos en líneas generales,
se pueden seleccionar algunos para pruebas preliminares. Una vez elegido el o los reactivos
debe elegirse el orden de adición, los puntos donde se administrarán y las dosis.
Anexo C: Variables Metalúrgicas que Afectan el Proceso de Flotación
C-3
Los reactivos que suelen ser utilizados en flotación de Cu y Mo tienen como estructura
principal tionocarbamato (o tiocarbamatos), ditiocarbamato (o ditionocarbamatos) y xantato.
Tanto los tionocarbamatos como los ditiocarbamatos son derivados de un carbamato el que, a
su vez, deriva del ácido carbámico. La fórmula química de este último es NH2COOH. Para el
carbamato, los hidrógenos del ácido pueden ser remplazados por cadenas de hidrocarburos
más largos, quedando con una estructura química generalizada tal como la que se muestra en
la Figura C. 2:
Figura C. 2: Estructura química de un carbamato
Con esta estructura base, se pueden obtener tionocarbamatos o ditiocarbamatos por el
remplazo de un oxígeno por un azufre, en el primer caso, y por el reemplazo de los dos
oxígenos por azufre, en el segundo caso. Dado que para el tionocarbamato tiene dos opciones
de reemplazos, diferenciadas por la cantidad de enlaces que tienen con el carbono principal,
cuando reemplaza al oxígeno con el enlace doble, se le conoce como O-tiocarbamato, y cuando
reemplaza al oxígeno con el enlace simple, se le conoce como S-tiocarbamato.
Anexo C: Variables Metalúrgicas que Afectan el Proceso de Flotación
C-4
La estructura química de ambos tipos de tionocarbamatos y la del ditiocarbamato se
muestra a continuación:
Figura C.3: Estructura de ambos tipos de tionocarbamatos y la del ditiocarbamato
Es importante mencionar que los radicales de los colectores, no necesariamente son
iguales, es decir, los “R” mostrados en la figura anterior representan cualquier cadena, donde
uno, dos o las tres pueden o no ser iguales.
C.5 Flujo de aire
El flujo de aire es una de las variables más importantes en el control del proceso de
flotación en columna, por su gran influencia en la recuperación del mineral flotado. Dentro de los
límites de estabilidad de la columna, la recuperación del mineral flotado normalmente aumenta
con el aumento del flujo de aire hasta alcanzar su valor máximo. Este aumento en la
recuperación se debe al aumento del área superficial de las burbujas introducidas en el equipo
de flotación.
Por otra parte, un aumento excesivo del flujo de aire puede perjudicar el proceso de
flotación debido al incremento de la turbulencia, arrastre, y pérdida de la interfase. Para
condiciones típicas de operación de columnas la velocidad superficial varía entre 1 y 3 [cm/s].
Anexo C: Variables Metalúrgicas que Afectan el Proceso de Flotación
C-5
C.6 Burbujas El tamaño medio de las burbujas y su distribución son importantes en la flotación, debido
a su efecto en la eficiencia de la colección y transporte de partículas. El uso de burbujas
pequeñas, permite obtener niveles más elevados de cinética de colección y transporte de
sólidos por volumen de aire. Por otra parte las burbujas de tamaño muy reducido presentan una
velocidad de ascenso baja pudiendo ser inferior a la velocidad de descenso de la pulpa,
acarreando la pérdida de partículas hidrófobas en el flujo de relave. Por lo tanto, existe un
tamaño medio ideal de burbujas en función del tamaño medio de las partículas, que podría ser
ajustado a través de las variables operacionales del sistema de aireación y la adición de
espumantes. El diámetro y la distribución de tamaño de las burbujas depende del tipo de
generador de burbujas, de su operación y mantenimiento, del flujo de aire y de la adición de
reactivo espumante. En columnas de flotación industriales, donde se controla el flujo de aire y
se usan generadores de burbujas independientes del transporte y la dispersión de la pulpa, se
han observado diámetros de burbuja en el rango de 0.5 a 2.0 [mm].
El uso de diámetros de burbuja pequeños favorece la captura y transporte de las
partículas más finas. Sin embargo, existe un límite asociado a la velocidad mínima de ascenso
de la burbuja relativa al movimiento descendente de la pulpa. De esta forma, las burbujas de 0.2
a 0.4 [mm] o más pequeñas no alcanzan a superar la velocidad mínima y son arrastradas a las
colas, debido a la disminución de su velocidad terminal por efecto del enjambre de burbujas y la
carga mineral. Además, la generación de burbujas muy pequeñas aumenta la retención de gas
en la zona de colección y aumenta el arrastre de pulpa a la espuma, llegando a perder la
interfase, lo que favorece el arrastre de partículas finas al concentrado.
Anexo C: Variables Metalúrgicas que Afectan el Proceso de Flotación
C-6
En la Figura C.4 se muestra a la izquierda un sólido hidrofóbico y a la derecha el caso
opuesto, además del caso de burbujas pequeñas respecto al sólido en la primera fila
presentada, mientras que en la segunda, lo contrario. La probabilidad de despegue o de
separación entre el mineral y la burbuja en un medio agitado es mucho menor si la burbuja
está aplastada sobre la superficie (arriba izquierda), que si presenta un gran ángulo de
contacto (arriba derecha). Lo mismo ocurre en el caso en que las partículas son más
pequeñas que las burbujas. Si la superficie sólida está hidrofobizada (abajo izquierda), las
partículas tienden a penetrar en el interior de la burbuja, resultando así abrigadas de las
turbulencias externas que puedan favorecer su despegue de la burbuja, como en el caso de
una partícula hidrófila (abajo derecha).
Figura C.4: Representación de partículas hidrofóbicas e hidrofílicas para distintos tamaños de burbuja
Anexo D: Resultados Barridos de Colectores
D-0
ANEXO D Resultados Barridos de Colectores
Anexo D: Resultados Barridos de Colectores
D-1
D.1 Colectores Cytec
D.1.1 Primer Barrido
En este barrido se hace una comparación realizando exactamente el mismo
procedimiento que el estándar de DAND, excepto en el reactivo adicionado.
La muestra de alimentación a flotación analizada arrojó las siguientes leyes:
Especie Ley Cobre 0.56% Molibdeno 100 ppm Hierro 2.5 % Tabla D. 1: Caracterización leyes de cabeza
Una vez realizadas las flotaciones, los concentrados obtenidos son mostrados en
la Tabla D. 2:
Colector Rec Peso Ley Cu Ley Fe Ley Mo Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD 9.0 4.28 10.66 619 95.67 77.87 55.65
MC-1701 9.3 4.22 10.42 594 96.57 76.51 56.96 MC-772 9.5 4.17 10.15 599 96.44 79.17 56.24
MC-1702 9.5 4.12 10.34 600 96.87 80.56 58.39 MC-1699 9.1 3.95 9.81 574 97.34 80.63 57.18 MC-773 9.2 4.20 10.34 612 96.25 78.98 56.79
MC-1700 8.8 4.48 11.27 629 95.97 77.38 56.24 Tabla D. 2: Leyes y recuperaciones de los minerales de interés
Todos los valores son porcentajes, excepto la ley de molibdeno, la cual está en
ppm.
En los resultados se observa que las recuperaciones de cobre y molibdeno son
bastante semejantes. A ese nivel de diferencia es difícil establecer si la diferencia se debe
a un error en el paleteo o en el análisis químico, por lo que descartar, por ejemplo, el
reactivo MC-1701, el cual presenta una disminución de tan sólo un 1.36% en la
recuperación de molibdeno no se hace posible.
También es importante mencionar que estos resultados corresponden a pruebas
realizadas por duplicado, por lo que la significancia estadística es baja.
Anexo D: Resultados Barridos de Colectores
D-2
D.1.2 Segundo Barrido
En este barrido, se le propuso a Cytec cambiar las condiciones de adición de los
reactivos, por lo que colectores y espumantes fueron agregados al molino.
Las leyes de cabeza se muestran en la siguiente tabla:
Especie Ley Cobre 0.60% Molibdeno 100 ppm Hierro 2.68 % Tabla D. 3: Caracterización leyes de cabeza
Los concentrados obtenidos son mostrados en la Tabla D. 4:
Colector Rec Peso Ley Cu Ley Fe Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD 12.6 4.45 11.65 95.4 76.5 54.80
MC-772 12.8 4.43 11.67 94.81 75.42 55.91 MC-1702 12.7 4.82 12.82 95.85 76.64 58.64 MC-1699 13.7 4.17 11.06 94.91 73.95 57.18 MC-773 13.0 4.10 11.37 95.62 77.00 55.65
Tabla D. 4: Leyes y recuperaciones de los minerales de interés
Anexo D: Resultados Barridos de Colectores
D-3
D.1.3 Tercer Barrido
Para finalizar las rondas de pruebas, se someten los reactivos a flotaciones con
condiciones de pH menores, en busca de selectividad frente a la pirita, además de una
disminución de costos por un menor consumo de cal. El pH de trabajo utilizado en este
barrido es de 9.5, excepto para la primera prueba, que es el estándar de DAND.
Las leyes de cabeza se muestran en la siguiente tabla:
Especie Ley Cobre 0.60% Molibdeno 109 ppm Hierro 2.68 % Tabla D. 5: Caracterización leyes de cabeza
Los concentrados obtenidos son mostrados en la Tabla D. 6:
Colector Rec Peso Ley Cu Ley Fe Ley Mo Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD pH 10 11.16 4.73 11.94 674 93.92 74.44 52.80
STD 12.12 4.32 10.82 636 94.01 75.59 52.60 MC-772 12.02 4.39 11.15 675 94.04 76.49 54.05 MC-773 12.96 4.45 11.11 660 94.44 77.46 57.43 MC-1699 12.75 4.24 10.65 574 94.37 75.17 55.18 772-1702 13.00 4.14 10.53 612 94.64 76.55 55.05 772-1710 12.14 4.40 11.22 629 94.55 78.86 54.59
Tabla D. 6: Leyes y recuperaciones de los minerales de interés
Al igual que en las tablas anteriores, los valores están en porcentajes,
exceptuando la ley de molibdeno el que está en ppm.
De las pruebas mostradas en la Tabla D. 6, la que presenta mejores resultados es
la mezcla donde el colector MC 772 es el colector primario, usando como colector
secundario al MC 1710, en lo que respecta a la recuperación de molibdeno, además de
tener una menor recuperación de hierro que la mezcla MC 772 – MC 1702.
Anexo D: Resultados Barridos de Colectores
D-4
D.2 Colectores FLOMIN
D.2.1 Primer Barrido
Al igual que en el primer barrido de los colectores de Cytec, se hace una comparación
realizando exactamente el mismo procedimiento que el estándar de DAND, excepto en el
reactivo adicionado.
La muestra de alimentación a flotación analizada arrojó las siguientes leyes:
Especie Ley Cobre 0.62% Molibdeno 130 ppm Hierro 2.8 % Tabla D. 7: Caracterización leyes de cabeza
Descripción de los Colectores Flomin utilizados en este estudio
Colector C5448: Mezcla compuesta de Tionocarbamato de Alquilo y Ester Xántico.
Colector C7732: Mezclas de Ditiocarbamatos de Sodio
Xantato C6630: Xantato Isobutílico modificado con mercaptobenzotiazole (nuevo
producto bajo patente Flomin)
Una vez realizadas las flotaciones, los concentrados obtenidos son mostrados en la
Tabla D. 8:
Colector Rec Peso Ley Cu Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD 11,33 5,12 95,50 60.03 52,17
C6630 12,74 4,60 95,63 74,77 53,45 C7732 12,77 4,63 95,05 71,87 47,44 C5448 11,48 5,28 96,72 74,97 54,34
Tabla D. 8: Leyes y recuperaciones de los minerales de interés
Anexo D: Resultados Barridos de Colectores
D-5
El colector C7732 presenta menor recuperación de cobre que el estándar (la que no
se considera a nivel de laboratorio), aumenta la recuperación de Mo y disminuye la de pirita.
Sin embargo estos datos causan duda debido a la baja recuperación de molibdeno que tiene
el caso base, por lo que los resultados se corroborarán en las siguientes pruebas
D.2.2 Segundo Barrido
En este barrido, se entregó a FLOMIN una nueva muestra mineral, la que
corresponde a ambas minas. Con esta muestra, hicieron pruebas por separado, para ver las
diferencias en el comportamiento, además de corregir los datos dudosos de recuperación de
molibdeno obtenidos en el primer barrido
Las leyes de cabeza se muestran en la siguiente tabla:
Muestra Ley Cu % Ley Mo ppm Ley Fe % Rajo 0.84 460 3.6 Subterránea 1.02 430 3.9
Tabla D. 9: Caracterización leyes de cabeza
Para el mineral de rajo se obtienen las siguientes recuperaciones
Colector Rec Peso Ley Cu Rec Cu Rec Mo Rec Fe IPETC 8,93 9,51 95,10 81,25 50,94 C6630 9,59 8,06 95,00 84,57 68,65 C7732 7,01 11,32 94,67 80,72 32,74 C5448 10,52 7,74 95,99 82,30 66,75
C6630-C5448 10,70 7,36 96,08 81,65 67,37 Tabla D. 10: Leyes y recuperaciones para el mineral de rajo
Se observan recuperaciones similares de cobre y molibdeno, excepto para el colector
C6630, el que tiene una mayor que el estándar (más de un 3% de diferencia) pero también
gran aumento en la colección de hierro. Por otra parte, el colector C7732 muestra una
recuperación de cobre y molibdeno levemente menores, pero una gran selectividad en contra
de la pirita.
Anexo D: Resultados Barridos de Colectores
D-6
Para el mineral subterráneo se obtienen las siguientes recuperaciones
Colector Rec Peso Ley Cu Rec, Cu Rec Mo Rec Fe IPETC 9,07 9,89 89,16 73,87 46,50 C6630 9,07 10,09 90,88 76,66 51,82 C7732 6,11 14,97 89,03 73,79 25,55 C5448 9,00 10,30 90,58 74,90 51,25
C6630-C5448 10,26 9,14 92,15 77,48 54,48 Tabla D. 11: Leyes y recuperaciones para el mineral de rajo
Se aprecia una mayor recuperación de cobre y molibdeno para la mezcla de
colectores, lo que no se ve reflejado en la mina subterránea; sin embargo, también presenta
un aumento en la recuperación de hierro, el que es bastante más notorio.
Nuevamente el colector C7732 presenta una marcada selectividad en contra de la
pirita.
D.2.3 Tercer Barrido
Al igual que en el tercer barrido de colectores Cytec, con Flomin se busca el objetivo
de reflejar la selectividad que tienen sus reactivos a un pH menor, que para éste caso es de
9.2. Nuevamente se realiza un test estándar, para establecer las diferencias que ocurren con
este delta de pH.
En estas pruebas se intentó además, ver el efecto combinado de los colectores que
habían presentado resultados interesantes. Como el colector C7732 presentó diferencias
considerables, se mezcló con el colector estándar y con el otro colector que presentó
resultados atractivos, el C6630, en busca de posibles efectos sinergéticos.
Anexo D: Resultados Barridos de Colectores
D-7
Dado que este mineral es el mismo al utilizado en el segundo barrido, su
caracterización es la definida en la Tabla D. 12:
Para el mineral de rajo se obtienen las siguientes recuperaciones:
Colector Rec Peso Ley Cu Rec, Cu Rec Mo Rec Fe STD pH 10 8,93 9,51 95,10 81,25 50,94
STD 8,63 9,50 94,86 79,23 44,34 STD - C7732 9,33 8,60 94,47 78,74 47,58 C6630–C7732 11,41 7,10 94,96 80,57 67,78
Tabla D. 12: Leyes y recuperaciones para el mineral de rajo
Mientras que para el mineral subterráneo se obtuvo:
Colector Rec Peso Ley Cu Rec Cu Rec Mo Rec Fe STD pH 10 9,07 9,89 89,16 73,87 46,50
STD 8,92 9,20 81,69 65,07 43,66 STD - C7732 7,00 12,10 81,18 63,15 35,82 C6630–C7732 8,92 9,90 83,91 63,53 47,54
Tabla D. 13: Leyes y recuperaciones para el mineral de rajo
Nuevamente se observa que aún cuando el colector C7732 está mezclado con el
estándar y el pH de trabajo es menor, presenta una marcada diferencia en la recuperación
de hierro. Sin embargo, este efecto desaparece al mezclarlo con el colector C6630. Por lo
demás, las recuperaciones de cobre y molibdeno disminuyeron de forma que se descarta la
posibilidad de procesamiento con estos reactivos a esta condición de pH.
Luego de estos barridos de FLOMIN, se seleccionan los colectores C7732 y C6630
para hacer pruebas en el laboratorio externo.
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-0
ANEXO E Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-1
E.1 Balance de Masa
Uno de los métodos experimentales normalmente usados en la evaluación y
diseño de un nuevo circuito de flotación a escala de laboratorio, es la realización de
pruebas de ciclos (“Locked Cycle Flotation Tests”), en los cuales se pretende simular
experimentalmente y mediante pruebas de flotación batch, el comportamiento de una
planta de flotación continua.
Considerando el excesivo trabajo experimental que este tipo de pruebas involucra,
resulta altamente atractiva la posibilidad de simular matemáticamente dichos resultados.
Un método particular de simulación matemática de pruebas de ciclos es el método de los
factores de distribución “Split Factors” (SF).
El valor del Split queda definido por:
Si se desea, también se pueden definir los SF en función de la cola del equipo,
reemplazando el numerador por este valor.
A pesar de que existen 3 bancos Rougher, alimentados con distintos minerales, se
realiza una simplificación del circuito, pero con la correspondiente ponderación de las
alimentaciones, leyes y recuperaciones. Además, los elementos considerados en el
balance son cobre, hierro, molibdeno y arsénico. Cobre y molibdeno se calculan debido a
que son los minerales de interés, mientras que el hierro es un elemento que representa
una gran cantidad de masa con características semejantes a la molibdenita y calcopirita,
debido a sus particularidades de sulfuros primarios. Finalmente, se calcula el porcentaje
de arsénico debido a que es un contaminante del concentrado, el cual es penalizado si se
presenta en un porcentaje alto (mayor a un 0.2%). De esta forma, se tiene:
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-2
Alimentación [tpd] % Cu % Fe % Mo % As*
Rajo 62000 0.763 3.65 0.013 0.009
Subterránea 32000 0.991 3.58 0.034 0.009
Rec Ro Rajo STD -- 91.88 46.52 71.54 80.00
Rec Ro Subte STD -- 95.15 56.57 71.54 80.00
Rec Ro STD Pond -- 92.99 49.94 73.94 80.00
Rec Ro Rajo Nuevo -- 92.43 55.83 78.45 80.00
Rec Ro Subte Nuevo -- 95.05 64.21 81.47 80.00
Rec Ro Nuevo Pond -- 93.32 56.68 79.48 80.00 Tabla E. 1: Datos de Alimentación a Planta y Recuperación Rougher
*Las recuperaciones de arsénico se basan en valores estimados de planta, dado
que en DAND no son medidos de forma continua
La ponderación realizada se calcula de la siguiente forma
Ecuación E. 1
Donde:
Rp: Recuperación ponderada
Ri: Recuperación de la mina “i” (rajo o subterránea)
Mi: Masa de mineral alimentado de la mina “i”
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-3
Figura E. 1: Diagrama Simplificado de Planta Concentradora
En la Figura E. 1 se muestra el esquema utilizado para el balance de masa realizado. Comparándose con el diagrama de
planta, éste presenta sólo una alimentación Rougher.
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-4
E.2 Ecuaciones Planteadas
E.2.1 Ecuaciones Generales
El balance de masa para un equipo está dado por:
Que en término de equipos de flotación queda expresado por:
Ecuación E. 2
El balance para un elemento es enunciado a través de:
Ecuación E. 3
Donde
Mi: Masa de entrada del elemento “i”
F: Masa alimentada
f: Ley del elemento “i” en el flujo de masa de alimentación
C: Masa de concentrado
c: Ley del elemento “i” en el flujo de masa de concentrado
T: Masa en la cola
t: Ley del elemento “i” en el flujo de masa de alimentación
De la Ecuación E. 2, se puede despejar la variable T, para luego reemplazar en la
Ecuación E. 3:
Ecuación E. 4
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-5
Despejando la relación masa de alimentación/ masa de concentrado (C/F) se
obtiene la recuperación en masa (RM) que tiene el equipo:
Ecuación E. 5
La recuperación del elemento “i” (Ri) se obtiene mediante la razón masa de
elemento concentrado/masa de elemento alimentado (Cc/Ff), lo que queda expresado
por:
Ecuación E. 6
Ecuación E. 5 en la Ecuación E. 6, se obtiene:
Ecuación E. 5 en la Ecuación E. 6, se obtiene:
Ecuación E. 7
E.2.2 Ecuaciones Particulares
Según lo mostrado en la Figura E. 1, los balances que se pueden plantear son:
Balance Global:
Ecuación E. 8
Balances por Etapa:
Rougher:
Ecuación E. 9
Cleaner:
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-5
Ecuación E. 10
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-6
Scavenger:
Ecuación E. 11
Balance por Nodos:
Concentrados:
Ecuación E. 12
Colas:
Ecuación E. 13
Split Factors:
Rougher:
Ecuación E. 14
Ecuación E. 15
Cleaner:
Ecuación E. 16 Ecuación E. 17
Scavenger:
Ecuación E. 18
Ecuación E. 19
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-7
E.3 Desarrollo
Para hacer el desarrollo del balance de masa, se buscará dejar todas las
ecuaciones en función del flujo conocido, F1, además de los SF. Es así como al despejar
la Ecuación E. 14 y la Ecuación E. 15 se obtiene, respectivamente:
Ecuación E. 20
Ecuación E. 21
Al usar la Ecuación E. 18 en la Ecuación E. 12, queda:
Ecuación E. 22
Insertando la Ecuación E. 14 y la Ecuación E. 17 en la Ecuación E. 20, y
despejando el flujo 4 se obtiene:
Ecuación E. 23
Reemplazando la Ecuación E. 23 en la Ecuación E. 16 y en la Ecuación E. 17
respectivamente queda:
Ecuación E. 24
Ecuación E. 25
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-8
Reemplazando la Ecuación E. 25 en la Ecuación E. 18 y en la Ecuación E. 19
resulta, respectivamente en:
Ecuación E. 26
Ecuación E. 27
Finalmente, utilizando el balance global (Ecuación E. 8) se despeja el flujo 9, al
ingresar a esta la Ecuación E. 24, lográndose la Ecuación E. 28
Ecuación E. 28
Una vez despejados los flujos, y utilizando los datos de alimentación y los SF
mostrados en las Tabla E. 2 y Tabla E. 3, se obtienen los flujos másicos mostrados en las
tablas posteriores a éstas:
Etapa SF Rec Peso Cu Fe Mo As Rougher 12.65% 93.32% 58.68% 79.48% 80.00% Cleaner 18.00% 60.60% 40.00% 17.00% 38.00%
Scavenger 63.00% 98.00% 68.00% 92.00% 55.00% Tabla E. 2: Split Factors para las condiciones estándar
Etapa SF Rec Peso Cu Fe Mo As Rougher 12.65% 92.99% 49.94% 73.94% 80.00% Cleaner 18.00% 60.60% 40.00% 17.00% 38.00%
Scavenger 63.00% 98.00% 68.00% 92.00% 55.00% Tabla E. 3: Split Factors para las nuevas condiciones propuestas
Cabe destacar que sólo los valores correspondientes a las filas el Rougher han
sido obtenidos mediantes pruebas, el resto son valores promedios de la operación en
planta.
.
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-9
Descripción Flujo % Cu % Fe % Mo % As
Alimentacion Rougher 1 0.84% 3.63% 0.02% 0.01% Concentrado Rougher 2 6.18% 14.32% 0.12% 0.06%
Relave Rougher 3 0.07% 2.08% 0.01% 0.00%
Alimentacion Cleaner 1 4 4.87% 11.69% 0.24% 0.04%
Concentrado Final 5 16.39% 25.98% 0.23% 0.09% Cola Cleaner/Alim. SCV 6 2.34% 8.56% 0.24% 0.03%
Concentrado Scavenger 7 3.64% 9.23% 0.36% 0.03%
Relave Scavenger 8 0.13% 7.40% 0.05% 0.04%
Relave Final 9 0.07% 2.52% 0.01% 0.01%
Tabla E. 4: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición estándar
Descripción N° Flujo tpd TPD Cu TPD Fe TPD Mo TPD As
Alimentacion Rougher 1 94,000 790 3,409 19 8 Concentrado Rougher 2 6,248 735 1,702 14 7
Relave Rougher 3 87,752 55 1,706 5 2
Alimentacion Cleaner 1 4 12,596 1,197 2,876 59 10
Concentrado Final 5 2,519 725 1,150 10 4 Relave Cleaner/Alim. SCV 6 10,077 472 1,725 49 6
Concentrado Scavenger 7 6,349 462 1,173 45 4
Relave Scavenger 8 3,729 9 552 4 3
Relave Final 9 91,481 65 2,258 9 5
Tabla E. 5: Masas obtenidas para los elementos medidos en condición estándar
Anexo E: Balance de Masa a Planta Concentradora DAND
E-10
Descripción Flujo % Cu % Fe % Mo % As
Alimentacion Rougher 1 0.84% 3.63% 0.02% 0.01% Concentrado Rougher 2 6.20% 16.83% 0.13% 0.06%
Relave Rougher 3 0.06% 1.72% 0.00% 0.00%
Alimentacion Cleaner 1 4 4.88% 13.74% 0.26% 0.04%
Concentrado Final 5 16.44% 30.53% 0.24% 0.09% Cola Cleaner/Alim. SCV 6 2.35% 10.05% 0.26% 0.03%
Concentrado Scavenger 7 3.65% 10.85% 0.38% 0.03%
Relave Scavenger 8 0.13% 8.69% 0.06% 0.04%
Relave Final 9 0.07% 2.30% 0.01% 0.01%
Tabla E. 6: Leyes obtenidas por el balance de masa en condición propuesta
Descripción N° Flujo TPD TPD Cu TPD Fe TPD Mo TPD As
Alimentacion Rougher 1 94,000 790 3,409 19 8 Concentrado Rougher 2 11,888 735 1,702 14 7
Relave Rougher 3 82,112 55 1,706 5 2
Alimentacion Cleaner 1 4 24,592 1,197 2,876 59 10
Concentrado Final 5 4,427 725 1,150 10 4 Relave Cleaner/Alim. SCV 6 20,165 472 1,725 49 6
Concentrado Scavenger 7 12,704 462 1,173 45 4
Relave Scavenger 8 7,461 9 552 4 3
Relave Final 9 89,573 65 2,258 9 5
Tabla E. 7: Masas obtenidas para los elementos medidos en condición propuesta
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-0
ANEXO F Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-1
F.1 Descripción de los Test
A las muestras minerales de la mina subterránea y de la mina rajo se le realizaron las
mismas pruebas, de forma de establecer comparaciones dentro del mismo mineral, con
relación al estándar y en contraste con el otro mineral.
Se realizaron once pruebas de flotación a cada mineral, una estándar y 8 con otros
reactivos pero al mismo pH que el estándar (10) y finalmente dos a un pH distinto (9). Todas
estas pruebas fueron realizadas por duplicado y se describen a continuación:
Flotación n° 1: Flotación Estándar
Flotación n° 2: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante
orgánico T-5 en 60 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 3: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante
orgánico M-3 en 60 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 4: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante
orgánico M-3 en 10 g/t y T-5 en 10 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 5: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante
orgánico M-3 en 30 g/t y T-5 en 30 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 6: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante
orgánico M-3 en 50 g/t y T-5 en 50 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 7: Flotación con el colector C6630 en 22 g/t y depresante
orgánico M-3 en 30 g/t y T-5 en 30 g/t a pH 9. Adición de diesel y MIBC según
estándar
Flotación n° 8: Flotación con el colector C7732 en 22 g/t. Adición de diesel y
MIBC según estándar. Adición de diesel y MIBC según estándar
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-2
Flotación n° 9: Flotación con el colector CY-01-42 en 16,5 g/t y CY-01-210 en
5,5 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 10: Flotación con el colector CY-01-42 en 5,5 g/t y CY-01-210 en
16,5 g/t. Adición de diesel y MIBC según estándar
Flotación n° 11: Flotación con el colector CY-01-42 en 11 g/t y CY-01-210 en
11 g/t y depresante orgánico M-3 en 30 g/t y T-5 en 30 g/t a pH 9. Adición de diesel
y MIBC según estándar
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-3
F.2 Caracterización Mineral
El análisis químico realizado a las cabezas de los minerales arrojaron los siguientes
resultados:
Ley de Cabeza Analizada Ley de Cabeza Calculada
Muestra Cu % Fe % Mo % Cu % Fe % Mo %
Subterránea 0.997 3.645 0.040 1.015 3.585 0.037
Rajo 0.789 2.995 0.031 0.787 3.113 0.031 Tabla F. 1: Análisis químico de cabeza para ambas muestras minerales
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-4
A continuación, el análisis mineralógico por malla, para mineral subterráneo y de rajo:
Malla 50# 70# 100# 140# 200# 325# 400# -400# Particle Size 396 186 128 87 64 40 29 9 Cpy 1.76 2.00 2.36 2.36 4.10 5.28 6.12 5.38 Cu Sulphides 0.00 0.00 0.01 0.00 0.00 0.04 0.04 0.04 Other Sulphides 0.01 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.03 0.04 Pyrite 0.15 5.61 2.81 4.48 5.76 3.63 4.66 2.23 Alt Pyrite 0.00 0.06 0.03 0.07 0.08 0.06 0.05 0.03 Molybdenite 0.00 0.02 0.01 0.04 0.17 0.05 0.06 0.24 Quartz 35.85 38.39 40.82 39.48 40.52 38.44 37.64 19.19 K-Feldspar 16.82 14.67 16.95 17.15 15.30 15.54 14.37 4.71 Plagioclase/Albite 11.80 14.57 10.19 11.91 10.51 10.18 8.65 3.12 Tourmaline 0.25 0.75 0.53 0.61 0.89 1.09 0.98 0.70 Amphiboles 0.10 0.08 0.12 0.12 0.10 0.15 0.15 0.10 Sericite/Muscovite 27.71 18.90 20.46 17.55 16.72 17.29 17.80 47.91 Biotite 1.64 1.21 1.44 1.32 0.95 1.08 1.26 1.80 Clays 0.90 1.02 0.84 0.89 0.85 0.98 0.96 1.02 Chlorites 0.86 0.60 0.76 0.83 0.87 1.15 1.08 2.01 Fe Oxides/Oxyhydroxides 0.81 0.44 0.43 0.71 0.20 0.68 0.65 0.35 Ti Oxides 0.28 0.28 0.40 0.29 0.48 0.56 0.59 0.79 Carbonates 0.30 0.11 0.38 0.26 0.24 0.51 0.44 0.69 Albite Epoxy 0.17 0.34 0.31 0.49 0.50 0.77 0.91 1.84 K-Feldspar Epoxy 0.49 0.75 0.99 1.26 1.35 2.25 3.06 7.41 Others 0.11 0.19 0.17 0.17 0.40 0.26 0.49 0.40 Total 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
Tabla F. 2: Porcentajes parciales según análisis QEMscan para mineral subterráneo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-5
Malla 50# 70# 100# 140# 200# 325# 400# -400# Particle Size 282 201 134 88 62 42 28 8 Cpy 1.07 1.06 1.68 2.36 2.97 3.85 4.48 4.54 Cu Sulphides 0.02 0.02 0.01 0.02 0.06 0.13 0.12 0.06 Other Sulphides 0.02 0.00 0.00 0.00 0.05 0.05 0.04 0.06 Pyrite 0.03 0.22 1.71 3.63 2.05 3.26 2.26 0.92 Alt Pyrite 0.00 0.00 0.02 0.05 0.03 0.06 0.03 0.01 Molybdenite 0.21 0.01 0.03 0.05 0.02 0.04 0.23 0.11 Quartz 49.17 40.36 43.88 41.30 42.94 41.41 41.07 15.94 K-Feldspar 11.53 13.65 10.82 11.44 10.44 8.73 8.44 2.04 Plagioclase/Albite 3.26 6.11 5.23 3.73 4.34 4.02 4.42 0.96 Tourmaline 0.89 0.85 0.69 0.80 1.00 1.03 0.98 0.37 Amphiboles 0.10 0.16 0.16 0.14 0.17 0.15 0.13 0.10 Sericite/Muscovite 28.06 29.10 28.15 27.98 26.31 26.45 26.06 59.20 Biotite 1.34 2.72 1.99 2.13 2.16 1.98 2.24 3.39 Clays 1.07 1.29 1.21 1.06 1.11 1.00 1.04 0.70 Chlorites 0.30 0.58 0.67 0.70 0.76 0.80 0.98 1.84 Fe Oxides/Oxyhydroxides 0.46 0.50 0.90 0.48 1.05 1.54 1.18 0.83 Ti Oxides 0.75 0.77 0.60 0.81 0.67 0.79 0.76 1.01 Carbonates 0.31 0.48 0.92 1.24 1.95 2.09 2.13 2.18 Albite Epoxy 0.10 0.33 0.22 0.25 0.26 0.37 0.56 0.69 K-Feldspar Epoxy 0.78 1.53 1.01 1.33 1.36 1.71 2.37 4.39 Others 0.53 0.28 0.12 0.50 0.29 0.54 0.47 0.64 Total 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
Tabla F. 3: Porcentajes parciales según análisis QEMscan para mineral de rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-6
En las siguientes tablas, se muestra el balance a los minerales de cobre, el grado de
liberación y la liberación para los minerales de cobre, hierro y molibdeno, respecto a los
sulfuros presentes (BS) y a los minerales en los que se encuentra el elemento (BCu, BFe y
BMo, según sea el caso):
Mineral (%BS) Rajo Subterránea
Cpy 7.56 10.11
Cu Sulphides 0.24 0.07
Chlorite-Cu 9.78*10-6 0.00
Others 1.71*10-4 0.00
Total 7.80 10.18
Tabla F. 4: Porcentajes de minerales de cobre presentes en base sulfuros
Mineral (%BCu) Rajo Subterránea
Cpy 96.98 99.30
Cu Sulphides 3.02 0.70
Chlorite-Cu 1.25*10-4 0.00
Total 100 100 Tabla F. 5: Porcentajes en los que se reparte la ocurrencia del cobre
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-7
Liberación del Cobre (%BS) Rajo Subterránea
Free Cpy 5.99 10.17
Liberated Cpy > 80% 6.29 9.97
Cpy Mid > 50% 3.03 2.14
Cpy Sub-Mid > 20% 1.66 1.72
Cpy Locked 2.73 3.18
Total 19.70 27.18
Tabla F. 6: Porcentajes de liberación del cobre en base sulfuros
Liberación del Cobre (%BCu) Rajo Subterránea
Free Cpy 30.42 37.43
Liberated Cpy > 80% 31.92 36.67
Cpy Mid > 50% 15.38 7.86
Cpy Sub-Mid > 20% 8.41 6.32
Cpy Locked 13.86 11.71
Total 100 100
Tabla F. 7: Porcentajes de liberación del cobre en base a los minerales de cobre
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-8
Asociaciones de la Calcopirita (Cpy) (%BS) Rajo Subterránea
Free Cpy 5.99 10.17
Bin Cpy: Pyrite 0.43 0.51
Bin Cpy: Others Cu Sulphides 0.07 0.04
Bin Cpy: Molybdenite 0.03 0.03
Bin Cpy: Hard Silicates 0.25 0.65
Bin Cpy: Phylosillicates 1.67 1.33
Bin Cpy: Fe-Ti Ox./Oxyhydrox. 0.02 0.03
Tern. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates 2.62 3.71
Tern. Cpy: Hard Silicates: Pyrite 0.01 0.03
Tern. Cpy: Phyllosilicates: Pyrite 0.03 0.12
Tern. Cpy: Hard Silicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Tern. Cpy: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.07 0.02
Quat. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.13 0.05
Quat. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates: Pyrite 0.01 0.26
Quat. Cpy: Phyllosilicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.01 0.00
Quat. Cpy: Hard Silicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Complex 8.36 10.20
Total 19.70 27.18
Tabla F. 8: Asociaciones de la calcopirita, en base sulfuros
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-9
Asociaciones de la Calcopirita (Cpy) (%BCu) Rajo Subterránea
Free Cpy 30.42 37.43
Bin Cpy: Pyrite 2.18 1.88
Bin Cpy: Others Cu Sulphides 0.37 0.16
Bin Cpy: Molybdenite 0.17 0.13
Bin Cpy: Hard Silicates 1.28 2.37
Bin Cpy: Phylosillicates 8.48 4.91
Bin Cpy: Fe-Ti Ox./Oxyhydrox. 0.12 0.12
Tern. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates 13.30 13.65
Tern. Cpy: Hard Silicates: Pyrite 0.05 0.13
Tern. Cpy: Phyllosilicates: Pyrite 0.14 0.45
Tern. Cpy: Hard Silicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.01
Tern. Cpy: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.33 0.09
Quat. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.64 0.18
Quat. Cpy: Hard Silicates: Phyllosilicates: Pyrite 0.04 0.97
Quat. Cpy: Phyllosilicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.06 0.00
Quat. Cpy: Hard Silicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Complex 42.42 37.52
Total 100 100
Tabla F. 9: Asociaciones de la calcopirita, en base a la calcopirita
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-10
Mineral (%BS) Rajo Subterránea
Cpy 6.62 8.87
Cu Sulphides 0.02 0.00
Other Sulphides 0.00 0.00
Pyrite 6.58 13.75
Alt Pyrite 0.09 0.17
Quartz 0.13 0.05
Tourmaline 0.52 0.49
Amphiboles 0.14 0.12
Sericite/Muscovite 4.03 2.96
Biotite 2.11 1.12
Clays 0.21 0.15
Chlorites 0.80 1.15
Fe Oxides/Oxyhydroxides 4.88 3.02
Carbonates 3.13 0.42
Others 0.18 0.02
Total 29.44 32.30
Tabla F. 10: Porcentajes de minerales de hierro presentes en base sulfuros
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-11
Liberación del Hierro (%BS) Rajo Subterránea
Free Pyrite 9.91 21.00
Liberated Pyrite > 80% 2.12 4.87
Pyrite Mid > 50% 0.87 1.67
Pyrite Sub-Mid > 20% 0.78 1.18
Pyrite Locked 0.40 0.61
Total 14.08 29.34
Tabla F. 11: Porcentajes de liberación del hierro en base sulfuros
Liberación del Hierro (%BFe) Rajo Subterránea
Free Pyrite 70.36 71.59
Liberated Pyrite > 80% 15.04 16.61
Pyrite Mid > 50% 6.21 5.70
Pyrite Sub-Mid > 20% 5.57 4.02
Pyrite Locked 2.83 2.07
Total 100 100
Tabla F. 12: Porcentajes de liberación del hierro en base a los minerales de hierro
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-12
Mineral (%BFe) Rajo Subterránea
Cpy 22.49 27.45
Cu Sulphides 0.07 0.01
Other Sulphides 0.02 0.01
Pyrite 22.36 42.56
Alt Pyrite 0.29 0.54
Quartz 0.45 0.15
Tourmaline 1.76 1.52
Amphiboles 0.49 0.37
Sericite/Muscovite 13.68 9.16
Biotite 7.15 3.45
Clays 0.70 0.47
Chlorites 2.73 3.56
Fe Oxides/Oxyhydroxides 16.56 9.37
Carbonates 10.64 1.29
Others 0.62 0.07
Total 100 100
Tabla F. 13: Porcentajes en los que se reparte la ocurrencia del hierro
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-13
Asociaciones de la Pirita (Py) (%BS) Rajo Subterránea
Free Pyrite 9.91 21.00
Bin Pyrite: Moly 0.00 0.03
Bin Pyrite: Others Cu Sulphides 0.10 0.00
Bin Pyrite: Cpy 0.25 1.19
Bin Pyrite: Hard Silicates 1.02 1.22
Bin Pyrite: Phylosillicates 0.62 1.64
Bin Pyrite: Fe-Ti Ox./Oxyhydrox. 0.08 0.14
Tern. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates 0.98 2.36
Tern. Pyrite: Hard Silicates: Cpy 0.05 0.05
Tern. Pyrite: Phyllosilicates: Cpy 0.04 0.43
Tern. Pyrite: Hard Silicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Tern. Pyrite: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.12 0.02
Quat. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.02 0.01
Quat. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates: Cpy 0.06 0.04
Quat. Pyrite: Phyllosilicates: Cpy: Fe-Ti Oxides 0.17 0.00
Quat. Pyrite: Hard Silicates: Cpy: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Complex 0.67 1.20
Total 14.08 29.34
Tabla F. 14: Asociaciones de la pirita, en base sulfuros
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-14
Asociaciones de la Pirita (Py) (%BFe) Rajo Subterránea
Free Pyrite 70.36 71.59
Bin Pyrite: Moly 0.01 0.12
Bin Pyrite: Others Cu Sulphides 0.70 0.00
Bin Pyrite: Cpy 1.75 4.05
Bin Pyrite: Hard Silicates 7.24 4.16
Bin Pyrite: Phylosillicates 4.37 5.59
Bin Pyrite: Fe-Ti Ox./Oxyhydrox. 0.55 0.48
Tern. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates 6.97 8.04
Tern. Pyrite: Hard Silicates: Cpy 0.32 0.18
Tern. Pyrite: Phyllosilicates: Cpy 0.29 1.46
Tern. Pyrite: Hard Silicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Tern. Pyrite: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.87 0.07
Quat. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.13 0.03
Quat. Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates: Cpy 0.43 0.15
Quat. Pyrite: Phyllosilicates: Cpy: Fe-Ti Oxides 1.22 0.00
Quat. Pyrite: Hard Silicates: Cpy: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Complex 4.79 4.09
Total 100 100
Tabla F. 15: Asociaciones de la pirita, en base a la pirita
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-15
Liberación del Molibdeno (%BS) Rajo Subterránea
Free Molybdenite 0.23 0.31
Liberated Molybdenite > 80% 0.02 0.06
Molybdenite Mid > 50% 0.12 0.04
Molybdenite Sub-Mid > 20% 0.00 0.03
Molybdenite Locked 0.34 0.16
Total 0.71 0.60
Tabla F. 16: Porcentajes de liberación del molibdeno en base sulfuros
Liberación del Molibdeno (%BMo) Rajo Subterránea
Free Molybdenite 32.21 52.05
Liberated Molybdenite > 80% 2.92 9.67
Molybdenite Mid > 50% 16.27 7.10
Molybdenite Sub-Mid > 20% 0.50 4.88
Molybdenite Locked 48.09 26.32
Total 100 100
Tabla F. 17: Porcentajes de liberación del molibdeno en base a los minerales de molibdeno
No existe una tabla de ocurrencia del molibdeno, dado que el valor de las leyes que
tiene este elemento es muy bajo como para ser cuantificado por este método
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-16
Asociaciones de la Molibdenita (Moly) (%BS) Rajo Subterránea
Free Moly 0.23 0.31
Bin Moly: Pyrite 0.00 0.01
Bin Moly: Chalcopyrite 0.00 0.01
Bin Moly: Hard Silicates 0.05 0.09
Bin Moly: Phylosillicates 0.02 0.05
Tern. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates 0.29 0.05
Tern. Moly: Hard Silicates: Pyrite 0.00 0.00
Tern. Moly: Phyllosilicates: Pyrite 0.00 0.00
Tern. Moly: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.00 0.02
Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Pyrite 0.00 0.00
Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Chalcopyrite 0.04 0.00
Quat. Moly: Phyllosilicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Quat. Moly: Hard Silicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Quat. Moly: Phyllosilicates: Chalcopyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Complex 0.08 0.05
Total 0.71 0.60 Tabla F. 18: Asociaciones de la molibdenita, en base sulfuros
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-17
Asociaciones de la Molibdenita (Moly) (%BCu) Rajo Subterránea
Free Moly 32.21 52.05
Bin Moly: Pyrite 0.36 2.38
Bin Moly: Chalcopyrite 0.54 1.41
Bin Moly: Hard Silicates 7.16 15.23
Bin Moly: Phylosillicates 2.21 8.13
Tern. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates 40.12 8.84
Tern. Moly: Hard Silicates: Pyrite 0.00 0.05
Tern. Moly: Phyllosilicates: Pyrite 0.12 0.03
Tern. Moly: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.61 0.04
Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Fe-Ti Oxides 0.06 3.47
Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Pyrite 0.31 0.12
Quat. Moly: Hard Silicates: Phyllosilicates: Chalcopyrite 5.56 0.35
Quat. Moly: Phyllosilicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Quat. Moly: Hard Silicates: Pyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.00
Quat. Moly: Phyllosilicates: Chalcopyrite: Fe-Ti Oxides 0.00 0.11
Complex 10.76 7.81
Total 100 100 Tabla F. 19: Asociaciones de la molibdenita, en base a la molibdenita
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-18
Los promedios de las leyes calculadas en los diferentes test a realizar para los
minerales de rajo y subterránea se muestran a continuación:
Rajo Subterránea
Cu % Fe % Mo % Cu % Fe % Mo %
Promedio 1.017 3.608 0.037 0.783 3.113 0.031
Desv Est. 0.030 0.169 0.002 0.036 0.119 0.001 Tabla F. 20: Leyes promedio de cabeza calculadas y su desviación estándar
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-19
El detalle de las leyes calculadas para cada compósito formado en cada uno de los
test es mostrado a continuación:
Rajo Subterránea
Cu % Fe % Mo % Mo % Fe % Mo %
Test N° : 1 1.045 3.576 0.0370 0.796 3.110 0.0321
Test N° : 1 D 1.048 3.460 0.0375 0.794 3.163 0.0313
Test N° : 2 1.014 3.504 0.0358 0.824 2.961 0.0300
Test N° : 2 D 1.019 3.715 0.0369 0.830 2.896 0.0292
Test N° : 3 1.013 3.972 0.0418 0.813 2.974 0.0297
Test N° : 3 D 1.047 3.864 0.0299 0.770 2.897 0.0284
Test N° : 4 0.955 3.743 0.0372 0.830 3.187 0.0317
Test N° : 4 D 0.952 3.896 0.0374 0.787 3.273 0.0310
Test N° : 5 0.973 3.707 0.0361 0.825 3.169 0.0327
Test N° : 5 D 0.990 3.685 0.0359 0.828 3.010 0.0328
Test N° : 6 1.042 3.624 0.0370 0.739 3.164 0.0311
Test N° : 6 D 1.044 3.522 0.0376 0.724 3.176 0.0311
Test N° : 7 1.008 3.521 0.0374 0.738 3.075 0.0322
Test N° : 7 D 1.014 3.449 0.0363 0.736 3.096 0.0308
Test N° : 8 1.010 3.577 0.0392 0.776 3.168 0.0322
Test N° : 8 D 1.032 3.389 0.0361 0.767 3.236 0.0336
Test N° : 9 1.022 3.507 0.0389 0.761 3.248 0.0313
Test N° : 9 D 1.024 3.626 0.0367 0.755 3.225 0.0307
Test N° : 10 1.033 3.425 0.0358 0.814 3.115 0.0307
Test N° : 10 D 1.054 3.386 0.0378 0.788 3.065 0.0288
Test N° : 11 1.005 3.335 0.0358 0.813 3.224 0.0304
Test N° : 11 D 0.992 3.374 0.0376 0.794 3.054 0.0307 Tabla F. 21: Leyes de cabeza calculadas para ambas minas
Cada test ha sido realizado en duplicado, con la finalidad de establecer si los valores
obtenidos son reales o la prueba ha tenido un error. De existir este, las pruebas son
realizadas nuevamente.
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-20
F.3 Cinéticas de Molienda
Antes de realizar la cinética de molienda, se requiere que todo el mineral tenga un
tamaño menor a 10 malla ASTM (5.08 [cm]). Un vez que ha sido molido según estas
condiciones se obtiene lo mostrado en el Gráfico F. 1:
Gráfico F. 1: Perfiles granulométricos minerales de rajo y subterráneo
Ambas curvas son bastantes similares, aunque el mineral subterráneo tiene un menor
porcentaje de finos (alrededor de un 7% menos a los 40 [μm]). Los datos son mostrados en
la Tabla F. 22 y la Tabla F. 23:
1.121 1.159
0
20
40
60
80
100
120
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Granulometría Muestras -10#
Rajo
P80 Rajo
Subterránea
P80 Subte
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-21
Rajo N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret. % Pasante
10 5080 0.0 0.00 100.00 12 1700 6.1 0.85 99.15 16 1180 120.4 16.81 82.34 20 850 107.9 15.07 67.27 30 600 77.1 10.76 56.51 40 425 62.9 8.79 47.73 50 300 46.0 6.42 41.31 70 212 37.1 5.18 36.13 100 150 30.2 4.21 31.91 140 106 25.2 3.51 28.40 200 75 20.41 2.85 25.55 270 53 17.7 2.47 23.09 325 45 6.9 0.96 22.13 400 38 7.8 1.08 21.05 -400 - 150.68 21.05 0.00
Masa total [gr] 715.93 P80 [μm] 1121.29
Tabla F. 22: Perfil granulométrico para mineral de mina rajo
Subterránea N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret. % Pasante
10 5080 0.0 0.00 100.00 12 1700 7.0 1.03 98.97 16 1180 123.5 18.11 80.86 20 850 108.3 15.88 64.98 30 600 80.1 11.75 53.23 40 425 62.8 9.21 44.02 50 300 46.7 6.84 37.18 70 212 40.9 6.00 31.18 100 150 33.5 4.91 26.27 140 106 28.1 4.11 22.15 200 75 23.00 3.37 18.78 270 53 18.6 2.72 16.06 325 45 7.6 1.11 14.95 400 38 8.0 1.17 13.79 -400 - 93.97 13.79 0.00
Masa total [gr] 681.67 P80 [μm] 1159.15
Tabla F. 23: Perfil granulométrico para mineral de mina subterránea
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-22
Para determinar el tiempo de molienda para obtener el P80= 212 [μm] solicitado, se
realizan tres moliendas a tiempos de 10, 18 y 25 minutos, para determinar el P80 de cada uno
y así calcular por regresión la variable tiempo. Al realizar la regresión logarítmica, resulta en
20.7 [min]. Esto da como resultado el perfil granulométrico mostrado en el Gráfico F. 2, junto
con los perfiles de las 3 moliendas anteriores:
Gráfico F. 2: Cinéticas de molienda para mineral de mina rajo
465 173
232
210
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Cinética de Molienda Mina Rajo
10 [min] 25 [min] 18 [min] 20.9[min]
P80 10 [min] P80 25 [min] P80 18 [min] P80 20.9 [min]
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-23
Los datos graficados anteriormente se exponen en las siguientes tablas:
Rajo 10 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret % Pasante
12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 11.5 0.85 99.15 20 850 35.3 2.61 96.54 30 600 85.9 6.35 90.19 40 425 186.0 13.75 76.44 50 300 157.7 11.66 64.79 70 212 149.9 11.08 53.71
100 150 104.7 7.74 45.97 140 106 89.5 6.61 39.36 200 75 69.2 5.11 34.24 270 53 60.4 4.46 29.78 400 38 50.1 3.70 26.08 -400 - 352.8 26.08 0.00
Muestra Total 1353.0 P80 [μm] 464.64
Tabla F. 24: Perfil granulométrico al moler durante 10 minutos mineral de rajo
Rajo 18 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret % Pasante
12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.2 0.01 99.99 20 850 0.6 0.04 99.94 30 600 2.4 0.18 99.76 40 425 15.1 1.12 98.65 50 300 94.7 6.99 91.65 70 212 214.4 15.83 75.82
100 150 213.4 15.76 60.06 140 106 164.6 12.16 47.90 200 75 126.0 9.31 38.60 270 53 84.0 6.20 32.39 400 38 70.2 5.18 27.21 -400 - 368.4 27.21 0.00
Muestra Total 1354.0 P80 [μm] 232.35
Tabla F. 25: Perfil granulométrico al moler durante 18 minutos mineral de rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-24
Rajo 25 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret. % Pasante
12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.0 0.00 100.00 20 850 0.4 0.03 99.97 30 600 0.6 0.04 99.93 40 425 3.4 0.25 99.67 50 300 30.9 2.28 97.39 70 212 117.5 8.68 88.71 100 150 201.0 14.85 73.86 140 106 182.9 13.51 60.34 200 75 138.3 10.22 50.13 270 53 91.8 6.78 43.34 400 38 79.0 5.84 37.51 -400 - 507.6 37.51 0.00
Muestra Total 1353.4 P80 [μm] 173.07 Tabla F. 26: Perfil granulométrico al moler durante 25 minutos mineral de rajo
Luego, al realizar la cinética de molienda al tiempo establecido, se corrobora el
tiempo estimado, registrándose lo mostrado en la Tabla F. 27:
Rajo 20.9 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] % Parc. Ret. % Pasante
12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.0 0.00 100.00 20 850 0.8 0.06 99.94 30 600 2.6 0.19 99.75 40 425 13.9 1.03 98.72 50 300 69.2 5.11 93.61 70 212 177.5 13.11 80.50 100 150 204.8 15.13 65.37 140 106 141.1 10.42 54.95 200 75 117.3 8.67 46.28 270 53 84.3 6.23 40.05 400 38 31.6 2.33 37.72 -400 - 37.6 2.78 34.94
Muestra Total 1353.7 P80 [μm] 209.6
Tabla F. 27: Perfil granulométrico obtenido al moler durante el tiempo calculado
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-25
Utilizando el mismo procedimiento para el mineral subterráneo se obtiene un tiempo
de molienda de 20.6 [min], según se muestra en el Gráfico F. 3:
Gráfico F. 3: Cinéticas de molienda para mineral de mina subterránea
394 165
244
200
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Cinética de Molienda Mina Subterránea
10 [min] 25 [min] 18 [min] 20.6 [min]
P80 10 [min] P80 25 [min] P80 18 [min] P80 20.6 [min]
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-26
Los datos graficados anteriormente se exponen en las siguientes tablas:
Subterránea 10 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] %Parc Ret. Pasante %
12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.0 0.00 100.00 20 850 17.4 1.28 98.72 30 600 53.6 3.96 94.76 40 425 151.2 11.16 83.60 50 300 223.6 16.51 67.09 70 212 177.7 13.12 53.98
100 150 137.4 10.14 43.83 140 106 114.2 8.43 35.40 200 75 95.3 7.03 28.37 270 53 67.8 5.00 23.36 400 38 55.8 4.12 19.24 -400 - 260.7 19.24 0.00
Muestra Total 1354.7 P80 [μm] 393.93 Tabla F. 28: Perfil granulométrico al moler durante 10 minutos mineral subterráneo
Subterránea 18 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] %Parc Ret. Pasante %
12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.8 0.06 99.94 20 850 2.2 0.16 99.78 30 600 7.5 0.55 99.23 40 425 33.8 2.49 96.73 50 300 128.1 9.45 87.28 70 212 166.7 12.30 74.97 100 150 195.1 14.40 60.57 140 106 128.9 9.51 51.06 200 75 101.5 7.49 43.57 270 53 69.5 5.13 38.44 400 38 57.0 4.21 34.23 -400 - 463.8 34.23 0.00
Muestra Total 1354.9 P80 [μm] 244.32
Tabla F. 29: Perfil granulométrico al moler durante 18 minutos mineral subterráneo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-27
Subterránea 25 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] %Parc Ret. Pasante %
12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.8 0.06 99.94 20 850 0.5 0.04 99.90 30 600 0.4 0.03 99.87 40 425 1.2 0.09 99.79 50 300 11.1 0.82 98.97 70 212 93.7 6.92 92.05
100 150 222.6 16.43 75.62 140 106 241.6 17.84 57.78 200 75 161.6 11.93 45.85 270 53 121.1 8.94 36.91 400 38 90.1 6.65 30.26 -400 - 409.9 30.26 0.00
Muestra Total 1354.6 P80 [μm] 164.5
Tabla F. 30: Perfil granulométrico al moler durante 25 minutos mineral subterráneo
Al igual que con el mineral de rajo, se corrobora el tiempo estimado, registrándose lo
mostrado en la Tabla F. 31:
Subterránea 20.6 [min] N° Malla ASTM Abertura (μm) Masa [gr] %Parc Ret. Pasante %
12 1700 0.0 0.00 100.00 16 1180 0.0 0.00 100.00 20 850 0.0 0.00 100.00 30 600 0.7 0.05 99.95 40 425 4.8 0.35 99.59 50 300 41.8 3.09 96.51 70 212 178.4 13.18 83.33
100 150 267.1 19.73 63.60 140 106 174.9 12.92 50.69 200 75 143.8 10.62 40.07 270 53 93.9 6.94 33.13 400 38 33.9 2.50 30.63 -400 - 42.0 3.10 27.53
Muestra Total 1353.7 P80 [μm] 209.6
Tabla F. 31: Perfil granulométrico al moler durante el tiempo calculado
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-28
Para establecer si uno de los minerales tienen una mayor tendencia a la fractura, se
realizan comparaciones de los perfiles entregados en cada molienda:
Gráfico F. 4: Perfil granulométrico obtenido luego de 10 minutos de molienda
Gráfico F. 5: Perfil granulométrico obtenido luego de 18 minutos de molienda
394 465
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Cinética de Molienda 10 [min]
Subterránea P80 Subterránea P80 Rajo Rajo
244 232
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Cinética de Molienda 18 [min]
Subterránea P80 Subterránea P80 Rajo Rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-29
Gráfico F.6: Perfil granulométrico obtenido luego de 25 minutos de molienda
Como se observa, no existe una clara propensión de uno de los dos minerales a la
fractura, dado que las diferencias existentes son menores al 10%.
165 173
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
asan
te
Apertura [μm]
Cinética de Molienda 25 [min]
Subterránea P80 Subterránea P80 Rajo Rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-30
F.4 Cinéticas de Flotación
Los tiempos en los que se realizan las mediciones son a los 1, 2, 3, 4, 7, 11, 16
minutos, con el fin de realizar comparaciones en la velocidad de reacción, dada
generalmente por la dispersión y solubilidad que tiene los reactivos en el medio acuoso.
A continuación, se muestran el resumen de las leyes y recuperaciones de cobre,
hierro y molibdeno (promediando los duplicados), para luego continuar con el detalle de cada
una de las pruebas realizadas:
Rajo Subterránea
Test Cobre Molibdeno Hierro Cobre Molibdeno Hierro 1 9.00 0.249 15.29 8.24 0.272 19.30
2 7.75 0.199 16.03 6.67 0.187 17.94
3 8.43 0.196 20.04 6.69 0.199 18.92
4 7.58 0.233 18.42 6.72 0.218 19.99
5 7.67 0.207 16.30 6.76 0.217 19.29
6 7.73 0.180 15.31 5.42 0.182 16.29
7 7.75 0.191 15.93 5.62 0.193 16.67
8 10.46 0.313 12.90 7.02 0.252 16.39
9 7.25 0.227 15.28 6.45 0.226 18.60
10 8.58 0.243 15.26 5.88 0.190 15.93
11 7.45 0.204 14.95 5.70 0.177 15.83 Tabla F. 32: Leyes obtenidas para los concentrados de ambas minas
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-31
Rajo Subterránea
Test Cobre Molibdeno Hierro Cobre Molibdeno Hierro 1 91.88 71.54 46.52 95.15 78.59 56.57
2 92.22 66.10 53.75 96.15 75.37 73.06
3 92.69 62.43 57.97 95.80 77.77 73.08
4 90.18 70.76 54.74 94.40 79.16 70.19
5 92.45 68.10 52.18 95.90 77.65 73.18
6 91.91 59.93 53.07 94.69 74.59 65.69
7 92.51 62.49 55.17 94.39 76.05 66.95
8 87.40 68.16 32.44 94.45 79.46 53.08
9 92.43 78.45 55.83 95.05 81.47 64.21
10 92.23 73.93 50.27 93.71 81.85 65.84
11 90.30 67.33 53.94 94.54 76.91 67.23 Tabla F. 33: Recuperaciones obtenidas para los concentrados de ambas minas
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-32
F.4.1 Cobre
Leyes de Cobre
En las siguientes tablas se muestran las leyes acumuladas de cobre obtenidas para
mineral de rajo y mineral subterráneo:
Rajo Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 16.53 14.22 13.20 12.17 10.50 9.14 8.30
1D 15.28 13.47 12.46 11.58 10.12 8.85 8.04
2 15.34 13.18 11.52 10.33 8.89 7.80 6.79
2D 14.96 12.84 11.27 10.18 8.81 7.70 6.73
3 11.39 10.56 10.19 9.60 8.78 8.12 7.61
3D 12.15 11.20 10.70 10.16 9.39 8.74 8.18
4 11.09 9.99 9.53 9.14 8.24 7.53 6.89
4D 11.14 9.75 9.30 8.99 8.24 7.63 7.02
5 15.18 12.42 11.01 9.85 8.59 7.61 6.71
5D 13.56 11.93 10.66 9.67 8.58 7.72 6.86
6 13.13 11.37 10.53 9.71 8.57 7.89 7.06
6D 12.58 11.16 10.36 9.64 8.49 7.58 6.79
7 12.69 11.32 10.31 9.55 8.40 7.72 7.08
7D 13.13 11.05 10.18 9.53 8.47 7.79 7.06
8 24.02 19.98 17.01 15.09 12.39 10.42 8.97
8D 22.70 18.72 16.29 14.61 12.25 10.51 8.78
9 12.36 11.12 9.95 9.16 8.08 7.27 6.57
9D 12.43 11.09 9.93 9.09 8.04 7.23 6.59
10 16.07 14.78 12.89 11.73 9.86 8.87 8.12
10D 15.30 13.28 11.48 10.70 9.16 8.29 7.65
11 13.15 11.71 10.85 9.77 8.34 7.42 6.61
11D 12.88 11.79 10.98 9.83 8.34 7.48 6.54
Tabla F. 34: Leyes acumuladas de cobre obtenidas para los concentrados de mina rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-33
Subte Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 13.43 12.18 11.71 10.88 9.61 8.56 7.58
1D 11.57 10.94 10.40 9.80 8.78 7.91 7.11
2 12.93 11.16 8.80 8.23 7.20 6.57 6.18
2D 12.78 11.52 8.93 8.36 7.36 6.76 6.40
3 9.27 8.84 8.54 8.05 7.34 6.78 6.32
3D 8.82 8.37 8.07 7.68 7.11 6.60 6.18
4 11.16 9.30 8.72 8.28 7.39 6.74 6.15
4D 9.84 8.75 8.37 8.07 7.31 6.70 6.14
5 11.23 9.66 9.03 8.32 7.42 6.72 6.27
5D 10.72 9.49 8.89 8.27 7.47 6.80 6.33
6 8.64 8.00 7.38 6.84 6.17 5.48 4.71
6D 9.04 7.96 7.23 6.68 5.98 5.36 4.61
7 8.82 8.24 7.69 7.21 6.41 5.61 4.88
7D 8.57 8.15 7.62 7.14 6.38 5.63 4.80
8 13.34 10.97 9.88 9.10 8.01 7.09 6.45
8D 13.29 11.02 9.92 8.84 7.78 6.95 6.35
9 9.79 9.13 8.67 8.06 7.02 6.44 6.01
9D 10.79 9.57 9.12 8.38 7.16 6.46 5.97
10 9.88 8.76 8.02 7.43 6.70 5.93 5.37
10D 9.77 8.57 7.83 7.27 6.54 5.82 5.24
11 9.79 8.79 8.01 7.41 6.58 5.72 5.15
11D 9.37 8.48 7.77 7.23 6.46 5.69 5.21
Tabla F. 35: Leyes acumuladas de cobre obtenidas para los concentrados de mina subterránea
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-34
Recuperaciones de cobre
A continuación, las recuperaciones acumuladas de cobre registradas en las distintas
cinéticas realizadas, para ambas muestras minerales:
Rajo Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 74.17 83.71 85.82 87.26 89.32 91.48 92.56
1D 73.92 84.95 87.04 88.65 90.72 92.29 93.38
2 71.92 83.36 87.29 89.26 91.28 92.41 93.13
2D 72.63 83.48 87.16 89.03 90.90 92.02 92.66
3 76.81 84.60 86.50 88.46 90.75 92.14 93.08
3D 78.21 85.81 88.34 90.10 91.97 93.25 93.95
4 62.21 78.29 82.35 85.23 89.02 90.82 91.96
4D 63.23 78.51 82.54 84.60 87.72 89.55 90.51
5 66.57 82.35 86.71 88.97 90.99 92.04 92.70
5D 64.10 84.42 88.65 90.54 92.01 92.86 93.44
6 76.43 84.80 87.26 89.05 91.35 92.51 93.13
6D 71.42 81.43 84.69 86.89 90.03 91.31 91.94
7 71.49 82.03 85.90 87.95 90.37 91.78 92.60
7D 74.44 84.59 87.76 89.53 92.00 93.24 93.94
8 70.18 79.86 83.24 85.08 87.01 88.14 88.80
8D 67.32 77.98 81.98 83.95 85.87 86.65 87.24
9 80.60 86.24 88.63 89.97 91.69 92.79 93.73
9D 79.54 84.70 87.47 88.94 90.83 92.07 93.15
10 72.35 81.13 85.82 88.01 90.58 92.04 93.17
10D 73.90 81.88 86.28 88.86 91.31 92.42 93.13
11 62.88 75.02 80.18 84.33 88.08 90.14 91.26
11D 62.27 77.02 82.08 85.41 88.73 90.47 91.41
Tabla F. 36: Recuperaciones acumuladas de cobre para concentrados mina rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-35
Subte Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 79.80 86.72 88.44 90.50 93.16 94.70 95.71
1D 74.25 87.96 90.98 92.73 94.44 95.60 96.40
2 59.92 77.06 88.80 91.48 94.52 95.81 96.40
2D 58.55 78.44 89.88 92.67 95.41 96.49 97.05
3 77.96 88.29 90.40 92.51 94.66 95.82 96.44
3D 77.17 87.19 90.58 92.52 94.68 95.78 96.46
4 72.05 83.84 86.74 88.98 91.88 93.56 94.53
4D 67.60 85.30 89.88 91.91 94.14 95.25 95.88
5 72.57 85.21 89.06 91.62 94.29 95.74 96.51
5D 71.53 87.45 90.54 92.65 94.89 96.05 96.62
6 74.09 87.95 91.35 92.81 94.08 94.69 95.05
6D 79.44 87.57 91.07 92.70 93.99 94.69 95.07
7 57.42 83.37 89.52 91.60 93.57 94.38 94.78
7D 55.52 83.59 90.15 92.15 93.70 94.39 94.78
8 71.48 81.50 85.59 88.36 91.91 93.98 95.09
8D 71.66 83.05 87.21 90.42 93.18 94.92 95.85
9 72.41 85.06 89.23 91.78 94.42 95.53 96.19
9D 75.89 83.33 86.54 89.03 93.00 94.57 95.46
10 65.36 86.00 89.36 90.76 92.39 93.38 93.88
10D 68.46 88.12 90.84 92.11 93.24 94.05 94.45
11 66.74 87.17 90.57 91.97 93.39 94.34 94.77
11D 63.53 86.42 90.74 92.30 93.79 94.75 95.16
Tabla F. 37: Recuperaciones acumuladas de cobre para concentrados mina subterránea
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-36
F.4.2 Hierro
Leyes de Hierro
En las siguientes tablas se muestran las leyes acumuladas de hierro obtenidas para
mineral de rajo y mineral subterráneo:
Rajo Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 21.58 19.96 19.11 18.07 16.33 15.06 14.09
1D 22.55 20.60 19.58 18.66 17.02 15.52 14.51
2 28.40 25.20 22.47 20.46 17.95 16.07 14.30
2D 28.44 25.02 22.33 20.38 17.97 15.99 14.30
3 27.16 25.23 24.30 22.94 21.03 19.60 18.47
3D 28.32 26.31 25.15 23.87 22.02 20.47 19.24
4 25.45 23.19 22.23 21.47 19.60 18.07 16.69
4D 25.34 23.35 22.35 21.72 20.13 18.77 17.44
5 29.17 24.74 22.28 20.18 17.89 16.14 14.50
5D 27.39 24.25 21.89 20.06 18.03 16.45 14.89
6 25.49 22.38 20.86 19.37 17.28 16.07 14.63
6D 22.41 20.03 18.85 17.79 16.04 14.55 13.26
7 24.47 21.88 20.13 18.81 16.76 15.56 14.45
7D 24.84 22.01 20.52 19.41 17.54 16.29 14.99
8 19.50 17.92 17.08 15.92 14.14 12.65 11.38
8D 18.82 17.80 16.95 16.09 14.62 13.16 12.01
9 23.09 21.33 19.55 18.33 16.55 15.18 13.98
9D 22.91 21.32 19.64 18.38 16.73 15.38 14.30
10 23.14 21.10 19.52 18.60 16.73 15.65 14.84
10D 21.65 19.94 18.31 17.44 15.92 14.87 14.03
11 23.44 21.30 19.91 18.22 15.95 14.49 13.17
11D 25.43 23.25 21.74 19.69 16.98 15.42 13.77
Tabla F. 38: Leyes acumuladas de hierro para concentrados mina rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-37
Subte Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 25.53 23.93 23.43 22.52 20.93 19.43 17.87
1D 25.01 24.05 23.38 22.49 20.69 19.18 17.96
2 28.75 26.89 23.00 21.70 19.13 17.58 16.59
2D 31.25 28.43 23.61 22.31 19.81 18.30 17.38
3 26.25 24.69 23.86 22.55 20.64 19.12 17.91
3D 25.74 24.02 23.00 21.84 20.17 18.73 17.56
4 30.09 26.27 24.80 23.61 21.07 19.23 17.61
4D 29.16 27.29 25.91 24.93 22.59 20.74 19.07
5 31.94 28.41 26.68 24.66 22.09 20.06 18.76
5D 27.95 25.41 23.98 22.39 20.27 18.52 17.33
6 26.50 23.96 21.95 20.35 18.40 16.47 14.30
6D 26.96 23.71 21.50 19.91 17.87 16.12 14.02
7 26.21 24.72 22.82 21.33 18.97 16.71 14.69
7D 27.17 24.37 22.44 20.95 18.74 16.63 14.36
8 23.48 20.79 19.46 18.58 17.24 16.09 15.24
8D 22.84 21.11 19.97 18.85 17.69 16.69 15.89
9 25.85 24.91 23.96 22.64 20.17 18.77 17.64
9D 22.64 21.13 20.89 20.16 19.21 18.43 17.60
10 24.65 22.61 20.92 19.50 17.81 16.01 14.61
10D 24.65 22.62 20.92 19.57 17.68 15.85 14.38
11 26.01 23.89 21.83 20.26 18.07 15.84 14.39
11D 24.39 23.05 21.31 19.94 17.88 15.82 14.56
Tabla F. 39: Leyes acumuladas de hierro obtenidas para los concentrados de mina subterránea
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-38
Recuperaciones de Hierro
A continuación, las recuperaciones acumuladas de hierro registradas en las distintas
cinéticas realizadas, para ambas muestras minerales:
Rajo Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 28.30 34.33 36.31 37.87 40.60 44.04 45.90
1D 33.03 39.34 41.41 43.25 46.19 49.01 51.01
2 38.54 46.11 49.28 51.17 53.31 55.06 56.77
2D 37.86 44.61 47.33 48.88 50.85 52.43 53.94
3 46.73 51.57 52.65 53.91 55.46 56.70 57.66
3D 49.43 54.65 56.31 57.36 58.46 59.24 59.93
4 36.42 46.36 49.04 51.10 54.03 55.61 56.87
4D 35.17 45.96 48.48 49.98 52.37 53.88 54.98
5 33.57 43.06 46.06 47.84 49.74 51.21 52.60
5D 34.76 46.06 48.87 50.42 51.91 53.15 54.46
6 42.67 48.00 49.71 51.10 52.97 54.22 55.49
6D 37.70 43.28 45.63 47.51 50.37 51.92 53.19
7 39.48 45.41 48.03 49.60 51.59 52.96 54.14
7D 41.42 49.57 52.01 53.61 56.04 57.39 58.61
8 20.60 23.82 25.36 26.58 28.31 29.81 31.16
8D 21.63 27.74 29.58 30.80 33.07 35.08 36.80
9 43.86 48.17 50.75 52.43 54.70 56.39 58.11
9D 41.40 45.97 48.84 50.78 53.37 55.26 57.07
10 31.42 34.93 39.21 42.09 46.38 48.95 51.36
10D 32.54 38.24 42.82 45.06 49.36 51.58 53.15
11 33.77 41.10 44.36 47.41 50.76 53.01 54.81
11D 36.16 44.67 47.80 50.34 53.14 54.87 56.60
Tabla F. 40: Recuperaciones acumuladas de hierro concentrados mina rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-39
Subte Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 38.84 43.60 45.29 47.94 51.96 54.99 57.78
1D 40.26 48.51 51.29 53.41 55.84 58.14 61.06
2 37.08 51.68 64.57 67.12 69.93 71.29 72.04
2D 41.04 55.48 68.15 70.90 73.64 74.83 75.55
3 60.34 67.44 69.05 70.78 72.72 73.88 74.66
3D 59.92 66.57 68.68 70.03 71.42 72.29 72.97
4 50.57 61.67 64.24 66.01 68.20 69.51 70.44
4D 48.18 63.95 66.93 68.30 69.97 70.88 71.59
5 53.75 65.27 68.51 70.75 73.07 74.39 75.21
5D 51.30 64.44 67.18 69.00 70.85 71.98 72.72
6 53.07 61.54 63.48 64.49 65.53 66.44 67.47
6D 54.02 59.53 61.79 62.99 64.07 64.95 65.99
7 40.95 60.03 63.83 65.11 66.50 67.51 68.52
7D 41.85 59.44 63.11 64.30 65.43 66.38 67.43
8 30.82 37.80 41.25 44.19 48.46 52.21 54.99
8D 29.18 37.69 41.58 45.66 50.19 53.95 56.83
9 44.83 54.39 57.81 60.45 63.57 65.22 66.20
9D 37.29 43.10 46.42 50.18 58.45 63.19 65.92
10 42.60 58.00 60.90 62.21 64.18 65.78 66.67
10D 44.42 59.83 62.42 63.72 64.84 65.89 66.69
11 44.75 59.79 62.27 63.47 64.73 65.92 66.76
11D 43.02 61.08 64.76 66.26 67.48 68.55 69.21
Tabla F. 41: Recuperaciones acumuladas de hierro para concentrados mina subterránea
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-40
F.4.3 Molibdeno
Leyes de Molibdeno
En las siguientes tablas se muestran las leyes acumuladas de molibdeno obtenidas
para mineral de rajo y mineral subterráneo:
Rajo Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 0.377 0.351 0.336 0.315 0.279 0.248 0.227
1D 0.378 0.355 0.337 0.319 0.284 0.251 0.229
2 0.309 0.302 0.277 0.253 0.221 0.195 0.171
2D 0.315 0.307 0.282 0.260 0.229 0.202 0.177
3 0.273 0.267 0.264 0.255 0.238 0.223 0.210
3D 0.174 0.189 0.191 0.188 0.180 0.170 0.160
4 0.284 0.278 0.274 0.269 0.248 0.228 0.210
4D 0.283 0.274 0.271 0.268 0.253 0.237 0.219
5 0.339 0.317 0.293 0.267 0.235 0.209 0.185
5D 0.303 0.297 0.276 0.254 0.227 0.205 0.183
6 0.238 0.236 0.231 0.220 0.201 0.188 0.169
6D 0.200 0.203 0.203 0.199 0.189 0.173 0.156
7 0.219 0.226 0.222 0.213 0.197 0.185 0.171
7D 0.250 0.242 0.236 0.228 0.210 0.196 0.179
8 0.604 0.562 0.498 0.449 0.374 0.316 0.273
8D 0.553 0.512 0.463 0.422 0.360 0.310 0.260
9 0.363 0.338 0.307 0.285 0.254 0.230 0.208
9D 0.351 0.329 0.300 0.278 0.248 0.225 0.206
10 0.407 0.370 0.339 0.316 0.272 0.248 0.228
10D 0.378 0.354 0.319 0.298 0.261 0.237 0.220
11 0.244 0.259 0.261 0.249 0.221 0.198 0.177
11D 0.271 0.287 0.286 0.267 0.232 0.210 0.184
Tabla F. 42: Leyes acumuladas de molibdeno para concentrados mina rajo
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-41
Subte Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 0.369 0.360 0.355 0.341 0.314 0.286 0.257
1D 0.331 0.321 0.315 0.304 0.280 0.257 0.233
2 0.211 0.226 0.222 0.219 0.203 0.189 0.179
2D 0.201 0.221 0.214 0.213 0.198 0.185 0.176
3 0.227 0.238 0.237 0.231 0.216 0.202 0.190
3D 0.209 0.220 0.223 0.218 0.209 0.196 0.185
4 0.238 0.243 0.241 0.239 0.224 0.210 0.194
4D 0.257 0.270 0.270 0.265 0.246 0.227 0.209
5 0.280 0.277 0.272 0.260 0.242 0.223 0.209
5D 0.254 0.260 0.256 0.247 0.229 0.211 0.198
6 0.240 0.244 0.234 0.221 0.203 0.182 0.157
6D 0.255 0.246 0.233 0.220 0.200 0.181 0.157
7 0.257 0.260 0.253 0.242 0.220 0.195 0.171
7D 0.251 0.257 0.249 0.237 0.216 0.192 0.165
8 0.339 0.319 0.305 0.293 0.272 0.247 0.228
8D 0.359 0.342 0.326 0.307 0.283 0.257 0.237
9 0.287 0.281 0.279 0.268 0.244 0.228 0.214
9D 0.295 0.284 0.283 0.270 0.244 0.225 0.211
10 0.280 0.264 0.249 0.234 0.217 0.197 0.179
10D 0.273 0.253 0.237 0.223 0.204 0.184 0.166
11 0.269 0.254 0.236 0.220 0.198 0.174 0.158
11D 0.257 0.249 0.235 0.222 0.201 0.179 0.165
Tabla F. 43: Leyes acumuladas de molibdeno para concentrados mina subterránea
Anexo F: Resultados de Pruebas en Laboratorio SGS
F-42
Recuperaciones de Molibdeno
A continuación, las recuperaciones acumuladas de molibdeno registradas en las
distintas cinéticas realizadas, para ambas muestras minerales:
Rajo Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 47.75 58.30 61.59 63.86 67.04 70.04 71.37
1D 51.05 62.50 65.66 68.10 71.03 73.03 74.26
2 41.07 54.13 59.40 62.02 64.36 65.57 66.32
2D 42.23 55.14 60.29 62.88 65.27 66.62 67.37
3 44.61 51.92 54.38 56.96 59.71 61.24 62.31
3D 39.28 50.76 55.29 58.46 61.74 63.62 64.66
4 40.89 55.98 60.74 64.43 68.89 70.70 71.86
4D 40.93 56.29 61.26 64.25 68.64 70.82 71.85
5 40.02 56.58 62.05 64.85 67.08 68.16 68.86
5D 39.46 57.83 63.23 65.51 67.12 68.03 68.68
6 39.01 49.65 53.86 56.80 60.40 61.94 62.71
6D 31.56 41.22 46.17 49.93 55.80 57.93 58.84
7 33.30 44.18 49.92 53.03 57.23 59.36 60.50
7D 39.58 51.86 56.72 59.73 63.72 65.62 66.65
8 45.26 57.64 62.54 64.89 67.34 68.63 69.40
8D 43.43 56.42 61.70 64.28 66.75 67.70 68.41
9 62.13 68.86 71.87 73.49 75.53 76.90 78.05
9D 62.73 70.22 73.82 75.87 78.41 80.00 81.34
10 52.81 58.56 64.99 68.43 72.17 74.08 75.41
10D 50.92 60.79 66.90 69.10 72.44 73.79 74.62
11 32.77 46.63 54.18 60.40 65.58 67.67 68.70
11D 34.58 49.48 56.33 61.15 65.26 66.99 67.93
Tabla F. 44: Recuperaciones acumuladas de molibdeno para concentrados mina rajo
Bibliografía
F-43
Subte Tiempo [min] Test 1 2 3 4 7 11 16
1 54.36 63.58 66.55 70.31 75.49 78.52 79.74
1D 53.77 65.40 69.70 72.94 76.34 78.66 79.57
2 26.83 42.91 61.34 66.70 73.25 75.74 76.40
2D 26.18 42.70 61.25 67.13 72.90 75.00 75.66
3 52.29 65.08 68.88 72.57 76.34 78.33 78.90
3D 49.68 62.35 68.04 71.52 75.38 77.21 77.82
4 40.25 57.51 62.84 67.15 73.10 76.25 77.33
4D 44.90 66.97 73.62 76.74 80.49 82.07 82.62
5 45.70 61.61 67.77 72.39 77.54 80.11 80.87
5D 42.76 60.49 65.84 69.75 73.51 75.19 75.73
6 48.93 63.85 68.77 71.24 73.44 74.60 75.36
6D 52.12 62.93 68.37 71.04 73.27 74.58 75.41
7 38.38 60.39 67.54 70.54 73.66 75.14 76.04
7D 38.86 63.08 70.47 73.24 75.69 76.95 77.80
8 43.72 56.99 63.51 68.50 75.09 78.85 80.13
8D 44.21 58.85 65.50 71.69 77.32 80.07 81.06
9 51.56 63.61 69.63 74.16 79.56 81.89 82.71
9D 50.96 60.68 66.07 70.46 78.01 81.04 82.21
10 49.17 68.73 73.55 75.87 79.39 82.38 83.21
10D 52.44 71.22 75.29 77.56 79.71 81.33 82.10
11 49.02 67.24 71.32 73.16 75.25 76.79 77.65
11D 45.03 65.54 70.95 73.34 75.55 77.04 77.75
Tabla F. 45: Recuperaciones acumuladas de molibdeno para concentrados mina subterránea