INFORME FINAL EVALUACION
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“DIAGNÓSTICO DEL PROCESO DE GRAVIMETRÍA Sn Y FLOTACIÓN DE Zn. CONCENTRADORA COLQUIRI – ORURO – BOLIVIA” Preparado para: Cía. Minera Colquiri S.A.- Bolivia Por: Antonio Pacheco (*) Noviembre - 2009.
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“DIAGNÓSTICO DEL PROCESO DE GRAVIMETRÍA Sn
Y FLOTACIÓN DE Zn.
CONCENTRADORA COLQUIRI – ORURO – BOLIVIA”
Preparado para: Cía. Minera Colquiri S.A.- Bolivia
Por: Antonio Pacheco (*)
Noviembre - 2009.
2
C O N T E N I D O
Pág.
RESUMEN EJECUTIVO 1. INTRODUCCIÓN 4
Antecedentes
Objetivo
Ubicación
2. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO ACTUAL 5 2.1. Molienda - clasificación.
2.2 Concentración gravimétrica de casiterita.
2.3 Flotación de zinc.
3. EVALUACIÓN METALÚRGICA DEL PROCESO 7
Metodología.
Características del mineral que influyen en el proceso
3.1 Molienda – clasificación
3.2. Concentración gravimétrica Sn
3.3. Limpieza de concentrados Sn
3.4. Concentrador Falcon C-2000
3.5. Filtrado-secado concentrado Sn
3.6. Análisis de los concentrados finales
3.7. Flotación de zinc.
3.8. Análisis de los relaves finales
4. PROPUESTA MODIFICACIÓN-CORRECCIÓN DEL PROCESO. 26 Justificación
Propuesta técnica
5. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES FINALES 26
6. REFERENCIAS
7. ANEXOS 27 • Tablas de análisis granulométricas.
• Flowsheet – balance másico parciales.
3
RESUMEN EJECUTIVO.
El presente trabajo se realiza dentro los objetivos y alcances requeridos por la
Cía. Minera Colquiri – Bolivia y nuestra propuesta de servicios de consultoría de
fecha 9 de septiembre del 2009. El objetivo es realizar un diagnóstico del
proceso de concentración a través de sus operaciones para corregir las
desviaciones y alcanzar los parámetros logrado en gestiones anteriores; además,
sugerir mejoras en el proceso a mediano y largo plazo para alcanzar nuevos
objetivos.
Para la evaluación del proceso, se efectuó un muestreo de las operaciones en la
Concentradora Colquiri, las muestras se procesaron y ensayaron en los
laboratorios de Colquiri. Los resultados se enviaron vía electrónica para la
elaboración del reporte final.
Los resultados de la evaluación, muestran que de 41 t/h de mineral fresco que se
alimenta al circuito de molienda, 10.5 t/h se muele menos 35 micras (lamas),
entre los molinos SAG y el de barras; por otro lado, en todos los circuitos se ha
encontrado que la concentración de Sn es eficiente hasta 35 micras, menos de
esta fracción, el Sn empieza a escapar por las colas hasta los relaves finales.
La baja recuperación y calidad del concentrado de Sn se debe fundamentalmente
al incremento de generación de lamas en la molienda, la mala preparación del
mineral para la concentración gravimétrica en el proceso y la puesta en marcha
del nuevo circuito de flotación de Zn a partir de los relaves de Py.
Los trabajos recomendados para ejecutarse a corto plazo y volver a los
parámetros de gestiones anteriores, están orientados a corregir desviaciones en la
operación del SAG MILL, circuito de desaguado 1, reemplazo de agua de
dilución en mesas y espirales, reemplazo del ciclón por zaranda en la
clasificación de PK de Sn, uso de floculantes en TH-60, espesador de Sn, y otros
que se indica en cada uno de los circuitos.
Como proyectos a mediano y largo plazo para mejorar los resultados del proceso
actual, se está recomendando el cambio del filtro de discos de Sn por uno de
banda que podría eliminar el sistema de secado del concentrado de Sn, un nuevo
circuito para flotar la casiterita fina que podría incrementar la recuperación en 8
a 9 puntos con un aporte del 10% aproximadamente la producción final de Sn.
El proyecto considera tratar 20250 t/mes de relaves de flotación Zn con 1.10%
de Sn en la cabeza y recuperación de 52%. La producción metálica estimada por
mes 116 TMF Sn con calidad de 50%.
Como ventajas del circuito de flotación propuesto, existe el mineral adecuado y
preparado para este proceso que eliminaría los problemas actual de las lamas,
además, se pararía el circuito actual de lamas y el Falcon C-2000, que puede
reubicarse este último en los relaves del circuito de gravimetría fina.
Como desventajas del circuito de flotación propuesto, es un proyecto de alta
inversión, requiere conocimiento específico para el diseño del proceso.
4
1. INTRODUCCIÓN Antecedentes.
La Compañía Minera Sinchiwayra S.A. mediante su director de operaciones
Ing. Fernando Ramos, me contactaron para realizar un diagnóstico del
proceso y operaciones de la Concentradora Colquiri S.A., después de fijar los
objetivos y determinar los alcances del trabajo, se aceptó realizar el trabajo
dando inicio el 14 de septiembre del 2009. El trabajo consistiría en realizar
una visita a la concentradora Colquiri, realizar un muestreo de los circuitos
más importantes del proceso y finalmente elaborar el reporte final.
Objetivos. Como objetivo se fijó, evaluar las operaciones y proceso de la concentradora
para conocer los parámetros metalúrgicos actuales y determinar las
desviaciones con respecto a los estándares logrados al inicio de estas
operaciones.
Ubicación. La unidad de Mina Colquiri, está ubicado aproximadamente a 200 Km. al
sur-este del departamento de La Paz, en la provincia Inquisivi, y 70 Km. de
la ciudad de Oruro.
Colquiri se encuentra en las coordenadas 67° 07’ 30” W y 17° 23’ 30” S en
la región del altiplano a 4,200 m.s.n.m. El acceso es a través de 162 Km de
carretera asfaltada hasta Caracollo (carretera Inter-departamental La Paz-
Oruro), y 33 Km de carretera afirmada (Caracollo - Colquiri). El tiempo
Aprox. de este recorrido es 3 horas aproximadamente (la Paz – Colquiri).
MAPA DE UBICACIÓN
(*) Consultor Procesos Metalúrgicos
5
2. DESCRIPCIÓN DE PROCESO
2.1 Molienda - Clasificación.
Molienda.- El mineral proveniente de la extracción de la mina, se almacena
en dos tolvas de paso (una para mineral grueso y otra para fino), de estas
tolvas en forma simultanea se alimenta la carga a una zaranda Comesa 4´x 8´
doble piso de con abertura de 1/2” y 6 mm respectivamente; los productos de
rechazo de la zaranda ingresan al SAG MILL mientras que el under size se
descarga al cajón de descarga del molino SAG. La pulpa fresca de
clasificación y molienda, se envía hasta una zaranda Comesa 4´x 8´ para
clasificar el producto grueso al molino de barras y el under size al proceso de
gravimetría.
Preparación de carga para proceso.- En un clasificador helicoidal de 60”, se clasifica la pulpa fresca y la carga circulante producto de la descarga del
molino A. Challmers (molienda terciaria) previa separación magnética de
este último, las arenas del clasificador está preparado para el proceso de
gravimetría gruesa mientras que el rebalse se envía a un nido de ciclones
Vulco D-15B que corresponde al circuito de desaguado 1. El under flow de
los ciclones es carga preparada para el circuito de gravimetría fina y el over
flow corresponde al producto de deslamado y se envía directo al espesador
del TH-60.
En esta etapa, se define los rangos de tamaño de grano para cada uno de los
circuitos del proceso de la casiterita:
Circuito Grav. Gruesos: - 1.80mm + 212 micras (65#). Circuito Grav. Finos: - 212 micras + 43 micras (325#). Circuito Grav. Muy finos: - 43 micras - 11 micras
Producto deslame: < 11 micras.
Las lamas deben definirse como partículas de mineral menores a 11 micras
que contiene una pulpa, para este caso, no existe proceso metalúrgico a nivel
industrial que pueda recuperar el Sn
2.2. Concentración Gravimétrica de Sn
Gravimétrica Sn Existe tres circuitos de concentración gravimétrica para la recuperación de la
casiterita, el circuito grueso que trabaja con las arenas del clasificador
helicoidal, el circuito de finos que trabaja con el under flow de los ciclones
D15-B y el circuito de muy finos que corresponde al under flow del
espesador TH-60 (llamado hoy lamas), estos tres circuitos trabajan con
concentradores de espirales como etapas rougher y scavenger con mesas
concentradoras para la etapa de limpieza incluyendo las repasadoras. Los
productos de los pre-concentrados de las mesas concentradoras, se envía a un
tanque espesador para la limpieza de concentrados y los relaves de las mesas
como de los espirales, previa clasificación se alimenta al molino A.
Challmers para la etapa de molienda terciaria.
6
Flotación inversa de sulfuros.- El circuito contempla la etapa de molienda
– clasificación, utilizando un ciclón D-4 para clasificar las partículas gruesas
y terminar de liberar en el molino Denver 4´Ø x 6´. El mineral liberado
(over flow), se acondiciona con reactivos como CuSO4 para activar, Xantato
para colectar y MIBC para formar espumas. Con estas características básicas
y a pH neutro, se flotan las piritas y otros sulfuros de hierro que se descargan
como relaves finales. El no float de la flotación, corresponde al concentrado
final de Sn. Tanto la etapa rougher como scavenger, se realiza en celdas
convencionales DR-24 de flujo abierto y la etapa de limpieza en celda
columna de 1.0m Ø.
Espesado filtrado y secado de concentrados Sn.- El concentrado de casiterita producto del no float de la flotación inversa, se descarga a un
tanque espesador de 26´Ø para eliminar parte del agua por sedimentación -
decantación, el under flow del espesador se envía a un clasificador helicoidal
para ayudar con las arenas del PK. El rebalse más las arenas del clasificador,
se alimenta al filtro de 4´x 3 discos para el filtrado. El concentrado filtrado
con una humedad aproximada de 12 a 15%, se alimenta a un horno rotatorio
para secar el concentrado de Sn con GLP hasta 5 a 6% de humedad
aproximadamente.
Circuito de concentración en Falcon.- Los relaves de la flotación de zinc son espesados en un nido de ciclones Cavex de 160 mm hasta 35% de
sólidos aproximadamente, el under flow de estos ciclones, se alimenta al
Falcon C-2000 para concentrar el mineral de Sn liberado en el circuito de la
flotación de Zn y escapes del circuito de gravimetría. Los relaves de este
circuito como el over flow de la clasificación de ciclones, se descarga a los
relaves finales y el PK se envía a unas mesas concentradoras para una etapa
de limpieza.
2.3. Flotación de Zinc.
Los relaves de la concentración gravimétrica, se descargan al espesador TH-
3 para eliminar parte de las lamas generadas en este circuito, el under flow
del espesador, se alimenta a los tanques acondicionadores para acondicionar
la pulpa con reactivos (CuSO4 como colector, Isopropil xantato de sodio
como colector y DF-1012 como espumante), la flotación rougher y
scavenger se realiza en celdas de flotación Wenco (1+1) de 300 ft3 c/u y para
las etapas de limpieza se utiliza dos celdas columnas de 1.7m de diámetro
debidamente instrumentadas utilizando el sistema de aireación de Slam Jet
de CPT. Las espumas de la etapa scavenger se remuelen para terminar de
liberar las partículas mixtas en un molino 6´Ø x 4´ previa clasificación en ciclones.
7
3. EVALUACIÓN METALÚRGICA DEL PROCESO.
Metodología La evaluación se inició con un muestreo de las operaciones en las áreas más
importantes y que tienen mayor incidencia en los resultados del proceso, el
muestreo consistió en la toma de la muestra y densidades de pulpa de 42
puntos de los circuitos de gravimetría casiterita y flotación de zinc. El tiempo
de muestreo fue de 8 horas continuas con intervalos de 30 a 40 minutos
durante dos días.
Las muestras fueron procesadas según requerimiento y en coordinación con
la superintendencia de planta, los ensayes químicos de las muestras fueron
ensayadas en el laboratorio químico de la Cía. Y los resultados enviados vía
electrónica para la preparación del reporte.
Los reportes enviados de Colquiri fueron procesados tomando como
referencia circuitos parciales con análisis más detallados en los de mayor
incidencia del proceso.
Durante la estadía en la mina Colquiri, también se realizó observaciones de
diferentes puntos tanto de las operaciones como del proceso, notando a
simple vista desviaciones muy considerables que fueron comunicadas al
personal de operación en su oportunidad.
Características del Mineral que Influyen en el Proceso. Dureza del mineral, desde el inicio de las operaciones de Colquiri (2001), la dureza del mineral extraído de la mina para proceso, fue un problema sin
resolver; existe información histórica sobre este tema, se intentó levantar un
mapa con los rajos y frentes de extracción para determinar la dureza de cada
uno de estos tipos de mineral, con esta información debería dosificarse el
mineral para el tratamiento en la concentradora.
Tamaño de grano, es otro de los problemas históricos entre la mina y la
concentradora, como es de conocimiento, la molienda está diseñado para
trabajar con parte de mineral grueso y parte fino, esta mezcla debe realizarse
trabajando con las dos tolvas para mantener una alimentación uniforme con
el fin de no originar fluctuaciones que más adelante del proceso es muy
perjudicial tanto para la recuperación como la calidad de los concentrados.
Grado de Sn en la cabeza, muy similar al caso anterior, también ocurre
fluctuaciones en el proceso cuando varía el grado de cabeza y las
consecuencias son más notables en la producción y calidad del concentrado.
Recomendaciones: En coordinación con los responsables de mina y planta concentradora se
debe retomar este trabajo, elaborando un programa para determinar la dureza
del mineral mediante el Work Index Bond, de esta forma la concentradora
contará con esta información a tiempo para el procesamiento planificado del
mineral, vale decir que el mineral para ser procesado en planta, antes debe
8
ser cabeceado por tamaño y dureza. Este trabajo muchas operaciones
mineras lo realizan para optimizar capacidad de molienda, Colquiri tiene el
inconveniente de tener en sus operaciones el SAG MILL como cuello de
botella que genera alto contenido de finos para el proceso de concentración
del Sn; normalmente una molienda de estaño con molino de barras genera de
12 a 14% -37 micras mientras con molienda SAG actualmente está
generando 25.36% - 37 micras aproximadamente. Este trabajo no solo dará
lugar a incrementar capacidad al SAG MILL sino que fundamentalmente
reducirá la cantidad de finos en el molino cuando ocurra este fenómeno.
3.1. Molienda – Clasificación
Molienda primaria. Como se indicó anteriormente, uno de los problemas operativos que tiene la
concentradora Colquiri, es la generación de lamas en todos los circuitos de
molienda, algunos por mala clasificación previa y otros por mala operación
del molino como en el caso del SAG MILL. En esta operación, está
determinado tal como se indica más adelante, en todos los circuitos de
concentración, las partículas finas menores a 37 micras son las que menos se
recuperan.
Actualmente el 25.36% de la descarga del molino SAG, corresponde a
partículas menores a 37 micras (400 Tyler), que representa 16.84% en
distribución metálica. Por falta de información de campo, no se ha
determinado exactamente cuanto de Sn se recupera en las fracciones finas;
sin embargo, por las granulometrías realizadas, se estima no debe ser mayor
a 40%, lo que indicaría que aproximadamente 10% del contenido metálico se
estaría perdiendo desde el inicio del proceso por mala molienda. En tonelaje
de mineral fino menor a 37 micras que se genera en este molino es 9 t/h de
41t/h que se alimenta como mineral fresco.
Fig. 1.0 – A: Molino SAG
Distribución Metálica - SAG Mill
0
20
40
60
80
100
120
1 10 100 1000 10000 100000 1000000
Abertura (micras)
Po
rce
nta
je (
%)
Alimentación SAG MILL - (cc-02) Descarga SAG MILL -(cc-04)
16.85Curva ideal en Desc. SAG
Actual
9
En la Fig. 1.0-A de distribución metálica del SAG MILL, se puede notar la
desviación de la curva actual con la ideal que se pretende lograr con los
cambios y modificaciones del circuito.
Recomendaciones.- Existe varios trabajos que se debe realizar para reducir la generación de finos en el molino SAG:
• Parrilla de descarga del SAG, modificar el diseño de las parrillas de
descarga para incrementar el área libre de descarga, considerando
mayor tamaño y cantidad que se requiere descargar.
• Zaranda Comesa 4´x 8´ doble piso, incrementar la abertura de la
malla del piso inferior hasta 6 mm y la superior a 1” con el fin de
mejorar la clasificación para trasladar el mineral fino al under size de
la zaranda que actual pasan en la alimentación al SAG.
• Agua de lavado a la zaranda, instalar agua de lavado al piso inferior
de la zaranda como ayuda para la separación de las partículas finas.
Probablemente se tenga dificultades con el trasporte del under size de
la zaranda, pero se puede solucionar instalando un vibrador en la
línea de descarga.
• Densidad de pulpa, operar el molino SAG con una densidad menor a
1500 g/L, la pulpa en estas condiciones tendrá menor tiempo de
retención en el molino, por tanto, menos generación de lamas.
• Trommel SAG, corregir la abertura de los segmentos del trommel del
molino a 6 mm de abertura, ayudará a reducir la carga circulante de
carga fina.
• Demanda de agua al circuito del SAG, como se indicó anteriormente,
trabajar con menor densidad en el SAG y adicionar más agua a la
zaranda, el requerimiento será mayor; se ha analizado utilizar parte
del flujo del over flow del circuito dewatering 1, después de la
modificación de este circuito, este flujo cuyas partículas serán menor
a 11 micras y en menor proporción de sólidos, trabajará como carga
circulante de agua y no afectará al circuito de molienda. El agua clara
que no será usado en el SAG, se puede utilizar en la dilución de los
espirales y otros.
• Bolas de molienda, se puede realizar pruebas a nivel industrial
modificando niveles altos de llenado de bolas (30 a 35%), y
comparar la cantidad de generación de lamas de la operación actual,
también se puede considerar variar el diámetro de las bolas. Para
estas pruebas quizá sea conveniente el apoyo técnico de los
proveedores de las bolas de acero.
Molienda secundaria (barras). La clasificación de la pulpa en la zaranda previa al molino ruso, es de 4.25%
menos 425 micrones, probablemente esta cifra se debe a la falta de agua en
la zaranda que bien se puede reducir esta cifra incrementando agua o
distribuyendo mejor el agua de lavado; sin embargo, en la descarga del
molino de barras, la producción de finos bajo la malla 38, incrementa hasta
18.46% en peso y 11.78% en distribución metálica, en otras unidades 1.43
t/h de 7,8 t/h que ingresa al molino ruso, se muele hasta – 38 micras lo que
sumado a las 9.1 t/h producidas en el SAG MILL, alcanza a 10.53 t/h.
10
Fig. 1.0-B: Molienda secundaria
Análisis Granulométrico Molino de Barras
0
20
40
60
80
100
1 10 100 1,000 10,000
Abertura (um)
Passin
gAliment.
Descarga
24.00
38.00
20.50
11.7
6.6
RR
RM: 6.02
En la Fig. 10-B, se puede observar en todas las fracciones, tienen un alto
ratio de reducción que pueden reducirse para disminuir la generación de
finos.
Recomendaciones. Con la corrección de algunos parámetros de operación, será factible de
mejorar este circuito:
• Reducir la densidad de operación a la descarga del molino hasta 1900
g/L, esta condición reducirá el tiempo de retención de la carga en el
molino, reduciendo de esta forma la generación de finos e
incrementando la carga circulante. Debe revisarse el sistema de
bombeo de la descarga del molino, por la modificación puede generar
rebalses.
• Revisar el nivel de llenado de barras en el molino, probablemente
requiera reducir hasta lograr el objetivo.
• Como objetivo debe fijarse reducir el ratio de molienda a 4.0 de 6.02
que se encuentra actualmente.
Circuito clasificador Akins 60”. El circuito del clasificador Akins que clasifica la carga fresca y el retorno de la
descarga del molino A. Challmers, actualmente clasifica con un diámetro de
corte de 212 micras (65#), si bien el rebalse del clafificador tiene una buena clasificación (2.42% en peso de partículas mayores a 212 micrones que pasan en
el rebalse), las arenas del clasificador tienen una baja clasificación (27.18% de
partículas menores a 212 micras pasan junto a las arenas del clasificador), este
alto contenido de partículas finas en las arenas, interfieren no solo en la densidad
de la pulpa que es importante para el desplazamiento de las partículas durante la
concentración, sino fundamentalmente durante la estratificación que por efecto
de las sacudidas de las mesas, estas partículas finas densas, son arrastradas por el
agua directamente a los relaves.
11
Fig. 2.0: Clasificador Akins 60”
Distribución Granulométrica
0
20
40
60
80
100
1 10 100 1,000
Abertura (micras)
Pa
ss
ing
Over flow clasificador Akins 60" (CC-10) Arenas clasificador Akins 60" (CC-11)
212
curva real curva ideal
En la Fig. 2.0, se muestra las curvas reales de los productos que actualmente se
encuentra trabajando este equipo, como se indicó anteriormente, existe alto
contenido de finos en las arenas del clasificador, con el trazo de la curva ideal, se
puede observar el área que se necesita corregir, considerando el rango definido
para esta carga.
Recomendaciones. Probablemente por capacidad de carga, las arenas del clasificador estén
arrastrado gran cantidad de finos, para corregir esta desviación se indica algunas
recomendaciones:
• Instalar dos líneas de agua al clasificador Akins en forma radial al eje, a
una altura y distancia adecuada de la descarga, esta agua ayudará a
trasladar las partículas finas desde la descarga de las arenas hasta el
rebalse del clasificador. Una alternativa es utilizar parte del flujo del over
flow del circuito dewátering 1, como flujo prestado.
Circuito dewatering 1 En este circuito opera 2 ciclones D15-B, normalmente se debe operar con un
solo ciclón y presión de trabajo mayor a 15 PSI, por razones operativas, este
circuito trabaja con un ciclón abierto y el segundo semi-abierto, esta técnica no
es la más recomendable más aún tratándose de una operación que prepara carga
para procesar (under flow) y a la vez elimina carga en el desaguado (over flow).
Lograr una buena clasificación en esta etapa, es muy importante porque en este
equipo se define cuanto de carga se pierde por el over flow que bien se puede
trasladarse al under flow para ser procesado e incrementar la recuperación en el
circuito.
De acuerdo al análisis granulométrico del over flow del ciclón, el 65.63% se
encuentra sobre 26 micrones que corresponde a 84.97% en distribución metálica,
con una corrección del circuito que más adelante se describe, será posible
cambiar estos valores.
12
Fig. 3.0: Clasificador Akins 60”
Distribución Metálica
0
20
40
60
80
100
1 10 100 1000
Abertura (micras)
Po
rce
nta
je (
%)
Alimentación a Ciclones (CC-010) Under Flow (CC-13) Over Flow (CC-12)
Curva ideal O/F Curva ideal U/F
Curva real
37 11
En la Fig. 2.0, se muestra las curvas de distribución metálica real de los
productos del clasificador Akins, para mostrar las desviaciones operativas, se ha
trazado curvas ideales, la más notoria corresponde al over flow del ciclón.
Recomendaciones Para corregir las desviaciones operativas del circuito, se recomienda realizar
algunas modificaciones y cambios que deben ser considerados como urgentes y
mediano plazo:
• Optimizar en terreno la clasificación del ciclón mediante los diámetros
del ápex y vortex, con apoyo de la presión en la alimentación, se debe
tomar en cuenta que los objetivos son trasladar las partículas más gruesas
del over flow al under flow del ciclón para procesar en gravimetría de
grano fino y alcanzar el mínimo contenido de sólidos en el over flow.
• A mediano plazo, cambiar los actuales ciclones por un nido de ciclones
Cavex 160 mm que tienen mayor rendimiento para este tipo de trabajo.
• Automatizar el circuito de bombeo 330PM-03 mediante un lazo de
control entre el nivel de pulpa del cajón de la bomba y el flujo del over
flow del mismo ciclón. Existe muchas fluctuaciones en el circuito que
debe ser corregido en esta área.
• Instalar las líneas requeridas para trasladar el flujo del over flow del
ciclón al circuito del SAG MILL y lavado del clasificador Akins de 60”.
3.2. Concentración gravimétrica Sn.
Circuito de gravimetría - casiterita gruesa y fina. Una de las condiciones más importantes para tener buena recuperación en la
concentración gravimétrica, es la preparación del mineral de acuerdo al tamaño
de grano, Colquiri en todos los circuitos excepto en la clasificación del molino
ruso, tiene este inconveniente y se debe fundamentalmente al uso de ciclones en
la mayoría de los circuitos de clasificación. Como se sabe en concentración
gravimétrica, las interferencias de lamas o partículas fuera del rango establecido
13
además de las fluctuaciones de carga, son inversamente proporcional a la
recuperación, en otros términos, mientras mejor se prepare el mineral para el
proceso, mejor serán los resultados.
De lo indicado anteriormente, se ha notado en la mayor parte de los espirales y
mesas concentradoras, con apermasamiento compacto de carga en algunas mesas
y presencia de lamas producto de una mala clasificación. Con algunas
correcciones de operación en los equipos de esta área, se podrá mejorar los
resultados.
• Reemplazar el uso de agua con lamas por agua clara que se adiciona en
la descarga de las arenas del clasificador y PKs de los espirales para
dilución de la pulpa. Como se indicó anteriormente, las partículas que
contienen estas lamas, interfieren en la reología de la pulpa y en la
estratificación de las partículas durante la concentración.
• Tener un estricto control de las densidades de las pulpas que alimentan a
los espirales y mesas, teniendo en cuenta que las mejores
concentraciones en estos equipos se dan entre 32 a 36 % de sólidos. • La limpieza de las áreas de contacto de las partículas tanto en los
espirales como en las mesas concentradoras, son muy importantes para
una buena concentración. Se debe elaborar un programa de los espirales
y mesas para su respectiva limpieza. • Redistribuir los espirales de acuerdo a un aforo en cada uno de los
circuitos, actualmente algunos están más sobrecargados que otros en
capacidad, esta desviación no ayuda a la recuperación (las capacidades
debe tomarse de acuerdo a recomendación del fabricante). • La redistribución de las mesas debe considerarse teniendo en cuenta el
tamaño de grano en cada flujo, para mesas Wifley, como referencia se
puede considerar: - Para granos de 2.5 mm. 4.17 t/h.
- Para granos de 0.8 mm. 0.50 t/h.
- Para granos de 0.4 – 0.1 mm. 0.40 t/h.
- Granos menores a 0.1 mm. 0.25 t/h.
Circuito de molienda terciaria (Mol. A. Challmers). Este molino que trabaja con el producto del under flow de los ciclones D-20,
contiene 9.27% - 26 micras y con la remolienda se incrementa hasta 19.41% en
la misma fracción.
El alimento al molino A.Ch. En las fracciones finas se observa alto contenido de
Sn liberado (entre 38 a 150 micras 50.97% que corresponde a 39.16% del
contenido metálico), probablemente se debe a una mala concentración en los
espirales y mesas por las observaciones indicadas anteriormente (agua de
dilución y preparación de carga).
El ratio de molienda en este circuito según los análisis granulométricos, es de
1.39, comparando con valores históricos normalmente se trabajaba con 1.10 a
1.18 como máximo, un incremento significa que las pérdidas incrementan a más
de 26.76% de distribución metálica como en este caso.
14
Fig.4.0: Molienda Terciaria
Distribución Granulométrica
0
20
40
60
80
100
1 10 100 1,000
Abertura (micras)
Pa
ss
ing
Alimentación Mol. A. Challmers(CC-15) Descarga Mol. A. Challmers(CC-16)
curva ideal Desc.A.Ch.
curva ideal Alim. A.Ch.
En la Fig. 4.0, se muestra las curvas reales e ideales para las correcciones de las
desviaciones.
Recomendaciones. Una molienda gradual y controlada en esta etapa, es muy importante para
asegurar buena recuperación de la casiterita en el proceso de gravimetría, con
algunas recomendaciones que no demanda mucho trabajo ni inversión, se podrá
corregir estas desviaciones.
• Reducir y mantener el radio de molienda en 1.15 aproximadamente, este
parámetro es posible controlar con el recargue de bolas.
• Elevar los sólidos en la descarga del under flow de los ciclones hasta
65% como mínimo, este parámetro ayudará a trasladar parte de las
partículas finas al over flow de los ciclones y evitar la sobre-molienda.
Circuito de concentración de casiterita - lamas. Definitivamente la concentración de Sn en espirales y mesas concentradoras, es
recomendable para granos mayores a 44 micras, para fracciones menores, es
poco recomendable el uso de estos equipos, muchas empresas han descartado el
uso de estos equipos convencionales y han reemplazado por equipos centrífugos
que tienen más variables para operar, otros han optado por la flotación de la
casiterita previo deslame de partículas menores a 11 micrones.
Colquiri tiene esta dificultad, tal como se ha indicado anteriormente, la
generación de lamas es inevitable sin embargo un alto grado de control evita se
produzca altas cantidades de lamas que es el principal medio de escape de la
casiterita a los relaves finales.
En esta evaluación no se ha realizado aforos de los concentrados de Sn, pero
evaluaciones pasadas (gestión 2002-3), el aporte de concentrado de Sn del
circuito de lamas a la producción final era de 0.6% cuando en esa época los
equipos de este circuito estaban en mejores condiciones sin considerar el Kelsey
Jig que tiene otro circuito.
15
Una alternativa para la recuperación de estas partículas muy finas, es la puesta
en marcha de Kelsey Jig J-1800. Con una buena preparación de carga es posible
alcanzar mejores recuperaciones a las actuales.
Otra opción y creo la más adecuada, es la flotación de la casiterita, con este
circuito se lograría aproximadamente 9 puntos en la recuperación y más de 10%
de aporte a la producción de concentrados finales de estaño. Los equipos del
circuito actual de lamas quedarían fuera de operación y se aprovecharía algunos
para reforzar los circuitos de gravimetría gruesa y fina.
Recomendaciones. Pocos trabajos se puede realizar en esta área por ser un circuito muy deficiente
por el tipo de carga que se procesa (tamaño de grano), sin embargo, algunas
correcciones se podría implementar con poca inversión.
• Levantar el contenido de los sólidos hasta 30% en los dos flujos que
alimentan a los espirales de lamas (under flow de ciclones Cavex 160 y
descarga del espesador TH-60), actualmente estos espirales trabajan con
muy bajo porcentaje de sólidos, una razón más para que los espirales
trabajen con bajo rendimiento.
• Evaluar el circuito de los ciclones Cavex 160 mm, posiblemente este
nido de ciclones no es el adecuado para tratar este flujo que contiene solo
7% de sólidos en la alimentación. El objetivo en este circuito es llegar
hasta 25% de sólidos como mínimo en el under flow de los ciclones.
Tanques espesadores TH-60 y TH-03. El tanque espesador TH-60 que recibe los flujos del over flow de los ciclones D-
160 mm. Y dewatering 1, trabaja como eliminador de agua. En este equipo se
puede mejorar la separación sólido-líquido si se trabaja utilizando floculante de
cadena corta en una cantidad mínima para no interferir la flotación y como
resultado se podría obtener agua clara para ser utilizado en el circuito de
gravimetría.
El tanque espesador TH-03, en las condiciones normales, la capacidad de
sedimentación es muy baja para el flujo que ingresa, actualmente el over flow de
este espesador contiene 5 a 6% de sólidos cuyo tamaño máximo de partículas es
43 micrones, esta pulpa que se descarga a los relaves finales, podría ciclonearse
para clasificar las partículas gruesas e incrementar la carga a la flotación de Zn.
Recomendaciones: • Probar una dosificación mínima de floculante en la línea que alimenta la
carga al espesador TH-60, el objetivo es recuperar agua clara para
recircular a los circuitos de gravimetría.
• Después del cambio de ciclones del circuito de dewatering 1, este flujo
con menos de 2% de sólidos, debe ser descargado directo a los relaves
finales para no mezclar con la carga fina de los relaves de gravimetría
(otro rango de tamaño de grano).
• Regular los sólidos en el under flow del espesador TH-03 hasta 25% de
sólidos aproximadamente, el rebalse del espesador, ciclonear en un
nuevo circuito para eliminar las lamas existentes y preparar carga para la
flotación de Zn.
16
3.3. Limpieza de concentrados Sn. Clasificación – remolienda pre-concentrados Sn. Este circuito que opera en circuito cerrado con un ciclón D-4, tiene algunas
deficiencias en la clasificación del ciclón y grado de molienda. Tal como se
muestra en los análisis granulométricos, el 43.97% de la alimentación al molino
se encuentra bajo 150 micras, no se cuenta con información reciente del grado
de liberación del mineral, sin embargo recurriendo a información histórica, el
92% del mineral aproximadamente estaba liberado en 74 micrones, lo que indica
que actualmente partículas menores a 100 micras no deberían ingresar al molino
de remolienda.
La justificación para no generar partículas finas en esta etapa, es que en etapas
posteriores de flotación, se pierden gran cantidad de estas partículas por arrastre
mecánico.
El radio de molienda calculado en este circuito, es 1.08, es posible mejorar este
parámetro a 1.15 para reducir la carga circulante, fundamentalmente por los
granos finos cuyo ratio de reducción alcanza hasta 2.27 en 38 micras.
Fig. 5.0: Clasificación – Remolienda Sn
Distribución Granulométrica
0
20
40
60
80
100
1 10 100 1,000
Abertura (micras)
Pa
ss
ing
Alimt. Remol. Sn (U/F) (CC-42) Desc. Remolienda Sn(CC-40) Over flow ciclón (CC-41)
Alim.Ideal Mol.
74
RM: 1.08
En la Fig. 5.0 se puede observar la incidencia de las fracciones finas que
ingresan en el alimento al molino que sumado a lo que genera el propio molino,
el incremento es alto.
Recomendaciones. • Mejorar el recargue de bolas para levantar el RM hasta 1.15
aproximadamente.
• Otra recomendación en este circuito, es reemplazar el ciclón por una
zaranda Derrick que garantice una alta eficiencia de clasificación, con
este equipo las pérdidas por finos, arrastre mecánico y otros, se
reducirán significativamente.
17
Circuito de flotación de hierro (piritas). En el circuito de flotación de piritas, se encuentra algunas deficiencias
fundamentalmente por el tamaño de grano del mineral. En efecto, en el cuadro
de la Fig. 6.0 se puede observar que el mayor grado de Sn en las espumas de la
Py, se encuentran entre 75 a 26 micras y en forma proporcional la distribución
metálica, lo que indica que el mayor arrastre mecánico del Sn en la flotación,
ocurre en estas fracciones, por esta razón y otras que se analizará más adelante
no es conveniente remoler el pre-concentrado más de 74 micrones.
Fig. 6.0: Parámetros operativos columna Py.
(%) Sn Fe
35 425
48 300
65 212 1.02 1.02 98.98 0.30 42.62 0.28 1.11
100 150 6.76 7.78 92.22 0.45 40.34 2.77 6.99
200 75 48.33 56.10 43.90 1.22 39.36 53.77 48.72
400 38 24.86 80.96 19.04 1.07 38.13 24.26 24.28
26 19.04 100.00 0.00 1.09 38.77 18.92 18.90
18 0.00 100.00 0.00
9 0.00 100.00 0.00
-9 0.00 100.00 0.00
100.00 1.10 39.04 100.00 100.00
F80 131 0.98 38.09
ρespumas 1195 % Sol.espumas24.72
Espumas Py. (CC-23)
Dist.Sn
(%)
Dist.Fe
(%)
Ensayes (%)
Común
Cyclosizer
Ponderado
MicrasPESO Acum.
( % )Passing
Abertura
Malla
Distribución metálica
0
20
40
60
80
100
1 10 100 1,000
Abertura (micras)
Po
rcen
taje
(%
)
Dist.Sn (%) Dist.Fe (%) Dist.Sn (%) Dist.Fe (%) Passing
Estos resultados de la Fig. 6.0, corresponden a la limpieza de la celda columna
que trabaja con aire forzado en contracorriente. Es muy posible que los altos
valores de Sn en las fracciones finas, sea causado por una mala distribución o
poco flujo del agua de lavado.
Recomendaciones: • Instalar un regulador de presión en la línea de aire antes del ingreso al
manifold y regular a 65 PSI como presión máxima.
18
• Realizar pruebas a nivel industrial para determinar el consumo y presión
de aire adecuado para la celda columna de sulfuros.
• Cambiar la taza del agua de lavado con una distribución uniforme de las
aberturas, el diámetro sugerido para las aberturas aproximadamente 2.5
mm. Con distancias de entre aberturas 50 mm. También debe ser
cambiado la parrilla deteriorada.
• El caudal de agua recomendado para la columna de Py, es de 1.0 a 1.5
m3/t de concentrado producido.
• Revisar los parámetros operativos de la columna como altura de espuma,
agua de lavado y aire para fijar y/o confirmar parámetros.
• Controlar el grado de remolienda en el molino de pre-concentrado de Sn.
Circuito de flotación Zn de relaves de flotación Py. Este circuito instalado recientemente, si bien es muy oportuno para recuperar el
Zn de la etapa de flotación de Py, perjudica notablemente la recuperación y el
grado de concentrado de Sn desde la etapa de concentración gravimetría
(mesas). En la última visita realizada a la concentradora, se ha observado la
confianza de la gente de operación por recuperar el Zn desde la etapa de
gravimetría, esta práctica ha originado incrementar la longitud de ceja en las
mesas a punto de incluir el cuarzo como pre-concentrado sin medir las
consecuencias en etapas posteriores como en este caso.
El circuito como tal, no tiene mayores observaciones, excepto la columna de
limpieza que está sobredimensionada por la poca carga que procesa.
Fig. 7.0: Concentrado Zn – a partir del relave de flotación Py.
(
g (%)
0.56 0.56 99.44 12.47 1.27 0.15 0.20
2.29 2.85 97.15 27.39 3.71 1.37 2.43
13.71 16.56 83.44 44.48 3.28 13.32 12.88
41.80 58.36 41.64 47.06 3.62 42.99 43.35
25.32 83.68 16.32 47.62 4.31 26.35 31.27
16.32 100.00 0.00 44.34 2.11 15.81 9.86
100.00 0.00 0.00 0.00
100.00 0.00 0.00 0.00
100.00 0.00 0.00 0.00
100.00 45.76 3.49 100.00 100.00
P80 144 Común 46.39 3.52
Densidad 1035
% Sol. 5.05
Dist.Sn-2
(%)
Concentrado Zn - 2 (columna 1.0m) (CC-21)
Pond.
PESO Acum.
( % )Passing
CC-21
Grado
( % Zn)
Grado
( % Sn)
Dist.Zn-2
(%)
En la Fig. 7.0, se puede apreciar en todas las fracciones, el alto contenido de Sn
en las espumas del concentrado de Zn, estas cantidades se debe considerar como
pérdidas directas de estaño en el circuito.
19
No se cuenta con la información exacta de comercialización del Zn pero por las
cotizaciones de ambos minerales en el mercado internacional, considero más
importante recuperar concentrado de Sn que el de Zn.
Recomendaciones.
• Evaluar las pérdidas de Sn en el circuito de flotación de Zn a partir los
relaves de la flotación de Py, con esta evaluación específica, se
determinará su continuidad en el proceso.
• Cambiar una bomba de menor capacidad para el transporte del
concentrado de Zn de la columna de 1.0m de diámetro. actualmente se
incrementa agua al cajón de la bomba con desventaja de mayor dilución
en el espesador.
3.4. Circuito concentrador Falcon C-2000. Este circuito procesa los relaves de la flotación de Zn para recuperar PK de
casiterita. Los sólidos en la alimentación al Falcon son muy altos, durante el
muestreo se encontró trabajando con 43% de sólidos, esta es una razón para que
la recuperación metalúrgica solo alcance a 28.8%, normalmente este equipo
debe tener recuperaciones mayores a 42% con grado de 2.0% de Sn y contenido
de Sn en los relaves menor a 0.60%.
Se ha observado un incremento de Sn en la alimentación al Falcon con respecto
a gestiones anteriores, lo cual debería también incrementar la recuperación y la
calidad del PK, la variación de Sn que se indica, debe investigarse en el proceso,
es probable que sea por deficiencia operativa en la gravimetría o el grado de Sn
en la cabeza haya incrementado.
En la Fig. 9.0: se puede notar el rango de partículas cuya recuperación
metalúrgica son más altas que en los rangos gruesos y finos; por tanto, es buena
referencia para la preparación de carga (35 a 74 micras) en la alimentación al
Falcon.
Recomendaciones: • Ajustar el circuito de clasificación de los ciclones Cavex 160, hasta
alcanzar 32% de sólidos en el under flow de los ciclones, para mejorar la
alimentación al Falcon.
• En las fracciones de 26 y 18 micrones de los relaves del Falcon, aun
escapa cantidades significativas de Sn, quizá sea conveniente bajar el
contenido de sólidos en el PK para reducir el Sn en las colas y mejorar la
recuperación. La evaluación incluir las mesas que trabajan como
limpieza.
• Mejorar el sistema de mantenimiento del equipo, sobre todo las partes
que se encuentran en contacto con la carga.
20
Fig. 9.0: Concentrador Falcon C-2000
Distribución Metálica - Recup. Met.
0
20
40
60
80
100
1 10 100 1,000
Abertura (micras)
Po
rcen
taje
(%
)
Alimentación Falcon (CC-24) Pre-Concentrado Falcon (CC-18)
Relave Falcon (CC-29) Rec.Met. (%Sn)
35 74
Tamaño de grano mínimo Tamaño de grano Max.
3.5.Filtrado y secado de concentrados de Sn. Dentro de este circuito, la parte más crítica es el área de filtrado, actualmente el
filtro 4´x 3 discos no es el más adecuado para filtrar el concentrado de Sn,
fundamentalmente por las partículas finas y ultra finas que contiene,
probablemente después de muchos años de operación el sistema de vacío,
conductos y otros elementos del filtro, se encuentren deteriorados y por esta
razón el filtrado sea muy deficiente. Una solución sería un over hall a todos los
equipos del circuito.
Otra solución y creo definitiva, que resolvería el problema de filtrado, sería la
adquisición de un filtro de banda cuya humedad que alcanza estos equipos es
hasta 6%, dependiendo mucho del tamaño de grano.
Recomendaciones: • Trabajar en forma permanente con un floculante para ayudar la
sedimentación en el espesador de Sn.
• Implementar un turbidímetro para el control de partículas finas en el
rebalse del espesador, se ha observado en más de una oportunidad
estos escapes de partículas finas.
• Reparar el sistema de filtrado incluyendo el sistema de vacío ó
reemplazar el sistema con la adquisición de un filtro de banda para el
filtrado de concentrado de Sn.
• Reparar la canaleta del rebose del espesador de concentrado de
estaño, es una de las causas para las pérdidas de Sn en el rebalse.
3.6. Análisis de los concentrados finales de Sn.
Las modificaciones del proceso, y el descuido de las operaciones por el
incremento en la generación de lamas, han influido en forma directa en la
calidad del concentrado final de Sn. La mayor incidencia tal como se puede
apreciar en la Fig. 10.0 es la presencia de lamas distribuidas entre 26 a -9
21
micras cuyo contenido de Sn es de 40.29 hasta 18.11% respectivamente. Los
minerales que han reemplazado al Sn en estas fracciones, son los sulfuros de Zn
y Fe, con altos contenidos aun después de flotar el Zn, y la Py en sus respectivos
circuitos. Otro elemento que tiene alta incidencia en la calidad del concentrado,
es cuarzo con más de 24% de SiO2, producto de las deficiencias en el proceso.
En la Fig. 10.0, para efectos de comparación y análisis, se ha incluido dos
concentrados de estaño, uno de alto y otro de bajo grado, además un tercer
concentrado de proceso gravimétrico de otra unidad minera que bien puede
servir como referencia para fijarse metas y objetivos.
Fig.10.0: Concentrado final de Sn.
(%) Sn Zn Fe S SiO2
65 212
100 150 6.45 6.45 93.55 53.73 0.90 10.61 1.64 21.07 7.54
200 75 24.28 30.73 69.27 52.33 1.18 8.68 1.97 23.91 27.62
400 38 29.30 60.04 39.96 51.39 1.21 7.45 4.73 28.48 32.73
26 31.27 91.31 8.69 40.29 1.66 14.59 3.77 21.10 27.39
18 6.81 98.12 1.88 26.62 3.13 19.63 3.77 21.10 3.94
9 1.34 99.46 0.54 19.42 4.57 23.96 2.80 13.72 0.57
-9 0.54 100.00 0.00 18.11 4.73 24.59 2.80 13.72 0.21
P80 108 100.00 46.00 1.52 11.33 3.46 23.80 100.00
Común 48.00 1.61 11.36 --- ---
(CC-31) Alto grado 53.54 0.38 6.95 1.18 24.28
(CC-32) Bajo grado 37.00 3.85 9.87 4.11 28.34
(SR-Min) Conc.Grav. 63.00 <0.5 2.00 0.70 10.00
Dist. SnEnsayes químicos (%)
Abertura Concentrado final Sn (CC-22)
Malla MicrasPESO
Cyclosizer
Pond.
PassingAcum.
( % )
En la última fila de la Fig. 10.0, se puede observar los valores de los elementos
contaminantes que se deben reducir en cada uno de los circuitos
correspondientes para lograr un concentrado de alta calidad (mayor a 60% de
Sn.).
Recomendaciones. Existen dos alternativas para mejorar el grado del concentrado, ambas se tendrá
que evaluar técnica y económicamente para definir el proceso.
• La primera es paralizar el circuito de flotación de zinc a partir de los
relaves de flotación de Py y se regule los parámetros operativos en la
etapa de gravimetría igual a la que se tenía antes de arrancar este circuito
(esta alternativa puede probarse en planta antes de tomar una decisión).
• La segunda propuesta es instalar un concentrador para hacer un up grade
del concentrado final, este equipo puede ser un espiral o un Falcon, como
desventaja se produciría un relave que tendría que retornar al circuito de
gravimetría. Esta alternativa se puede probar en forma inmediata con el
espiral unitario existente en Colquiri.
• En la figura 11.0 se puede observar las dos fracciones que forman el
concentrado final de estaño, la fracción de impurezas compuesta por
22
cuarzo y pizarras de bajo peso específico que se podría eliminar con un
equipo concentrador.
Fig. 11.0: Concentrado final Sn muestreado 16 Sep.-09
• Para ambas alternativas, mucho ayudará a resolver el problema cuando se
cambie el uso de las lamas por agua clara para la dilución en los circuitos
de espirales.
3.7.Área de Flotación de Zinc.
Circuito de flotación Zn La baja recuperación y bajo grado del concentrado de Zn, se debe
fundamentalmente a la falta de liberación del mineral y la presencia de lamas
con alto contenido de Fe y sílice. La parada del circuito de remolienda originó
que solo floten partículas finas con parámetros muy específicos para estas
condiciones (bajo consumo de aire, alto nivel de espuma, y probablemente bajo
consumo de sulfato de cobre en la activación). Estas condiciones poco
recomendables, originaron que el circuito de la flotación se mantenga lleno y
enriquecido con Zn, con poca posibilidad de descargar el concentrado por las
espumas de la columna, además; el poco uso de aire por unidad de concentrado,
limita la producción y recuperación final del concentrado de Zn.
En la Fig. 12.0, se puede observar la calidad del concentrado de Zn por
fracciones, el grado más bajo corresponde a 26 micras con 43.85% de Zn, 17%,
de Fe, 18.26% de S y 2.94% de cuarzo, característico de la interferencia de
Fracción de cuarzo-caja Fracción de Conc. Sn
Fracción que se podría eliminar
con un concentrador.
23
lamas en la flotación. Más abajo se hace una comparación de dos tipos de
concentrados de Zn, uno alto y otro bajo grado, los valores son claros e indican
los elementos de mayor incidencia en la calidad del concentrado.
Fig. 12.0: Concentrado final de Zn – circuito principal
(%) Zn Sn Fe S SiO2
35 425
48 300
65 212
100 150 5.12 5.12 94.88 48.94 0.46 14.64 21.03 1.74 5.35
200 75 29.46 34.58 65.42 48.99 0.46 14.88 20.13 1.08 30.79
400 38 27.50 62.08 37.92 48.37 0.62 15.29 20.78 1.11 28.38
26 37.92 100.00 0.00 43.85 0.41 17.01 18.26 2.94 35.48
18 0.00 100.00 0.00 0.00
9 0.00 100.00 0.00 0.00
-9 0.00 100.00 0.00 0.00
100.00 46.87 0.49 15.79 19.65 1.83 100.00
P80 112 Común 46.95 0.65 16.89 17.28 1.28
(CC-33) Alto grado 48.41 0.83 14.65 17.31 1.06
(CC-34) Bajo grado 45.97 0.33 17.12 17.85 3.64
Dist. Zn
Cyclosizer
Pond.
Abertura Concentrado final Zn-1 (CC-20)
Malla MicrasPESO Acum.
( % )Passing
Ensayes químicos (%)
La Fig. 13.0, corresponde al concentrado de Zn producido a partir de los relaves
de la flotación de sulfuros, la primera observación que se puede hacer, es el alto
contenido de Sn en todas las fracciones del concentrado, con promedio alcanza
hasta 3.5% Sn, estas pérdidas de Sn, se iniciaron con la puesta en marcha del
circuito. Es muy probable que además del arrastre mecánico y partículas mixtas,
deben estar flotando por la acción de los reactivos que se utiliza en la flotación
de Zn, además de la condición del pH. Para corregir en parte esta desviación, se
puede mejorar el sistema de agua de lavado en la columna de limpieza.
Fig. 13.0: Concentrado de Zn Circuito Py.
(%)
425
300 0.56 0.56 99.44 12.47 1.27 37.84 5.12 0.15
212 2.29 2.85 97.15 27.39 3.71 26.36 6.56 1.37
150 13.71 16.56 83.44 44.48 3.28 16.49 4.03 13.32
75 41.80 58.36 41.64 47.06 3.62 14.59 3.66 42.99
38 25.32 83.68 16.32 47.62 4.31 15.74 3.17 26.35
26 16.32 100.00 0.00 44.34 2.11 17.74 1.83 15.81
-9 100.00 0.00 0.00
100.00 45.76 3.49 16.06 3.36 100.00
P80 144 Común 46.39 3.52 16.27 1.18
Concentrado Zn - 2 (columna 1.0m) (CC-21)
Grado
( % Fe)
Grado
( SiO2%)Micras
Pond.
PESO Acum.
( % )Passing
CC-21
Grado
( % Zn)
Grado
( % Sn)
Dist.Zn-2
(%)
Como se indicó anteriormente, este circuito debe mejorar sustancialmente la
recuperación cuando se incremente la carga que actualmente se pierde en el
rebalse del espesador TH-03.
24
Fig. 14.0: Taza de agua de lavado - columna de Zn.
Recomendaciones. • Poner en marcha el molino de remolienda con un buen sistema de control
de densidades en los ciclones. Es muy importante el control de la
densidad en el under flow del ciclón para generar buena molienda, los
valores de densidad recomendados puede ser 2100 a 2400 g/L para
garantizar la liberación.
• Como se indicó anteriormente, la presencia de lamas en el circuito de Zn,
está influyendo en el grado de concentrado, con la puesta en marcha del
circuito de desaguado para el rebalse del espesador TH-03, se eliminará
gran parte de las lamas presentes actualmente en la pulpa que se alimenta
a la flotación de Zn.
• Las actuales condiciones de operación de las columnas de flotación, no
son las más adecuadas, para esperar resultados aceptables se debe
corregir las siguientes observaciones:
• Cambiar las bases de las tazas del agua de lavado con abertura de
2.5 mm de diámetro y separaciones entre huecos 50 mm. Este
trabajo debe realizarse en las cuatro columnas (se puede perforar
en la misma plancha de acero para no usar goma natural).
• Limpiar o cambiar las rejillas que soporta la taza del agua de
lavado, dificulta el libre paso de la ducha del agua hacia las
espumas de la columna.
• Parchar una parte del labio de las dos columnas de Zn, escapa
exceso de carga haciendo perder equilibrio de la fase de
espumación.
• Corregir la línea de ingreso de agua hacia la taza, esta debe ser
por la parte central para tener mejor distribución del agua de
lavado. (ver Fig. 14.0).
Mala Distrib. De Agua
25
• Limpiar las paredes internas de las columnas de Zn, el
incrustramiento de carga reduce la sección transversal y
obstaculiza el desplazamiento del flujo hacia el labio de la
columna.
• Capacitar en terreno a los operadores de las columnas, algunos
operadores desconocen los principios básicos y no se aprovecha
de las excelentes variables que ofrecen estos equipos en
comparación con las celdas convencionales.
• El sistema de control de las columnas, normalmente deben
trabajar en modo automático, el modo manual se debe utilizar
para casos de arranque, paradas normales y paradas de
emergencia. Durante las inspecciones realizadas, estos equipos se
encontró trabajando en modo manual sin ningún lazo de control.
• Existir un juego de repuestos de Slam Jet para el sistema de
aireación a las columnas de Zn, se debe programar los cambios
de estos elementos para evitar mala distribución del aire por las
incrustraciones que se forman en los conductos de las lanzas.
4. PROPUESTA–MODIFICACIÓN DEL PROCESO MEDIANO Y LARGO PLAZO.
Justificación. Como se ha podido comprobar en la evaluación, en la mayoría de los circuitos
de gravimetría, los problemas son generados por la presencia de lamas o
partículas ultra-finas, ya sea por sobre-molienda o una deficiente clasificación en
el circuito. Con los trabajos que se realice más adelante, se podrá mejorar o
reducir la cantidad de lamas pero en ningún circuito se podrá eliminar.
Por otro lado, tal como se puede observar en los resultados de relaves del
concentrador Falcon C-2000, el contenido de Sn es mayor a 0.80% con más del
78% en el rango de 74 a 26 micras y antes de ingresar al Falcon 1.1% de Sn.
Considerando un tratamiento de mineral de 1000 TPD y 325 entre concentrados,
lamas, producto magnético y otros sulfuros, la carga que contiene 0.80% de Sn,
sería 700 TPD aproximadamente, en contenido metálico sería 5.40 TMF que
actualmente se pierden en los relaves del dique.
Propuesta técnica. • Por los resultados de la evaluación y lo indicado anteriormente, la
recomendación técnica, es implementar un circuito de flotación de
casiterita para partículas entre 74 a 11 micras con deslame para partículas
menores a 11 micrones. La incorporación de este circuito de flotación,
no solo resolvería el problema de los finos, sino que además se
paralizaría el circuito actual de lamas con todo su equipamiento que
comprende como espirales, mesas y otros equipos auxiliares del circuito.
• Con la propuesta de la flotación, otro circuito que paralizaría, es el
Falcon C-2000, que actualmente procesa mineral con este rango de
tamaño de grano. La reubicación de este equipo, para seguir operando,
puede ser en los relaves de los espirales y mesas del circuito de
gravimetría fina que tiene mucha deficiencia en el proceso por el tamaño
de grano.
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• Si se considera parar el circuito del falcon C-2000, por la flotación de la
casiterita, los resultados del proyecto serían aproximadamente:
DIA Mes - Tratamiento 675.00 20 250 - Grado de Sn (%) 1.10 1.10
- Recuperación (%) 52.00 52.0
- Grado Conc. (%) 50.00 50.0
- Prod. Met. (TMF-Sn) 3.86 115.83 - Conc. Sn (TMS) 7.72. 231.66
• Otro proyecto cuya operación es muy deficiente y se considera de mucha
importancia dentro del proceso porque se opera concentrados, es el
filtrado de concentrado de Sn. La recomendación es reemplazar el filtro
de discos actual, por un filtro de banda, este proyecto de alta inversión,
resolvería los serios problemas existentes en esta área, además que
podría eliminar el sistema de secado de concentrado Sn.
5.0 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES FINALES. Después de concluir la evaluación del proceso en los circuitos de gravimetría de
Sn y flotación de Zn, se puede concluir indicando:
• Definitivamente el proceso de gravimetría y los circuitos secundarios
para la concentración de la casiterita, tienen muchas deficiencias
posiblemente por un inadecuado control en las operaciones y algunos
equipos no recomendados para este proceso.
• Las partículas finas y ultra-finas generadas por la sobre-molienda y/o
inadecuada clasificación es la causa fundamental para no tener buena
recuperación y calidad del concentrado de casiterita.
• Un circuito de flotación para la casiterita fina, resolvería todos los
problemas generados por las partículas finas. Con este circuito se podría
incrementar la recuperación 8 a 9 puntos con un aporte de 10%
aproximadamente a la producción del concentrado final de Sn.
• El reemplazo del filtro de discos del concentrado de Sn por un filtro de
banda, resolvería los serios problemas existentes en esta área, además
que podría eliminar el sistema de secado del concentrado.
Todas estas recomendaciones de mediano y largo plazo, deben evaluarse en
forma específica como proyectos de inversión y determinar su factibilidad según
la criticidad, sin embargo, existe algunas recomendaciones.
• Durante la planificación del proyecto se debe considerar la etapa de
pruebas metalúrgicas que garantice o avale el proyecto.
• Para los cambios o modificaciones de poca inversión, se debe
recomendar la participación de la gente de operación.
6.0 REFERENCIAS. • Arturo Morales R. “Reporte de seguimiento metalúrgico de operación de
la concentradora Colquiri”. – Julio 2001. • Informes de operaciones Concentradora Colquiri.
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7.0 ANEXOS. Análisis granulométrico y metálico:
• Tabla 1.0: SAG MILL.
• Tabla 2.0: Zaranda y Trommel SAG.
• Tabla 3.0: Zaranda molino Ruso
• Tabla 4.0: Molino de barras.
• Tabla 5.0: Alimentación clasificador Akins.
• Tabla 6.0: Clasificador Akins.
• Tabla 7.0: Molino Allis Challmers.
• Tabla 8.0: Ciclones de molino A. Challmers.
• Tabla 9.0: Remolienda Zn
• Tabla 10: Remolienda Sn.
• Tabla 11: Columna Py.
• Tabla 12: Concentrado de Sn
• Tabla 13: Concentrado Zn.
• Tabla 14: Dewatering 1
• Tabla 15: Falcon C-2000
• Tabla 16: Flotación Zn
• Tabla 17: Columnas de Zn
• Tabla 18: Relaves final Sn - Zn
Flowsheet másicos de circuitos parciales:
• Balance circuito SAG
• Balance circuito dewatering 1
• Balance circuito Falcon C-2000
• Balance circuito flotación de Zn
