TÍTULO · 2019-02-18 · publicaciÓn del texto completo yo, jÉssica briggette jara cueva,...

TÍTULO:

AUTORA:

Jéssica Briggette Jara Cueva

DIRECTOR:

Ing. Jorge Michael Valarezo Riofrío, Mg. Sc

Loja-Ecuador

2019

Tesis de grado previa a la

obtención del título de Ingeniera

en Geología Ambiental y

Ordenamiento Territorial

JÉSSICA JARA CUEVA II

II. CERTIFICACIÓN

Ingeniero.

Jorge Michael Valarezo Riofrío, Mg. Sc.

DIRECTOR DE TESIS Y DOCENTE DE LA CARRERA DE GEOLOGÍA

AMBIENTAL Y ORDENAMIENTO TERRITORIAL DE LA UNIVERSIDAD

NACIONAL DE LOJA

CERTIFICA

Haber dirigido, asesorado, y dirigido el presente trabajo de tesis de grado realizado

por la señorita egresada: JÉSSICA BRIGGETTE JARA CUEVA con C.I.,

1105658213, en su proceso de investigación denominado “OPTIMIZACIÓN DEL

TIEMPO DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL INCREMENTO DE LA

RECUPERACIÓN POR FLOTACIÓN DE LOS MINERALES PROCESADOS EN

LA PLANTA DE BENEFICIO FAYUMA CÓD.30000421 DE LA PROVINCIA EL

ORO, CANTÓN PORTOVELO, SECTOR EL PACHE. ECUADOR”, previo a la

obtención del título de Ingeniera en Geología Ambiental y Ordenamiento Territorial,

mismo que cumple con la reglamentación y políticas de investigación, en consecuencia

me permito autorizar su presentación, sustentación y defensa.

Loja, 03 de Enero del 2019

Ing. Jorge Michael Valarezo Riofrío, Mg. Sc.

DIRECTOR DE TESIS

JÉSSICA JARA CUEVA III

III. AUTORÍA

Yo, JÉSSICA BRIGGETTE JARA CUEVA declaro ser la autora del proyecto de tesis

y eximo expresamente a la Universidad Nacional de Loja y a sus representantes jurídicos,

de posibles reclamos o acciones legales, por el contenido de la misma.

Adicionalmente acepto y autorizo a la Universidad Nacional de Loja, la publicación de

mi tesis en el Repositorio Institucional-Biblioteca Virtual.

Firma

Cédula: 1105658213

Fecha: 8 de febrero del 2019

JÉSSICA JARA CUEVA IV

IV. CARTA DE AUTORIZACIÓN DE TESIS DE PARTE DE LA AUTORA,

PARA LA CONSULTA, REPRODUCCIÓN PARCIAL O TOTAL Y

PUBLICACIÓN DEL TEXTO COMPLETO

Yo, JÉSSICA BRIGGETTE JARA CUEVA, declaro ser la autora de la tesis titulada:

OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL

INCREMENTO DE LA RECUPERACIÓN POR FLOTACIÓN DE LOS

MINERALES PROCESADOS EN LA PLANTA DE BENEFICIO FAYUMA

CÓD.30000421 DE LA PROVINCIA EL ORO, CANTÓN PORTOVELO,

SECTOR EL PACHE. ECUADOR., como requisito para optar por el grado de:

INGENIERA EN GEOLOGÍA AMBIENTAL Y ORDENAMIENTO

TERRITORIAL, autorizo al Sistema Bibliotecario de la Universidad Nacional de Loja

para que con fines académicos, muestre al mundo la reproducción intelectual de la

Universidad, a través de la visibilidad de su contenido de la siguiente manera en el

Repositorio Digital Institucional (RDI).

Los usuarios pueden consultar el contenido de este trabajo en el RDI, en las redes de

información del país y del exterior, con las cuales tenga convenio la Universidad.

La Universidad Nacional de Loja no se responsabiliza por el plagio o copia de la tesis que

realice un tercero.

Por constancia de esta autorización, en la ciudad de Loja, a los ocho días del mes de

febrero del dos mil diecinueve

Firma:

Autora: Jéssica Briggette Jara Cueva

Cédula: 1105658213

Dirección: Loja (El Rosal, García Lorca y Benito Pérez)

Correo electrónico: [email protected]

Teléfono: 2710038 Celular: 0997834286

DATOS COMPLEMENTARIOS

Director de Tesis: Ing. Jorge Michael Valarezo Riofrío, Mg. Sc.

Tribunal de grado: Ing. Carlomagno Nixon Chamba Tacuri, Mg. Sc.

Ing. Julio Eduardo Romero Sigcho, Mg. Sc.

Ing. Fabián Ricardo Ojeda Pardo, Mg. Sc.

mailto:[email protected]

JÉSSICA JARA CUEVA V

V. DEDICATORIA

Con un inmenso agradecimiento dedico el presente trabajo de investigación a mis

queridos padres Miguel Jara e Irma Cueva, quienes han sabido guiarme y apoyado

incondicionalmente a lo largo de mi vida, lo cual me ha permitido poder culminar con

éxito esta etapa universitaria.

A mi hija Emily quien ha sido mi mayor motivación para ser mejor cada día, a tu corta

edad me has enseñado y aun me sigues enseñando muchas cosas de la vida.

A mi hermana Mayra por haber sido un apoyo incondicional siempre que lo he necesitado.

Jéssica Jara Cueva

JÉSSICA JARA CUEVA VI

VI. AGRADECIMIENTO

Mi agradecimiento muy especial a mis padres y hermanos por el apoyo incondicional

brindado a lo largo de estos años.

De igual manera a la Universidad Nacional de Loja, la carrera de Geología Ambiental y

Ordenamiento Territorial, y cada uno de los docentes que la conforman por las enseñanzas

impartidas a lo largo de este proceso.

A los directivos de la Planta de Beneficio Fayuma de la ciudad de Portovelo, al Ing. Iván

Puglla, por permitirme desarrollar mi proyecto de investigación en las instalaciones de la

misma. Particularmente al Ing. Michael Valarezo docente y director de tesis, quien con

su profesionalismo, apoyo incondicional y experiencia supo guiarme para culminar con

éxito este trabajo de investigación

Al Ing. Juan Carlos Quintuña Técnico del Laboratorio Metalúrgico de la UTPL, quien

con su experiencia supo guiarme durante el desarrollo del presente trabajo de

investigación.

JÉSSICA JARA CUEVA VII

CONTENIDO II. CERTIFICACIÓN ................................................................................................................II

III. AUTORÍA ...........................................................................................................................III

IV. CARTA DE AUTORIZACIÓN ........................................................................................ IV

V. DEDICATORIA ................................................................................................................... V

VI. AGRADECIMIENTO ....................................................................................................... VI

1. TÍTULO ..............................................................................................................................1

2. RESUMEN ..........................................................................................................................2

3. INTRODUCCIÓN ..............................................................................................................5

4. REVISIÓN DE LITERATURA ........................................................................................8

4.1. Molienda de minerales ...............................................................................................8

4.1.1. Parámetros tecnológicos de molienda ...............................................................9

a) Velocidad crítica (rpm) ..............................................................................................9

b) Volumen de carga .....................................................................................................10

c) Tamaño de los medios de molienda .........................................................................10

4.1.2. Tipos de Molienda: Molienda Húmeda y Molienda Seca ..............................11

4.2. Molino de bolas .....................................................................................................12

4.2.1. Circuitos de molienda .......................................................................................12

4.2.2. Eficiencia de molienda ......................................................................................13

4.2.3. Consumo energético en molienda ....................................................................14

4.3. Flotación de minerales .............................................................................................15

4.3.1. Reactivos ...........................................................................................................16

4.3.2. Clasificación de los reactivos ...........................................................................16

4.3.3. Fórmulas para el uso de reactivos de flotación ...............................................18

4.3.4. Índices metalúrgicos .........................................................................................19

5. MATERIALES Y MÉTODOS ........................................................................................21

5.1. MATERIALES .........................................................................................................21

5.1.1. Materiales de campo .............................................................................................21

5.1.2. Materiales de laboratorio .....................................................................................21

5.1.3. Materiales de oficina ........................................................................................22

5.2. Metodología...............................................................................................................22

5.2.1. Muestreo del material en estudio.........................................................................22

5.2.2. Mineralogía y petrografía de la roca ...............................................................23

a) Descripción microscópica de la roca .......................................................................23

JÉSSICA JARA CUEVA VIII

b) Descripción macroscópica ........................................................................................24

5.2.3. Humedad del material ......................................................................................24

5.2.4. Densidad ............................................................................................................25

5.2.5. Resistencia a la compresión simple de la roca ................................................26

5.2.6. Trituración del material ...................................................................................28

5.2.7. Homogenización y cuarteo ...............................................................................29

5.2.8. Molienda ............................................................................................................31

5.2.9. Análisis granulométrico y tiempos óptimos de molienda ...............................34

5.2.10. Flotación ............................................................................................................35

5.2.11. Análisis químico ................................................................................................39

6. RESULTADOS .................................................................................................................40

6.1. Ubicación y acceso del área de estudio ....................................................................40

6.1.1. Ubicación ...............................................................................................................40

6.1.2. Acceso ....................................................................................................................42

6.2. Datos generales del área de estudio .........................................................................42

6.3. CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL DE ESTUDIO ......................................43

6.3.1. Mineralogía y Petrografía ................................................................................43

6.3.2. Contenido de humedad.....................................................................................46

6.3.3. Densidad y peso especifico ...............................................................................47

6.3.4. Resistencia a la compresión simple de la roca ................................................47

6.4. DESCRIPCIÓN DEL ACTUAL PROCESO DE BENEFICIO DE LA PLANTA

FAYUMA ..............................................................................................................................48

6.2. Proceso de conminución del material ...........................................................................49

6.4.1. Apilado del material .........................................................................................49

6.4.2. Tolva de gruesos ...............................................................................................50

6.4.4. Trituración primaria ........................................................................................51

6.4.5. Cribado ..............................................................................................................52

6.4.6. Trituración secundaria .....................................................................................53

6.4.7. Molienda ............................................................................................................54

6.4.8. Clasificación ......................................................................................................56

6.4.9. Concentración gravimétrica ............................................................................57

6.4.10. Flotación ............................................................................................................59

6.5. PRUEBAS METALÚRGICAS ................................................................................60

6.6. Molienda....................................................................................................................60

6.6.1. Tiempos de molienda ........................................................................................60

JÉSSICA JARA CUEVA IX

6.7. Flotación ....................................................................................................................65

6.7.1. Valores de la recuperación y contenido de cobre de las pruebas metalúrgicas

67

6.7.2. Curva cinética Tiempo de molienda vs Recuperación ...................................69

7. DISCUSIÓN DE RESULTADOS ...................................................................................72

8. CONCLUSIONES ............................................................................................................74

9. RECOMENDACIONES ..................................................................................................76

10. BIBLIOGRAFÍA ..........................................................................................................78

11. ANEXOS .......................................................................................................................79

JÉSSICA JARA CUEVA X

ÍNDICE DE TABLAS

Tabla 1: Dosificación de reactivos para las pruebas de flotación .............................................38

Tabla 2: Coordenadas Planta de Beneficio Fayuma .................................................................40

Tabla 3: Datos Generales Planta Fayuma ................................................................................42

Tabla 4: Valores de ensayo de densidad y peso específico ........................................................47

Tabla 5: Valores de la Resistencia a la compresión simple .......................................................47

Tabla 6: Especificaciones técnicas del alimentador ..................................................................50

Tabla 7: Especificaciones técnicas Trituradora de Mandíbulas Primaria ................................51

Tabla 8: Especificaciones Técnicas Criba vibratoria Lineal ZD 224 ........................................52

Tabla 9: Especificaciones Técnicas trituradora secundaria ......................................................53

Tabla 10: Especificaciones Técnicas dosificador de oscilación ................................................54

Tabla 11: Especificaciones Técnicas molino de Bolas de 5x7 pies ............................................56

Tabla 12: Especificaciones Técnicas hidrociclón ......................................................................57

Tabla 13: Especificaciones Técnicas Concentrador gravimétrico .............................................58

Tabla 14: Reactivos para Flotación ..........................................................................................59

Tabla 15: Análisis granulométrico tiempo de molienda 35 min.................................................61

Tabla 16: Análisis granulométrico tiempo de molienda 30 min .................................................61

Tabla 17: Análisis granulométrico tiempo de molienda 25 min ................................................62




Tabla 21: Tiempos de molienda para el proceso de flotación ....................................................64

Tabla 22: Ley de cabeza del material ........................................................................................65

Tabla 23: Concentración y dosificación de reactivos ................................................................65

Tabla 24: Flotación de molienda 21min. 1 A ............................................................................66

Tabla 25: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min A ........67

Tabla 26: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min B .......67

Tabla 27: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 18min A .......67

Tabla 28: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min B .......68

Tabla 29: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 15min A ........68

Tabla 30: Tiempo de molienda y recuperación de Cobre ..........................................................68

Tabla 31: Contenido de Oro en concentrado y relave de las pruebas metalúrgicas ..................69

JÉSSICA JARA CUEVA XI

ÍNDICE DE FOTOGRAFÍAS

Fotografía 1: Apilado del material de estudio ...........................................................................23

Fotografía 2: a) Muestreo de la roca, b) pesado del material en la balanza ...............................23

Fotografía 3: Pesado del material en balanza de 3 dígitos para determinar el contenido de

humedad .....................................................................................................................................24

Fotografía 4: Determinación de densidad y peso específico del material por el método del

picnómetro .................................................................................................................................26

Fotografía 5: Corte de la roca en la cortadora con disco de diamante .......................................27

Fotografía 6: Aplicación de la carga a la muestra de roca en la prensa de hormigón de 200t ...28

Fotografía 7: Trituradora de Mandíbulas marca Retsch de dimensiones 320*960*800 mm .....28

Fotografía 8: Tamizado del material triturado a malla #10 .......................................................29

Fotografía 9: Homogenización de la muestra mediante el método del roleo ............................30

Fotografía 10: Cuarteo o división de la muestra mediante el método de división por

incremento..................................................................................................................................30

Fotografía 11: Lotes de 1kg de muestra ....................................................................................31

Fotografía 12: Molino de bolas de 7.2" * 9.8" .........................................................................31

Fotografía 13: Cilindro del molino de bolas de 7.2" * 9.8". .....................................................32

Fotografía 14: medio molturante (bolas de acero) ....................................................................33

Fotografía 15: Material del proceso de molienda ......................................................................33

Fotografía 16: Análisis granulométrico en seco (tamices #18, #35, #60, #120, #200, #230, #325

y #400) .......................................................................................................................................35

Fotografía 17: a) Reactivos empleados en la Flotación de minerales (Xantato z6, Aerofloat

1404, a-31 y Dowfroth 250, b) pesado de cada uno los reactivos ...............................................36

Fotografía 18: Acondicionamiento previo a la flotación en la celda Denver.............................37

Fotografía 19: Espumas de flotación de la celda Denver ..........................................................38

Fotografía 20: Muestra de roca (Cód. JBJC 001) ......................................................................44

Fotografía 21: Sección delgada de roca andesita .......................................................................44

Fotografía 22: Muestra de roca (Cód. JBCJ 002) ......................................................................45

Fotografía 23: Sección delgada de roca andesita ......................................................................46

Fotografía 24: Zona de stock del material Planta Fayuma ........................................................49

Fotografía 25: Perfil tipo riel con separación de 25 cm ............................................................50

Fotografía 26: a) Trituradora de mandíbulas primarias, b) boca de alimentación de 200mm ...52

Fotografía 27: a) Criba vibratoria lineal, b) Abertura de la malla de 3/4" ................................53

Fotografía 28: Trituradora de mandíbulas secundaria ...............................................................54

Fotografía 29: Bolas de diámetro de 2.5"..................................................................................55

Fotografía 30: Molino de bolas de 5x 7 pies .............................................................................56

Fotografía 31: Hidrociclón D6 ..................................................................................................57

Fotografía 32: Concentrador Gravimétrico Icon i 350 ..............................................................58

Fotografía 33: Celdas de flotación mecánicas de 4.5x5x6 ft .....................................................60

JÉSSICA JARA CUEVA XII

ÍNDICE DE FIGURAS

-

Figura 1: Esquema de las partes de un molino de bolas estándar ..............................................12

Figura 2: Esquema de adhesión selectiva B: burbuja; P: partícula; s-g: sólido-gas; s-l: solido-

líquido ........................................................................................................................................16

Figura 3: Esquema de un concentrador con dos productos........................................................19

Figura 4: Ubicación de la zona de estudio .................................................................................41

JÉSSICA JARA CUEVA 1

1. TÍTULO

OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL

INCREMENTO DE LA RECUPERACIÓN POR FLOTACIÓN DE LOS

MINERALES PROCESADOS EN LA PLANTA DE BENEFICIO FAYUMA

CÓD.30000421 DE LA PROVINCIA EL ORO, CANTÓN PORTOVELO,

SECTOR EL PACHE. ECUADOR.


2. RESUMEN

El presente proyecto de investigación denominado “OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO

DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL INCREMENTO DE LA RECUPERACIÓN

POR FLOTACIÓN DE LOS MINERALES PROCESADOS EN LA PLANTA DE

BENEFICIO FAYUMA CÓD.30000421 DE LA PROVINCIA EL ORO, CANTÓN

PORTOVELO, SECTOR EL PACHE. ECUADOR, fue desarrollado en base a una serie

de pruebas y ensayos de laboratorio, se manipularon variables como tiempos de molienda,

dosificación sólido-líquido (S:L), porcentaje de sólidos en la pulpa, granulometría; en las

pruebas metalúrgicas de flotación se determinó la concentración y dosificación de los

reactivos conforme a las condiciones actuales que se llevan a cabo en la Planta de

Beneficio Fayuma.

Se realizó la caracterización del material de estudio, en el cual se determinó sus

propiedades mineralógicas y petrográficas, se trata de rocas ígneas andesítica

horbléndicas y basálticas de color gris, con textura porfídica, de la concesión minera Las

Juntas, perteneciente al Distrito Minero Zaruma- Portovelo

Las propiedades físicas que presenta la roca son: contenido de humedad de 11.54%,

la densidad se la determinó mediante el ensayo del picnómetro cuyo resultado fue de 2.75

gr/cm3. La resistencia a la compresión simple de la roca se la determinó en el Laboratorio

de Suelos ESTSUELCON cuyo resultado es de 1197.93gr/cm2.

Se desarrolló 6 pruebas de molienda con el respectivo análisis granulométrico, en el

cual se definió el tiempo de molienda de: 21 minutos cuyo pasante de la malla #200 del

73.231% y un tamaño de partícula D80 de 92µm; molienda de 18 minutos cuyo pasante

de la malla #200 del 67.85% con D80 de 106µm; y, finalmente la molienda de 15 minutos

con el pasante de la malla #200 de 62.17% y el D80 de 124 µm, para el respectivo ensayo

de flotación.

Para la flotación que es un proceso físico-químico de minerales, se realizó 6 ensayos

con los tiempos de molienda previamente establecidos, la mejor recuperación se

determinó en el tiempo de molienda de 18 min con un 92.55%, pero el contenido de cobre

(Cu) es muy bajo de 4.44%.


Es por ello que el tiempo de molienda correspondiente a 21minutos se determinó

como el tiempo óptimo puesto que se obtuvo una recuperación de 85.13%; con un

contenido de contenido de Cu de 21.18%, lo cual es económicamente rentable puesto que

en la Planta Fayuma se comercializa concentrado de Cu con un contenido del 14%.

ABSTRACT

This research Project called “OPTIMIZATION OF GRINDING TIME THAT

WILL ALLOW THE INCREASE OF THE RECOVERY BY FLOATING PROCESSED

MINERALS IN THE FAYUMA BENEFIT PLANT COD. 30000421 OF THE

PROVINCE EL ORO, CANTON PORTOVELO, SECTOR EL PACHE. ECUADOR,

was developed based on a series of tests and laboratory tests, variables such as milling

times, dosage S:L, percentage of solids in the pulp granulometry; in the metallurgical

flotation tests, the concentration and dosing of the reagents was determined according to

the current conditions that are carried out in the Fayuma Benefit Plant.

The characterization of the study material was carried out in wich its mineralogical

and petrographic properties were determined, it is an andesitic igneous and basaltic

igneous rocks with a porphyritic texture, of the Las Juntas Mining Concession, belonging

to the Mining District Zaruma-Portovelo

The physical properties of the rock are, moisture content of 11.54%, the density

was determined by the test of the pycnometer whose result was 2.75 gr/cm3. The

resistance to simple compression of the rock was determined in the ESTSUELCOM Soil

Laboratory, wich resulted in 1197.93 gr/cm2

Six grinding tests were developed with the respective granulometric analysis, in

which the grinding time was defined as: 21 minutes whose intern mesh # 200 of 73.231%

and a particle size D80 of 92μm; 18-minute milling whose mesh intern # 200 of 67.85%

with D80 of 106μm; and, finally, the grinding of 15 minutes with the intern of the mesh

# 200 of 62.17% and the D80 of 124μm, for the respective flotation test.


For flotation, which is a physical-chemical process of minerals, 6 tests were

carried out with the milling times previously established, the best recovery was

determined in the grinding time of 18 min with 92.55%, but the copper content is very

low of 4.44%. That is why the grinding time corresponding to 21 minutes was determined

as the optimal time since a recovery of 85.13% was obtained; with a content of Cu content

of 21.18%, which is economically profitable since in the Fayuma Plant Cu concentrate

with a content of 14% is commercialized.


3. INTRODUCCIÓN

En base a las investigaciones realizadas por la Dirección Nacional de Geología (

DINAGE1990), Ecuador es un país de grandes riquezas naturales con un elevado

potencial geológico-minero, evidenciando la presencia de oro, plata, cobre y zinc, en los

depósitos metálicos del territorio ecuatoriano; pudiendo identificar distritos mineros, los

cuales se encuentran tipificados por su particular estilo de mineralización, siendo uno de

ellos el Distrito Zaruma- Portovelo, donde se desarrollan labores mineras , incluyendo la

etapa de beneficio del mineral. (Prodeminca, 2000)

Según informe Agencia de Regulación y Control Minero (ARCOM 2018), en el

cantón Portovelo existe un número estimado de 104 Plantas de Beneficio, las mismas que

tienen una producción de 1800 Tn/día en conjunto, siendo el tonelaje promedio de

150Tn/día de la capacidad instalada. En estas plantas se procesan materiales de diferente

naturaleza (menas), principalmente de los yacimientos y vetas polimetálicas de Zaruma

y Portovelo, para lo cual es necesario conocer sus propiedades mineralógicas y

petrográficas del material a beneficiar.

El principal propósito del beneficio de minerales, es obtener mayores beneficios

económicos y generar menos daños al ambiente, por esta razón las empresas tienen la

necesidad de mejorar sus técnicas e introducir nuevas tecnologías continuamente en el

procesamiento de los minerales.

Según A. J. Linch (1980), el procesamiento de los minerales en una planta de

beneficio inicia con la preparación mecánica, la cual abarca la clasificación, trituración y

molienda respectivamente y como etapa siguiente el proceso de beneficio del mineral

como tal, siendo los procesos de trituración y molienda los que generan mayores gastos

energéticos. (Linch, 1980)

Es por ello que el presente trabajo de investigación sobre “LA OPTMIZACIÓN DEL

TIEMPO DE MOLIENDA QUE PERMITIRÁ EL INCREMENTO DE LA

RECUPERACIÓN DE LOS MINERALES PROCESADOS EN LA PLANTA DE

BENEFICIO FAYUMA COD. 30000421 DE LA PROVINCIA EL ORO, CANTÓN

PORTOVELO, SECTOR EL PACHE. ECUADOR, permitirá aumentar el grado de

recuperación actual que mantiene la Planta de Beneficio Fayuma y a la vez disminuir los


gastos energéticos empleados en el proceso de molienda, para lo cual se analizará

principalmente los tiempos de molienda y grados de recuperación obtenidos a nivel de

laboratorio del material que proviene de la Concesión Las Juntas, el cual es un material

rico en cobre, contiene principalmente minerales de bornita y calcopirita.

Dichos resultados serán validados con los valores actuales de recuperación que tiene

la Planta de Beneficio Fayuma para este material.

Para el desarrollo de la presente investigación, se plantearon los siguientes objetivos:

Objetivo General

- Optimizar el tiempo de molienda de los materiales auríferos, lo que permitirá

incrementar la recuperación por el método de flotación en la Planta de Beneficio

aurífero “FAYUMA”, Cód. 30000421.

Objetivos específicos

- Caracterizar las propiedades mineralógicas y petrográficas de los materiales que

se procesan en la Planta de Beneficio FAYUMA, así como también sus

propiedades físico-mecánicas.

- Describir y analizar los procesos de conminución y beneficio de los materiales

que se procesan en la Planta de Beneficio FAYUMA.

- Determinar el tiempo óptimo de molienda a nivel de laboratorio y su relación en

el proceso de flotación de la Planta de Beneficio.

El alcance del presente proyecto de investigación pretende determinar el tiempo

óptimo del proceso de molienda en húmedo de los materiales auríferos; analizando en el

contexto secuencial desde las propiedades físico-mineralógicas y petrográficas de los

materiales hasta la secuencia tecnológica con el cual ingresan éstos a la Planta de

Tratamiento y Beneficio FAYUMA.


Se describirán y manipularán variables como: tiempo medio de molienda,

dosificación sólido-líquido (S: L) en el molino, tamaño e índice de sodomía, porcentaje

de entrada y salida (D80 – d80), dosificación de los reactivos que se mantendrán con la

dosificación actual de la Planta de Beneficio Fayuma para este material de la Concesión

Minera Las Juntas.


4. REVISIÓN DE LITERATURA

El procesamiento de minerales, se dedica a la extracción de minerales, y se prepara la

mena para la extracción del mineral valioso de interés; pero además de ello se produce un

producto final comercial. Regula el tamaño de la mena, ya que se trata de un proceso de

separación física de los granos minerales valiosos de la ganga y de esta manera producir

una porción enriquecida o concentrado.

Es por ello que en el tratamiento de los minerales se puede diferenciar dos operaciones

fundamentales; la liberación o desprendimiento de los minerales valiosos de los minerales

de la ganga y la separación de esos valores de la ganga; este proceso conocido como

concentración. Para dicha separación se realiza por medio de la pulverización o molido,

lo cual implica trituración primaria, secundaria o terciaria de ser necesario; luego de ello

se realiza la molienda del material hasta obtener un tamaño de partícula, tal que el

producto sea una mezcla de las partículas del mineral y de ganga relativamente limpias.

El mineral valioso debe estar libre de ganga, pero solo apenas libre. Después de ello el

mineral se somete a algún proceso de concentración que separa los minerales en dos o

más productos.

La separación por lo general se realiza por la diferencia entre las propiedades físicas

o químicas del mineral valioso y los minerales de la ganga contenidos en el material.

(Wills & Napier-Mum, 2006).

4.1. Molienda de minerales

La molienda es la última etapa en el proceso de conminución de minerales; en esta

etapa, las partículas se reducen de tamaño mediante una combinación de impacto y

abrasión, ya sea molienda seca o húmeda. Se realiza en equipos denominados molinos,

que son de acero cilíndrico giratorio que contienen una carga para realizar la molienda

del mineral denominado medio moledor, los cuales se mueve libremente dentro del

molino, reduciendo así el tamaño de las partículas de mineral.

El medio moledor puede ser barras o bolas de acero. El principal propósito de la

molienda, es ejercer un control estricto sobre el tamaño de este producto y, por esta razón,


a menudo se dice que la molienda correcta es la clave para un buen procesamiento de

minerales. (Wills & Napier-Mum, 2006).

4.1.1. Parámetros tecnológicos de molienda

Existe una serie de elementos importantes que influyen en la molienda de los

materiales.

Estos son:

Velocidad Crítica.

Tamaño del medio moledor.

Volumen de carga.

Potencia.

Tipos de Molienda: húmeda y seca.

a) Velocidad crítica (rpm)

“Se define a la velocidad crítica, a la velocidad de rotación en la cual las bolas

empiezan a centrifugar en las paredes del molino y no son proyectadas en el interior del

molino. Haciendo un balance entre la fuerza de gravedad y la fuerza centrífuga sobre

una bola en la pared del molino, la velocidad crítica resulta ser:

𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑐𝑟í𝑡𝑖𝑐𝑎 = 76.6√𝐷 − 𝑑

Donde:

D= diámetro interno del molino

d= diámetro máximo de bolas

Mediante esta ecuación se puede determinar la velocidad de giro del molino,

mediante a expresión:

𝑁𝑐 = 𝑁𝑐𝑟𝑖𝑡 ∗ Φ


Donde:

Nc= Velocidad giro molino, rpm

Φ= Fracción velocidad crítica utilizada, %, (0→100)

Ncrit= velocidad crítica rotación molino

Es razonable esperar que el movimiento de la carga en un molino dependerá de la

fracción de velocidad crítica a la cual el molino opera.” (Austin & A., 1994)

b) Volumen de carga

El volumen de carga de un molino, es el porcentaje del volumen interior del

molino que se encuentra ocupado por el medio moledor e incluye los espacios que quedan

libres entre los medios. Este valor se puede obtener en forma aproximada por la relación:

𝑉𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑑𝑒 𝑐𝑎𝑟𝑔𝑎 = 113 − 126𝐻𝑐

𝐷𝑚

Donde:

Hc= distancia interior de la parte superior del molino a la parte superior de la carga

estacionaria.

Dm= diámetro interior del molino

El volumen de la carga debe ser entre el 40-50% del volumen interno del molino,

o sea alrededor del 40% de este espacio vacío sería lo óptimo.

c) Tamaño de los medios de molienda

Como resultado del desgaste, todos los molinos contienen un intervalo de tamaños de

los medios al que se conoce como carga molturante. En forma regular es necesario agregar

medio de reposición, del tamaño más grande en su mayoría, y la necesidad la determina

la disminución del consumo de energía del molino. El tamaño del medio de reposición

condiciona el tamaño medio de la carga, y este a su vez el tamaño medio de las partículas

en proceso de molienda.


La selección del tamaño de los medios es una avenencia entre dos factores, ya que

al disminuir el tamaño relativo de los medios, aumenta el área de superficie para

molienda, aumentando así la capacidad. Por otra parte, al aumentar el tamaño de los

medios, aumenta la fuerza que se ejerce entre las superficies de molienda de tal manera

que se pueden moler partículas más grandes. (Errol. G. & Spottiswood, 1990)

d) Potencia (HP)

La potencia estimada de un molino en función de su par mecánico fue descrita por

(Duda, 1977), mediante la siguiente expresión:

𝑃𝑚𝑜𝑙𝑖𝑛𝑜 = 9.81 ∗ 𝐵 ∗ 𝑚𝑇 ∗ (2𝜋𝑁

60) ∗ sin 𝜗

Donde:

B: relación geométrica entre el centro de gravedad y nivel de llenado del molino

mT: peso total del molino

N: velocidad a la que gira el molino, expresada en rpm (Ocampo Ramírez Arturo,

2016).

4.1.2. Tipos de Molienda: Molienda Húmeda y Molienda Seca.

La molienda se pude realizar ya sea vía seca o húmeda, la diferencia entre ambos

medios se suele caracterizar por una humedad en torno al 8%, en este valor produce en

los productos una cierta adherencia y marca un límite en la tendencia del comportamiento

dentro de los equipos de molienda. Por debajo se considera humedad superficial y el

trabajo de los equipos es en seco, siendo deseable que esta humedad no rebase el 3-4%,

este tipo de molienda se produce principalmente en la industria del cemento.

El trabajo en húmedo se caracteriza por unos rangos de humedad elevados, del 40%

al 70% de agua en volumen lo que representa para la mayoría de los minerales unos

valores de Sp (relación de sólidos en peso) entre 55 y 80%, siendo el tipo de molienda

más empleado para los minerales de interés que se procesan en el mundo. (Blanco, 2016).


4.2. Molino de bolas

Los molinos de bolas son esencialmente reactores que transforman partículas

grandes en partículas más pequeñas, son equipos sencillos, relativamente baratos de

construir, seguros, fáciles de controlar, mantener y además tienen bajos requerimientos

de energía por tonelada de producto comparados con otros tipos de equipos de molienda.

(Blank, 1975).

Figura 1: Esquema de las partes de un molino de bolas estándar

Fuente: (Bullón, 2012)

Los cuerpos moledores son bolas que pueden estar fabricadas de acero de

fundición, acero forjado y éste puede estar aleado al Cr-Mo, para ser resistentes al

desgaste por impacto o aleado con Ni, para ser más resistentes a la abrasión (bolas de

acero muy duro) y suelen ser de diferentes tamaños aún en el mismo molino para facilitar

la molienda. (Bond, 1960).

4.2.1. Circuitos de molienda

En los procesos de molienda a que se desarrollaban anteriormente no se requería

un tamaño de partícula idóneo para lograr que exista la liberación de mineral por la

abundancia que existía de los mismos, es por ello que no existía un control del tamaño de

partícula producto de la molienda.


Actualmente debido a la escasez de minerales, la industria se vio en la necesidad

de contralar el tamaño de partícula para los procesos actuales de beneficio como es la

flotación, es por ello que actualmente se trabajan con dos tipos de circuitos:

a) Circuito cerrado

En el circuito cerrado, una vez que se haya realizado la molienda del mineral es

necesario colocar un clasificador, debido a que el producto final que tenga una fracción

más gruesa de material regrese al molino mediante el clasificador. La molienda en este

tipo de circuito, con altas cargas circulantes, produce un producto final estrechamente

clasificado y una alta producción por unidad de volumen, así mismo proporciona un bajo

tiempo de residencia para las partículas, para vencer la sobre molienda.

b) Circuito abierto

En la molienda en circuito abierto, a diferencia del circuito cerrado no posee un

clasificador, es por ello que presenta una gran variedad de tamaños de partícula, lo cual

no es eficiente para el proceso de beneficio del mineral. (Wills & Napier-Mum, 2006).

4.2.2. Eficiencia de molienda

Varios son los factores que inciden en la eficiencia de la molienda en un molino

de bolas, de densidad de la pulpa en el molino debe ser lo más alta posible y que fluya

fácilmente a través del molino. Es muy importante que las bolas estén cubiertas con una

cierta cantidad de mena, una pulpa demasiado diluida aumenta el contacto de metal a

metal, produciendo de esta manera un consumo elevado de acero y por ello una eficiencia

reducida en molienda.

Los molinos de bolas deben trabajar entre 65% y 80% de sólidos por peso, esto

dependiendo de la mena. La eficiencia de la molienda depende del área superficial del

medio de molienda, así las bolas deben ser lo más pequeña posibles y su carga se gradúa

de manera que las bolas grandes sean lo bastante pesadas para moler las partículas más

grandes y más duras de la alimentación. (Wills & Napier-Mum, 2006).


4.2.3. Consumo energético en molienda

Lynch (1977), menciona que en los experimentos que se han desarrollado a través de

la historia, han demostrado que en el proceso de reducción de tamaño, la energía

consumida por unidad de masa es proporcional a las pequeñas variaciones del tamaño de

partículas, y que la energía requerida para lograr dichas variaciones es inversamente

proporcional a una función inicial del tamaño inicial del mineral.

El autor Hukki (1975), propone la relación entre energía consumida-tamaño de la

partícula, es una combinación de 3 leyes:

𝑑𝐸 = −𝑘𝑑𝑙

𝑙"

Donde:

l= tamaño inicial de la partícula

l"= tamaño final de la partícula luego de ser sometida al respectivo proceso

E= energía consumida

K= constante 10Wi (está en dependencia del material procesado

Debido a las diferentes interpretaciones de Rittinger, Kick y Bond referente a esta

correlación, dieron lugar a las 3 conocidas leyes de la conminución:

El autor Rittinger (1867), establece que el área de la superficie nuevamente formada

es proporcional a la energía consumida en molienda:

𝐸 = 𝐾 (1

𝑃−

1

𝐹) , 𝑃 < 𝐹

F y P, tamaño de la partícula mineral antes y después de la molienda respectivamente

K, constante 10Wi (está en dependencia del material procesado)

Kick (1883), propone su teoría mediante es siguiente modelo:


𝐸 = 𝐾 (ln (1

𝑝) − ln (

1

𝑓))

Finalmente, el autor Bond (1950), plantea que a teoría de Rittinger es incorrecta, ya

que considera que toda la energía consumida en la molienda se aprovecha en la formación

de nuevas superficies, hoy se conoce que solo una pequeña parte de esta energía es

disipada en el rompimiento de los minerales. Es por ello que Bond (1960), expone su

modelo:

𝐸 = 𝐾 (1

√𝑃80−

1

√𝐹80)

Donde:

K=10Wi

Wi= Índice de trabajo (Work Índex)

P80= diámetro de salida

D80= diámetro de alimentación

El Work Índex es un parámetro que depende del material y del equipo que se emplea

para la conminución obtenido a escala de laboratorio. (Coello Velásquez & Tijonov,

2001).

4.3. Flotación de minerales

La flotación es un proceso físico-químico, cuyo principal objetivo es la separación de

especies minerales, a través de la adhesión selectiva de burbujas de aire a las partículas

minerales.


Figura 2: Esquema de adhesión selectiva B: burbuja; P: partícula; s-g: sólido-gas; s-l: solido-líquido

Fuente: (Castro, 2012)

Los principios en los que se basa la flotación son dos principalmente:

- El mineral hidrofóbico, repele y desplaza agua de la superficie de sus partículas,

lo cual permite la acción de las burbujas de aire que se unen a la partícula.

- Las burbujas de aire pueden mantener las partículas en la superficie, si se forma

una espuma estable, con la ayuda de los reactivos de flotación.

Existen especies con hidrofobicidad natural, como es el talco, grafito,

molibdenita; mientras que el resto de las especies minerales son hidrofílicas, por lo

tanto son seleccionables por una partícula mediante una corriente de burbujas.

La adhesión ocurre en agua, donde las partículas forman una pulpa mineral, y

donde se generan las burbujas de aire. Se establece un sistema trifásico, sólido

(mineral) - líquido (agua) - gas (aire). (Castro, 2012).

4.3.1. Reactivos

Los reactivos de flotación son el principal componente y la variable más

importante dentro del proceso de flotación, debido a que no se pude llevar a cabo el

proceso sin la presencia de los mismos. Al ser un componente indispensable en el proceso

de flotación los reactivos, lo influyen con una extraordinaria sensibilidad, ya que no

solamente influye el tipo de reactivo, sino también la combinación de los reactivos y su

cantidad, así como el método de dosificación. (Sutulov, 1963)

4.3.2. Clasificación de los reactivos

Son 3 los grupos principales, en los cuales se clasificación los reactivos de flotación:


a) Colectores

Su principal función es de proporcionar las propiedades hidrofóbicas a las superficies

de los minerales, son compuestos orgánicos, entre los más importantes se destacan:

- Xantatos: estos colectores tienen una gran difusión debido a su bajo costo, fuertes

propiedades colectoras y selectividad. Se los considera como reactivos

fundamentales para la flotación de sulfuros y para metales nativos.

- Ditiofosfatos-Aerofloats: son colectores líquidos que aparte de sus propiedades

colectoras posee propiedades espumantes. Debido a su naturaleza liquida y la poca

solubilidad en agua se recomienda que se lo agregue en los tanques

acondicionadores, antes de la flotación. Se debe emplear en cantidades más altas

que los Xantatos, debido a que son menos potentes. Las dosis normales están entre

25-125gr/Tn.

- Colectores carboxílicos: estos colectores han desempeñado un papel importante

en la flotación de metales, debido a sus fuertes propiedades colectoras. Sin

embargo, debido a su poca selectividad es poco eficiente la separación de los

sulfuros de la ganga, por lo cual se los ha reemplazado por otros colectores.

b) Espumantes

Los espumantes son compuestos que ayudan a la formación de burbujas, siendo

estas los centros de colección de las partículas minerales que van a flotar y de su medio

de transporte, desde la pulpa hacia la superficie. Entre los productos más usados en como

espumantes son el aceite de pino, el ácido cresílico, el aceite de eucalipto y otros aceites

naturales.

c) Modificadores

Los modificadores sirven para crear condiciones favorables en la superficie del mineral

para el correcto funcionamiento selectivo de los colectores. Como principal se encuentra

los reguladores del pH, siendo la más utilizada la cal. Así mismo dentro de este grupo se

encuentran los activadores, son los que favorecen la formación de superficies


hidrofóbicas, mientras que los depresores favorecen la hidratación de las superficies

minerales. (Sutulov, 1963).

4.3.3. Fórmulas para el uso de reactivos de flotación

La dosis de consumo o uso de los reactivos químicos que se utilizan en la flotación

se expresa generalmente en términos de gramo por tonelada métrica corta de mineral

tratado. Dependiendo del reactivo a emplear, este puede ser alimentado como un sólido

seco, como una solución en agua o dispersión, o en forma líquida no diluida en la

condición que se encuentre:

Para reactivos secos

(𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜) ∗ (1440𝑚𝑖𝑛𝑑í𝑎⁄ )

𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙𝑑𝑖𝑎⁄

=𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜

𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙

Los 1440 min/día, corresponde a las 24 horas de trabajo.

Para reactivos líquidos

(𝑚𝐿 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜𝑚𝑖𝑛⁄ ) ∗ (𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 ∗ 𝑔𝑠) ∗ (1440 𝑚𝑖𝑛

𝑑𝑖𝑎⁄ )

𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙𝑑𝑖𝑎⁄





Para reactivos en solución

(𝑚𝐿 𝑠𝑜𝑙𝑢𝑐𝑖𝑜𝑛𝑚𝑖𝑛⁄ ) ∗ (

𝑔 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜𝐿 𝑠𝑜𝑙𝑢𝑐𝑖𝑜𝑛

⁄ ) ∗ (1440 𝑚𝑖𝑛𝑑𝑖𝑎⁄ )

𝑡𝑜𝑛 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙𝑑𝑖𝑎⁄ ∗ 1000




4.3.4. Índices metalúrgicos

Los índices metalúrgicos son aquellos valores adimensionales que precisan la

calidad de la separación en el proceso de concentración, es importante que estos índices

estén apoyados por el respectivo balance de masa en el proceso de separación, puesto que,

si no se realiza esto, el cálculo de los índices puede generar números incorrectos que

desorienten las decisiones y el análisis de los circuitos de concentración. (Bustamante

Rúa, Gaviria Cartagena, & Restrepo Baena, 2008).

Balance de masa

Figura 3: Esquema de un concentrador con dos productos

Fuente: (Bustamante Rúa, Gaviria Cartagena, & Restrepo Baena, 2008)

En la figura se muestra un concentrador con dos productos, el concentrado y las colas

(relaves), los pesos de cada uno de los productos se representan con mayúscula, mientras

que los tenores (o porcentaje) con minúscula, haciendo el balance de masas se obtiene:

𝐴𝑡𝑎 = 𝐶𝑡𝑐 + 𝑇𝑡𝑐


Donde:

Ata=Peso del mineral en alimento con su ley

Ctc=Peso del concentrado con su ley

Ttc=Peso del relave con su ley

Clasificación de los índices metalúrgicos

a) Recuperación (R)

La recuperación se refiere a la relación que existe en una operación de concentración

entre el peso del material útil que hay en el concentrado con respecto a la cantidad de

mineral de la alimentación:

𝑅 =𝐶𝑡𝑐

𝐴𝑡𝑎

Donde:

Ctc=Peso del concentrado con su ley

Ata=Peso del mineral en alimento con su ley

b) Razón de enriquecimiento (RE)

A razón de enriquecimiento se refiere el tenor (o porcentaje) de mineral útil en el

concentrado (tc), respecto al tenor (o porcentaje) del mineral de alimentación (ta):

𝑅𝐸 =𝑡𝑐

𝑡𝑎

Estos son los índices metalúrgicos más empleados en el proceso de concentración de

minerales, para conocer la eficiencia del mismo. (Bustamante Rúa, Gaviria Cartagena,

& Restrepo Baena, 2008).


5. MATERIALES Y MÉTODOS

5.1. MATERIALES

5.1.1. Materiales de campo

Libreta de campo

Pala

Saquillo

Fundas herméticas

Recipientes de plástico de ½ L

5.1.2. Materiales de laboratorio

a) Los materiales empleados en la molienda

Molino de bolas de Batch modelo MIM (9.57"x 7.2"), energía proporcionada

por motor marca WEG de ½ HP

Carga molturante (126 bolas de acero)

1000gr de material pasante malla 10

1000mL de agua

Vibro tamiz

Juego de tamices estandarizados

Balanza electrónica

Pírex

Balde de plástico

Mufla

Fundas herméticas

b) Para los ensayos de flotación se emplearon los materiales

Celda de flotación marca Denver Sala

Paleta para recoger el material concentrado

2 pírex (para concentrado y relave)

Reactivos (modificador de pH, colector, espumante)

Piseta de agua destilada

3 probetas de 100mL

4 vasos de precipitación

Cal

pHmetro (Peachímetro)


5.1.3. Materiales de oficina

Computadora

Software Excel

Microsoft Word

Flash Memory

Hojas

Impresora

5.2. Metodología

Para el desarrollo del presente trabajo de investigación se empleó el método

científico-experimental, que se basa en la observación, experimentación y formulación

de pruebas para adquirir nuevos conocimientos, integrar o corregir los conocimientos

previos. Se manipularon variables como tiempo de molienda, relación sólido-liquido,

porcentaje de entra y salida (D80-d80).

Para ello se desarrollaron una serie de pruebas metalúrgicas con el material, en el

Laboratorio Metalúrgico de la Universidad Técnica Particular de Loja de acuerdo a sus

protocolos establecidos, siguiendo la siguiente secuencia:

5.2.1. Muestreo del material en estudio

El muestreo de la roca se lo realizó en la zona de apilado de la Planta de Beneficio

Fayuma, perteneciente Corporación Minera Miranda MINERMIR S.A, el respectivo

muestreo se lo realizó en una salida de campo con la colaboración de trabajadores de la

Planta.

La técnica empleada en el muestreo es de tipo Bulk, para ello se tomó una muestra

representativa de cada zona de apilado de 10 Kg.


Fotografía 1: Apilado del material de estudio

Fuente: La autora, 2019

Posteriormente se procedió a pesar la cantidad de 40 Kg. en cada saquillo, siendo

un total de 2, los mismos que serán empleados para los diferentes ensayos y pruebas

metalúrgicas.

Fotografía 2: a) Muestreo de la roca, b) pesado del material en la balanza


5.2.2. Mineralogía y petrografía de la roca

a) Descripción microscópica de la roca

La descripción microscópica se la realizó mediante láminas delgadas y secciones

pulidas, las mismas que fueron enviadas al Laboratorio de La Escuela Politécnica

Superior del Litoral; el análisis de las mismas se realizó en el Laboratorio de Mineralogía

de la Carrera de Geología Ambiental y Ordenamiento Territorial con la ayuda del técnico

encargado.


b) Descripción macroscópica

La descripción macroscópica del material se la realizó en una muestra de mano en el

Laboratorio de Mineralogía de la Carrera de Geología Ambiental, en la cual se identificó

con ayuda de una lupa de 20x los minerales que se encuentran presentes en la roca, así

como la coloración, grado de alteración, presencia de fenocristales, y demás

características que pueden ser apreciables en la muestra.

5.2.3. Humedad del material

Para determinar la humedad del material, se tomó una muestra de roca y se

procede a trabajar.

La muestra de roca se pesó en una balanza digital, la misma que debe estar

previamente calibrada, y se registró el valor del peso inicial de la muestra, al igual que el

valor del peso del recipiente que la contiene. Luego se pesa el recipiente vacío.

Así tenemos:

𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑜 = 𝑃𝑏𝑎𝑛𝑑𝑒𝑗𝑎+𝑟𝑜𝑐𝑎 − 𝑃𝑏𝑎𝑛𝑑𝑒𝑗𝑎

Fotografía 3: Pesado del material en balanza de 3 dígitos para determinar el contenido de humedad


Luego el material se lo ingresó hacia la estufa a una temperatura de 110° durante

24 horas, pasado este tiempo se retiró el material y se procedió a pesar en la balanza

digital, obteniendo el peso seco, mediante operaciones básicas se obtuvo el contenido de

humedad de esta manera:


𝑤 =𝑃𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑜 − 𝑃𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 𝑠𝑒𝑐𝑜

𝑃𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑜∗ 100

La humedad es en porcentaje (%).

5.2.4. Densidad

El ensayo para determinar la densidad y el peso específico se lo realizó mediante

el método del picnómetro, para ello se empleó agua destilada, muestra de cabeza del

material y balanza electrónica.

El picnómetro donde se realizó el ensayo se lo pesó vacío en la balanza digital, el

cual debe estar seco.

Una vez pesado el picnómetro se procedió a colocar 1/3 de mineral previamente

pulverizado, se pesó en la balanza digital y registró su peso.

Posteriormente se colocó agua destilada en el picnómetro con el material, hasta

que quede completamente lleno. Luego se determinó el peso del mineral de la siguiente

manera:

𝑃𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 𝑃𝑝𝑖𝑐𝑛𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜+𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 − 𝑃𝑝𝑖𝑐𝑛𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜

A continuación se determinó el volumen del material, mediante la siguiente

expresión:

𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 𝑉𝑝𝑖𝑐𝑛𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 − 𝑉𝑎𝑔𝑢𝑎


Fotografía 4: Determinación de densidad y peso específico del material por el método del picnómetro


Con los datos obtenidos se procedió a calcular la densidad del material con la

siguiente fórmula:

𝜌 =𝑀2 − 𝑀1

(𝑀3 − 𝑀1) − (𝑀4 − 𝑀2)=

𝑔𝑟

𝑐𝑚3

DONDE:

ρ=Densidad del material

M1= peso del picnómetro vacío

M2= peso del picnómetro + muestra de material

M3=peso del picnómetro + agua

M4= peso del picnómetro + agua + muestra de material

5.2.5. Resistencia a la compresión simple de la roca

Para el desarrollo del ensayo mecánico de dureza de la roca, que permite

determinar la resistencia a la compresión simple; es definido como el esfuerzo necesario

para producir la fractura de la muestra de roca (testigo cilíndrico). Para ello se considera

que se produce la fractura cuando se origina una caída repentina en la aplicación de la

carga, la cual no es capaz de soportar la muestra de roca a cargas superiores a esta.

El ensayo se lo realizó en el Laboratorio de Suelos ESTSUELCON CIA.LTDA,


Se prepararon las muestras de roca en base a la Norma ASTM D 4543, el cual

indica que los testigos deben ser cilíndricos y rectos, y la superficie debe ser lisa y sin

regularidades abruptas, para ello cual se cortó la roca con las dimensiones de 5*5cm

aproximadamente.

Fotografía 5: Corte de la roca en la cortadora con disco de diamante

Fuente: ESTSUELCOM CIA.TDA, 2019

Posteriormente mediante el equipo de presa de hormigón se fue aplicando la carga en

el desarrollo del ensayo la cual debe ser continua (Ver fotografía 4), para determinar el

valor de la resistencia a la compresión simple, se calculó dividiendo la carga máxima

aplicada sobre la muestra de roca durante el tiempo del ensayo y el área de la sección

circular de la muestra de roca, de esta manera.

𝜎𝑐 =𝐹𝑟

𝐴=

𝐾𝑔𝑓

𝑐𝑚2= 𝑀𝑃𝑎

Así se obtiene la resistencia a la compresión simple de la roca, el número de ensayos

para la presente investigación fue de dos.


Fotografía 6: Aplicación de la carga a la muestra de roca en la prensa de hormigón de 200t

Fuente: ESTSUELCON. CIA LTDA, 2019

5.2.6. Trituración del material

Una vez realizada la toma de muestra de la roca, se procedió a triturar la misma,

para lo cual se empleó la trituradora de mandíbulas marca Retsch (Fotografía 3), los

fragmentos de roca de gran tamaño (>5cm), se redujo con la ayuda de un combo.

Fotografía 7: Trituradora de Mandíbulas marca Retsch de dimensiones 320*960*800 mm



El material se ingresó poco a poco hacia la trituradora de mandíbulas de

dimensiones 320*960*800 mm, cuya abertura de boca es de 60*60mm y el ajuste de la

abertura de salida de 0-20mm. El tamaño del material triturado debe cumplir con el 100%

del material pasante la malla 10 cuya abertura es de 2mm, para lo cual el material

triturado se tamizó, hasta obtener el 100% pasante de la malla 10 (fotografía 4), el peso

del material triturado fue de 30Kg.

Fotografía 8: Tamizado del material triturado a malla #10


5.2.7. Homogenización y cuarteo

La homogenización y cuarteo es una técnica que permite obtener de una muestra

representativa de un todo, el cual representa la muestra en estudio. Para la

homogenización se empleó el método de roleo mediante un plástico debido a la cantidad

de muestra. Para el cuarteo o división se empleó método de división por incremento. Para

ello se detalla a continuación el procedimiento:

Se limpió correctamente el plástico, y se lo ubicó en una superficie plana.

Se colocó el material previamente triturado sobre el plástico (fotografía 4)

y se procedió a la homogenización mediante el método del roleo, el cual

consiste en mover cada esquina del plástico hacia al centro, para que

mezcle bien el material, este procedimiento se debe realizar por 20 veces

con la finalidad de que el material se homogenice correctamente y obtener

resultados confiables.


Una vez que se homogenizó correctamente el material, se procedió a

realizar el cuarteo mediante el método de división por incremento, para lo

cual con ayuda de la espátula se extendió todo el material de forma

rectangular hasta alcanzar una altura de aproximadamente 2centímetros

(fotografía 5), y se realizó una malla con fin el de obtener de cada cuadrado

una cantidad similar de muestra. Es necesario tomar la cantidad de muestra

de cada cuadrante desde el fondo, esto con el fin de que se disminuya la

segregación de finos.

Fotografía 9: Homogenización de la muestra mediante el método del roleo


Fotografía 10: Cuarteo o división de la muestra mediante el método de división por incremento


Finalmente se pesó en una balanza electrónica lotes de 1Kg y se colocó en

fundas herméticas correctamente codificadas para los ensayos posteriores.


Fotografía 11: Lotes de 1kg de muestra


5.2.8. Molienda

La molienda es el proceso mediante el cual se realiza la reducción del tamaño del

mineral de interés, para el beneficio como tal, para dicho proceso se empleó un molino

de bolas marca Batch MIM, de dimensiones 9.8" x 7.2", el cual emplea un motor eléctrico

de ½ Hp.

Fotografía 12: Molino de bolas de 7.2" * 9.8"



Fotografía 13: Cilindro del molino de bolas de 7.2" * 9.8".


Previo al inicio del proceso de molienda, se contabilizó y pesó la carga molturante,

los parámetros empleados en dicho proceso son:

1000 gr de material

1000 mL de agua

Medio moledor: 122 bolas de acero

Carga molturante: 9.752Kg

Dilución: S:L 1:1

Velocidad crítica: 68rpm

El procedimiento que se llevó a cabo se detalla a continuación

Se realizó una limpieza previa del molino de bolas, con el fin de limpiar

posibles materiales que se hayan quedado adheridos en las paredes del

mismo y puedan contaminar y alterar los resultados.

Se colocó la carga molturante en este caso las bolas de acero, previamente

pesadas y contabilizadas.

Se agregó 1000gr de material y 1000mL de agua. (Fotografía 10)

Se aseguró cuidadosamente la tapa, con el fin de evitar posibles pérdidas

de pulpa.

Con ayuda un cronómetro se procedió a determinar el tiempo de molienda

deseado, y se encendió el equipo durante el tiempo estimado de cada

molienda


Una vez terminada la molienda, se retiró cuidadosamente el cilindro; el

material obtenido del proceso se colocó en un balde y se lavó las paredes

del cilindro y las bolas de acero con el fin de recuperar todo el material de

la molienda.

El material colocado en el balde se dejó sedimentar por aproximadamente

12 horas.

Posteriormente retiró el exceso de agua del balde y se colocó el material

en un pírex, el cual fue llevado hacia la estufa por 24 horas, para los

análisis posteriores (Fotografía 11).

Fotografía 14: medio molturante (bolas de acero)


Fotografía 15: Material del proceso de molienda



5.2.9. Análisis granulométrico y tiempos óptimos de molienda

El análisis granulométrico es un procedimiento que permite determinar el tamaño

óptimo de las partículas del material que se va a someter a los diferentes procesos de

recuperación, para lo cual se toma en cuenta el material retenido en cada uno de los

tamices con relación al peso total de la muestra. Los tamices empleados en el proceso

fueron: tamiz 18, 60, 1220, 200, 2330, 325 y 400.

El procedimiento realizo fue el siguiente:

Se retiró el material de la estufa y lo colocó en un plástico limpio, con

ayuda de un rodillo se disgregó los terrones de material que se formaron

durante el secado del mismo.

Posteriormente se pesó 250 gramos de muestra de material

Se realizó el análisis granulométrico en húmedo a también denominado

deslamado del material, para lo cual se empleó los tamices #120, #230 y

#400, los cuales deben estar previamente lavados en el limpiador de

ultrasonido. Se realizó el deslamado del material el cual tuvo una duración

de 8 minutos, con intervalos de 6 y una amplitud de 1.8, se fue adicionando

agua con ayuda de una manguera. Es necesario colocar un balde que es

por donde saldrá el material y agua que pasaron la malla #400

Una vez finalizado el deslamado, se procedió a retirar cuidadosamente el

material retenido en cada uno de los tamices y se colocó en un pírex en la

estufa por dos horas.

El material que pasó la malla #400 se dejó sedimentar por 3 horas y se lo

colocó en otro recipiente en la estufa por 24 Horas.

Para el análisis granulométrico en seco, se procedió a lavar los tamices

#18, #35, #60, #120, #200, #230, #325 y #400 en el limpiador de

ultrasonido y se secó cada uno.

Posteriormente se pesó cada uno de los tamices y se registró su valor en la

libreta.

Se retiró el material retenido en los tamices de la estufa, y se realizó el

análisis granulométrico en seco, durante 8 minutos con intervalos de 3

segundos y una amplitud de 1.80. (Fotografía 12)


Una vez concluido el ensayo, se retiró cada uno de los tamices y se pesó

cada uno de ellos con el material retenido y se registró su valor.

Se retiró de la estufa el material que paso la malla #400 y se registró el

peso del mismo

Finalmente se realizó los cálculos respectivos para determinar el

porcentaje de material retenido y porcentaje de material pasante de cada

tamiz. Cabe recalcar que el valor de interés para la presente investigación

es el porcentaje pasante de la malla #200.

Fotografía 16: Análisis granulométrico en seco (tamices #18, #35, #60, #120, #200, #230, #325 y #400)


5.2.10. Flotación

Para el proceso de flotación se realizaron tres ensayos, en los tiempos de molienda

establecidos en el porcentaje pasante de la malla # 200, para determinar el tiempo óptimo

de molienda en la cual exista mayor porcentaje de recuperación, los ensayos se realizaron

dos veces con el fin de obtener resultados confiables. Para realizar el proceso de flotación

se procedió a determinar la cantidad de reactivos a emplear (Ver Anexo 1), en este caso

los reactivos empleados fueron colector Xantato Z6, colector selectivo Ditiofosfato

Aerofloat 1404, colector selectivo A-31 y espumante Dowfroth 250 en cada una de las

pruebas de flotación.


El equipo que se empleo es un dispositivo Denver modelo D-12, el cual consta de

un motor de 1 HP que cuenta con el sistema de agitación adecuado para permitir el paso

de aire en la parte interior para la formación de burbujas cuando se esté flotando el

material con los respectivos reactivos. Además, cuenta con tacómetro integral

incorporado el cual permite regular la velocidad y la aireación durante el ensayo, el equipo

posee diferentes celdas de acero inoxidable que permiten realizar ensayos desde 250gr

hasta 1000gr.

El procedimiento realizado fue el siguiente:

Se pesaron 500gr de mineral del proceso de molienda establecida en los

tiempos 15 min, 18 min y 21 min respectivamente.

Se pesó la cantidad de reactivo necesario para el proceso previamente

establecido.

Fotografía 17: a) Reactivos empleados en la Flotación de minerales (Xantato z6, Aerofloat 1404, a-31 y

Dowfroth 250, b) pesado de cada uno los reactivos


Se procedió a preparar los reactivos de acuerdo a la concentración que se

lleva a cabo dentro de la Planta Fayuma en g/t, luego se llevó a dilución

cada uno de los reactivos en un balón de aforo con 50mL de agua.

Con la preparación de cada uno de los reactivos se procedió a realizar la

flotación

En la celda de flotación se procedió a colocar los 500gr de mineral

previamente pesados, con 1000mL de agua cuya dilución de la pulpa es de

½, se tomó previamente el valor del pH inicial y se reguló hasta el valor

de pH 11 con Cal, que se colocó paulatinamente.


Se realizó el primer acondicionamiento en el cual se agregó el reactivo A-

31.

Pasados los 10 minutos del primer acondicionamiento se procedió a

colocar los reactivos colectores Xantato Z6, Ditiofosfato 1404 y el

espumante Dowfroth 250 respectivamente, de acuerdo a la dosificación

establecida. (Ver tabla 1) y se realizó el segundo acondicionamiento

durante 10 minutos.

Fotografía 18: Acondicionamiento previo a la flotación en la celda Denver


Una vez que se realizó el respectivo acondicionamiento con los reactivos

se dio paso al aire para realizar la flotación del mineral durante 12 minutos,

durante el proceso se fue retirando poco a poco el mineral flotado.

(Fotografía 17)

Terminada la flotación, el material de concentrado previamente etiquetado

se colocó en la estufa durante 24 horas, al igual que el relave de la celda

se lo colocó en un pírex respectivamente etiquetado para su respectivo

secado en la estufa.

Una vez secados los materiales tanto el concentrado como el relave se pesó

y se colocó en la respectiva funda etiquetada para los posteriores ensayos

para la determinación de la cantidad de cobre obtenida del proceso.


Fotografía 19: Espumas de flotación de la celda Denver


Tabla 1: Dosificación de reactivos para las pruebas de flotación

Actividad

Tiempo

(min)

REACTIVOS

COLECTORES (mL) ESPUMANTE

(mL)

REGULADOR

DE pH

Xantato Z6 A-1404 A-31 D-250 Cal

Acondicionamiento 10 50 7.96

Acondicionamiento 10 50 50 50 2

Flotación Bulk 12 - - - - -

Fuente: Jara J, 2019 |

Elaboración: La autora, 2019

La concentración de sólidos en peso, en el proceso de flotación se lo obtiene del

peso del mineral que se va a someter al proceso de flotación para el peso del agua, así:

𝐶𝑃 =𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑜 𝑓𝑙𝑢𝑗𝑜 𝑚á𝑠𝑖𝑐𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙

𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑜 𝑓𝑙𝑢𝑗𝑜 𝑚á𝑠𝑖𝑐𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑝𝑢𝑙𝑝𝑎∗ 100


5.2.11. Análisis químico

El ensayo químico para la determinación de la ley de cabeza del material, se lo

realizó en el Laboratorio de la Planta de Beneficio Reina del Cisne II de la ciudad de

Portovelo, perteneciente a la misma compañía. Para el análisis de oro y plata se realizó

mediante el ensayo al fuego; mientras que para la determinación del contenido de cobre,

se lo realizó mediante el espectrofotómetro de absorción atómica.

Los ensayos químicos para la determinación de la ley del concentrado y relave de

cobre, producto del ensayo de flotación, se lo realizó en el Laboratorio Metalúrgico

Albexxus de la ciudad de Piñas. Para determinar el contenido de oro se realizó los ensayos

en los laboratorios metalúrgicos de la Compañía Orenas, ubicada en la parroquia de

Camilo Ponce Enríquez.


6. RESULTADOS

6.1. Ubicación y acceso del área de estudio

6.1.1. Ubicación

La Planta de Beneficio Fayuma se encuentra ubicada dentro de la jurisdicción política

de la parroquia Portovelo, cantón Portovelo, Provincia El Oro, en el sector denominado

El Pache. El área donde se encuentra instalada la Planta de Beneficio es de 0.2158

hectáreas. Las coordenadas del punto de partida de la Planta de Beneficio, así como las

distancias de los lados del polígono se encuentran referenciadas al DATUM PSAD-56:

Tabla 2: Coordenadas Planta de Beneficio Fayuma

Vértices X Y

PP 651810.14 9559595.25

1 651874.14 9589621.06

2 651869.76 9589654.02

3 651805.76 9589628.21

Fuente: Informe Fayuma, 2019

Elaboración: Jara J, 2019


Figura 4: Ubicación de la zona de estudio

Fuente: Infoplan adaptación, 2019


6.1.2. Acceso

El acceso hacia el área de estudio se lo puede realizar desde la ciudad de Quito vía

aérea hasta el aeropuerto Camilo Ponce Enríquez del cantón Catamayo, luego se traslada

por vía terrestre, por la vía de primer orden Panamericana Sur hacia el sector Las

Chinchas, luego se dirige por la vía de segundo orden que conecta Las Chinchas - Sambi

y Portovelo, hacia el monumento del minero. Para dirigirse hacia la Planta de Beneficio

Fayuma se lo realiza en un tiempo estimado de 5 minutos, tomando la vía de primer orden

para llegar al barrio El Pache.

Igualmente se puede acceder desde la ciudad de Quito vía aérea hasta el Aeropuerto

de Santa Rosa y dirigirse vía terrestre por la vía de primer orden Panamericana Sur que

conduce hacia el sector Zaracay, se ahí se toma la vía que une los cantones Piñas y

Portovelo.

6.2. Datos generales del área de estudio

Tabla 3: Datos Generales Planta Fayuma

Nombre o razón social del titular Planta de Beneficio Fayuma perteneciente a la

Corporación Minera Miranda MINERMIR S.A.

Dirección tributaria y sociedad Provincia El Oro, cantón Portovelo, Barrio El

Pache S/N

Teléfono 07 2948073

Casilla judicial 717

Correo electrónico [email protected]

Representante legal Fabián Andrés Ortega Flores

Superficie 0.2158Ha

Fecha de la Autorización para la Instalación y

Operación de la Planta

18 de Mayo del 2017

Fecha de inscripción 19 de Mayo del 2017



mailto:[email protected]


6.3. CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL DE ESTUDIO

El área que ocupa la concesión minera Las Juntas, se encuentra dentro del grupo

Saraguro, la cual se encuentran constituidas por rocas volcánicas, lavas andesitas, riolitas,

brecha epitermales, flujos de ceniza y rocas volcano-sedimentarias ubicadas al Norte y al

Sur de la Soledad, donde se aprecia una fuerte caolinización de la Tonalita. La

caracterización de la geología local es realizada en base a observaciones in-situ

determinando que en su totalidad del área de interés, las rocas presentes en la zona son

tobas volcánicas de la Formación la Fortuna y del grupo Saraguro con intrusiones de

cuerpos plutónicos. Dentro de las tobas volcánicas se puede observar una alteración

epitermal en tobas de la Formación la Fortuna.

La concesión minera presenta rocas intrusivas en superficie, las cuales se

encuentran alteradas y oxidadas de coloración oscura de marrón a grisáceo, de grano

medio y textura holocristalina, fanerítica y equigranular media; los depósitos

mineralizados están compuestos principalmente por fenocristales de cuarzo, hornblenda

de matriz microgranulada, existe la presencia de sulfuros y óxidos de manganeso y hierro,

existe stockwork dentro de las rocas intrusivas, también abarca un ramal tensional de

vetas y vetillas mineralizadas presentes en la zona de estudio.

6.3.1. Mineralogía y Petrografía

En las dos láminas realizadas se muestra una andesita basáltica. Esta es una roca

volcánica intermedia-básica que presenta fenocristales de plagioclasa, como mineral

mayoritario, con una marcada alteración secundaria en muchos de sus cristales. También

se observan fenocristales de clinopiroxeno con distintos hábitos, así como la presencia de

ortopiroxeno como inclusiones. Por último, los cristales de anfíbol se observan muy

alterados, aunque se distinguen por su relieve, y por sus colores verdosos. La matriz está

compuesta por plagioclasa y clinopiroxeno.

La muestra de roca codificada JBJC 001, es una roca ígnea de color gris claro, la

cual posee una textura porfídica con presencia de 15 % de fenocristales de cuarzo y 85%

de matriz. Tiene minerales principales de plagioclasas, minerales secundarios de

calcopirita, bornita y minerales máficos de biotita. (Fotografía 30),


Fotografía 20: Muestra de roca (Cód. JBJC 001)


La sección de la lámina delgada de la roca andesita cód. JBJC 001 (Fotografía 32),

muestra una textura porfídica, la misma que presenta cuarzo microcristalino, los

fenocristales que presenta son plagioclasas de forma euhedral, los cuales son producto de

la alteración hidrotermal se han transformado en Illita y Sericita, presenta igualmente

fenocristales de hornblenda de color verde oscuro, de forma euhedral.

Se puede apreciar la alteración de biotita a clorita, puesto que aún conserva el

hábito cristalino de la biotita, igualmente existen fenocristales de cuarzo que se

caracterizan por la ausencia de exfoliación.

Fotografía 21: Sección delgada de roca andesita

(Abreviaturas: Qz: Cuarzo, Pl: Plagioclasas, Bt: Biotita, Cl: Clorita)


Pl

Pl

Ser

Sulfuros Sulfuros

Qz

Qz

Hbl

Hbl


La muestra de roca de codificación JBJC 002, se trata de una roca ígnea de grano

fino de color gris oscuro, con textura afanítica, con presencia de fenocristales en un 5% y

de matriz en un 95%. Posee minerales primarios de plagioclasas, como minerales

secundarios, sulfuros de Cu y Fe, bornita, calcopirita, pirita; como minerales accesorios

presenta cuarzo.

Fotografía 22: Muestra de roca (Cód. JBCJ 002)


La sección delgada de la muestra codificada JBJC 002 (Fotografía 34), presenta

una textura porfídica con presencia de microcistales de Cuarzo.

Existe la presencia de clorita de color verdoso, al igual que minerales de Biotita

que producto de la alteración hidrotermal están cloritizadas, se puede apreciar anfíboles

de forma tabular que se encuentran con alteración a biotita. No existe la presencia de

plagioclasas en la sección.


Fotografía 23: Sección delgada de roca andesita

(Abreviaturas: Qz: Cuarzo, Pl: Plagioclasas, Bt: Biotita, Cl: Clorita)


Las especies minerales identificadas mediante secciones pulidas, en el yacimiento

epitelial de Distrito Minero Zaruma- Portovelo fueron (de mayor a menor abundancia):

esfalerita, calcopirita, galena, pirita, pirrotina, bornita, hematita, calcosina, penetradita,

covelina, tetrahedrita, bismuto nativo, telururos y oro. Además, cuarzo, calcita, clorita y

anfíbol fueron identificados y definidos como ganga. En cuanto a la textura, pueden

considerarse como un relleno hidrotermal principalmente caracterizado por relleno de

espacios abiertos y reemplazamientos locales. El depósito es un sistema de vetas

epitímales resultado de procesos hidrotermales relacionados con actividad volcánica del

Mioceno de tipo secuencia andesítica-dacítica (Van Thournout et al., 1996).

Además de ello se realizó el ensayo de fluorescencia de Rayos X (Ver anexo 4),

cuyos valores más significativos en contenido de óxidos, es el SiO2 con un 56.5% y Al2O3

con 14.3%, siendo estos los más representativos

6.3.2. Contenido de humedad

𝑤 =235.5𝑔𝑟 − 208.32𝑔𝑟

235.5𝑔𝑟∗ 100

𝑤 = 11.54%

Qz Qz

Bt Bt

Sulfuros

Sulfuros

Cl

Cl


El contenido de humedad de la roca es de 11.54%.

6.3.3. Densidad y peso especifico

Se realizaron tres ensayos para determinar el valor de la densidad y peso

específico, cuyos valores se detallan a continuación:

Tabla 4: Valores de ensayo de densidad y peso específico

ORDEN Cód.

MUESTRA

P (g) M

(g)

S

(g)

W

(g)

Pe Dens.

(g/cm3)

Masa

(g)

Vol.

(cm3)

1 M1A 19.24 26.33 33.6 29.2 2.675 2.667 7.088 2.658

2 M1B 16.281 30.7 51.4 42.1 2.813 2.805 14.415 5.140

3 M1C 27.777 60.06 100 79.8 2.788 2.780 32.278 11.612

6 PROMEDIO 2.758 2.750



El valor de la densidad de la roca es de 2.75 gr/cm3, mientras que el valor del

peso específico es de 2.758.

6.3.4. Resistencia a la compresión simple de la roca

Se realizó dos ensayos para determinar la resistencia a la compresión simple (Ver

Anexo 5) que presenta la roca, obteniendo los siguientes valores:

Tabla 5: Valores de la Resistencia a la compresión simple

Código

muestra

Largo

(cm)

Ancho

(cm)

Altura

(cm)

Área

(cm)

Volumen

(cm3)

Masa

(gr)

Carga

(Kg)

Esfuerzo

(Kg/cm2)

OTMPF

001 4.65 4.45 4.46 20.69 92.29 243.19 17800,0 860.22

OTMPF

002 5.25 5.05 4.92 26.51 130.44 341.36 31760.0 1197.93

Fuente: ESTSUELCOM, 2019



Los valores obtenidos de la resistencia a la compresión simple de las muestras de

roca son diferentes, debido a que el valor obtenido de la muestra OTMPF 001 es de 860.22

Kg/cm2 (84.35 MPa), ya que al momento de aplicar paulatinamente la carga se pudo

observar que la roca presentaba fracturas y diaclasas, a diferencia de la muestra OTMPF

002 no presentaba fractura por lo cual el esfuerzo es de 1197.93 Kg/cm2 (117.47 MPa)

siendo este el valor real de la resistencia a la compresión simple que presenta la roca.

De acuerdo a la clasificación de la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas

(ISRM, 1978), el valor obtenido de 117 MPa de la roca en estudio, corresponde a una

resistencia a la compresión simple muy alta. (Ramirez Oyaguren & Alejano Monge,

2004).

Una vez que se determinaron las propiedades mineralógicas, petrográficas, físicas

y mecánicas del material en estudio, es necesario conocer el proceso actual que se lleva a

cabo en la Planta Fayuma para obtener el mineral de interés, el cual se detalla a

continuación:

6.4. DESCRIPCIÓN DEL ACTUAL PROCESO DE BENEFICIO DE LA PLANTA

FAYUMA

La Planta de Beneficio Fayuma, procesa materiales de diferente naturaleza

principalmente de la Concesión Minera Las Juntas. El promedio de menas tratadas

diariamente es de 91.92 Tn/día, en promedio en un mes se trata alrededor de 2757.65

Tn/mes, obteniendo un concentrado de 195.64Tn para la comercialización.

Los relaves son de 2562.01 Tn, las cuales son dispuestas al final del proceso en la

relavera comunitaria de El Tablón.

El material la Concesión Las Juntas es rico en cobre contiene principalmente

minerales de bornita en mayor proporción y calcopirita en menor proporción, los

minerales de oro y plata tienen muy bajas leyes, por lo cual no se emplea el proceso de

concentración gravimétrica, sino únicamente el proceso de flotación para obtener el

concentrado de cobre, obteniendo un grado de recuperación de 90%.


El caudal de agua empleada en cada uno de los procesos se recircula entre el 50 y

65%, actualmente se está implementando un sistema de depuración de agua. El caudal de

la captación de agua es de 5.25 L/s.

Secuencialmente los procesos que se llevan a cabo dentro de la Planta de Beneficio

Fayuma se dividen en dos: proceso de conminución y proceso de beneficio del mineral.

(Ver Anexo 6 diagrama de flujo del proceso)

6.5. Proceso de conminución del material

El proceso de conminución del material se refiere a la disminución del tamaño del

material para el proceso de beneficio, consta de las siguientes etapas:

6.5.1. Apilado del material

Antes de iniciar el proceso, el material que llega en volquetas proveniente de

diferentes sectores cuya capacidad es de 12Tn, es almacenado en la zona de stock, para

su posterior procesamiento.

El área de este espacio es de 55.2m2, el mismo que no tiene cubierta por lo cual

los materiales están expuestos a los cambios de clima, afectando el material que se

encuentra en esta zona, ya que en presencia de agua se oxidan rápidamente. El tiempo

que permanecen en la zona de apilado es de 3 días. Los tamaños de los materiales son

variables de 12 hasta 25cm. El espacio que ocupa este lugar es de 1652 m2.

Fotografía 24: Zona de stock del material Planta Fayuma



6.5.2. Tolva de gruesos

El material que se encuentra en la zona de apilado es transportado en volquetes de

6m3, hacia la tolva de gruesos donde se encuentran perfiles tipo riel, el espesor entre los

rieles es de 25cm, la humedad de los materiales es muy baja, la capacidad de la tolva de

gruesos es de 30 Tn. (ver cálculo de tolva de gruesos en Anexo1).

6.5.3. Alimentador

Una vez que el material se coloca en la tolva de gruesos, mediante un alimentador

de oscilación o también denominado de caída, es enviado hacia la trituración primaria,

para iniciar el proceso de trituración. Las especificaciones técnicas de la maquinaria son

las siguientes:

Tabla 6: Especificaciones técnicas del alimentador

Modelo CG 300*300

Dimensiones de la salida

del material (mm)

300*300 mm

Tamaño máximo de

alimentación

50mm

Capacidad de alimentación 10-20 Tn/hora

Modelo del motor Y90L-4

Potencia del motor 2 HP

Peso 265 Kg

Fuente: Shandong Xinhai Mining Technology & Equipment Inc


Fotografía 25: Perfil tipo riel con separación de 25 cm



6.5.4. Trituración primaria

Una vez que el material se encuentra en la tolva de gruesos, mediante un

dosificador es enviado hacia la trituración primaria, para lo cual se emplea una

trituradora de mandíbulas tipo Blake, el diámetro de ingreso de los materiales es de 5"

(12.7cm) y el diámetro de salida es de 1" (2.54cm), siendo el grado de reducción de 5

veces (ͥ=5). El tipo de rotura de los materiales es por impacto.

El material de los forros es una aleación de Cr y Fe, el cambio de los forros de la

mandíbula fija se realiza cada dos meses, mientras que los de la mandíbula móvil se

realizan el cambio cada 4-5meses

El tiempo diario de trabajo es 2 horas de trituración continua y una hora de

descanso, este es el tiempo necesario para que la tolva de finos se llene, una vez que la

tolva de finos se vacía se repite nuevamente el proceso de trituración tanto primaria como

secundaria. En promedio diario la trituradora trabaja 16 horas. Las especificaciones

técnicas de la trituradora primaria tipo Blake son las siguientes:

Tabla 7: Especificaciones técnicas Trituradora de Mandíbulas Primaria

Modelo PE 250*400

Tamaño de entrada de alimentación 200 mm

Rango de descarga 20-60 mm

Tamaño máximo de entrada 210mm

Capacidad 8-25 Tn/hora

Potencia 20 HP

Peso 2800 Kg

Dimensiones (mm) 1210*1572*4150 (mm)




Fotografía 26: a) Trituradora de mandíbulas primarias, b) boca de alimentación de 200mm


El espacio que ocupa la trituración primaria y secundaria es de 98m2.

g gggk ljyh j

6.5.5. Cribado

Una vez realizada la trituración primaria del material hasta un diámetro de

3/4"(1.905cm), este es enviado mediante una banda trasportadora hacia la criba vibratoria,

que clasifica el material que cumple con las condiciones del diámetro de abertura de la

criba que es de 3/4" (1.905cm), el mismo que se almacena en la tolva de finos que tiene

una capacidad de 80 Tn. (Ver cálculos en Anexo 2).

A continuación se detallan las especificaciones técnicas de la criba vibratoria que

opera en la Planta de Beneficio.

Tabla 8: Especificaciones Técnicas Criba vibratoria Lineal ZD 224

Marca QINGDAO GUIDAO INTERNATIONAL

Modelo ZD 224 ( ZD 918)

Tipo Criba Vibratorio Lineal

Dimensiones 1250*250mm

Potencia del motor 7.5 HP

Capacidad 70-100Tn/hora

Peso 120 Kg

Frecuencia 250 vibraciones/min

Velocidad 960 RPM

Vuelo de vibración (mm) 24mm

Fuente: Placa máquina en Planta



Fotografía 27: a) Criba vibratoria lineal, b) Abertura de la malla de 3/4"


6.5.6. Trituración secundaria

Una vez que el material es cribado, el que no cumple con las dimensiones

requeridas para el proceso de molienda es enviado a la trituradora secundaria, siendo el

diámetro de ingreso de 1" y el diámetro de salida es de 3/8", siendo el grado de

reducción =ͥ ̴3. La trituradora de mandíbulas empleada es tipo Blake, la cual tiene las

siguientes especificaciones.

Tabla 9: Especificaciones Técnicas trituradora secundaria

Modelo PE 150*750

Tamaño de entrada de alimentación 150*750mm

Tamaño máximo de entrada 130 mm

Rango de descarga 10-40 mm


Potencia 20 HP

Peso 1850 Kg

Dimensiones (mm) 1108*1090*1392




Fotografía 28: Trituradora de mandíbulas secundaria


El material de los forros es una aleación de Cr y Fe, los cuales se cambian de

forma trimestral (cada 3 meses). Durante el proceso de trituración tanto primaria como

secundaria no hay existido inconvenientes con los aglomerantes.

6.5.7. Molienda

El material que se almacena en la tolva de finos, es alimentado hacia el molino de

bolas mediante un dosificador de oscilación; y este a la banda transportadora que tiene

11.10m de longitud, las especificaciones técnicas del alimentador de oscilación son las

siguientes:

Tabla 10: Especificaciones Técnicas dosificador de oscilación

Modelo Dosificador de oscilación

Número máquina FL 20111105

Frecuencia 47 alimentadas/min

Peso 269 Kg

Capacidad 2.5 Tn/hora

Potencia 1.1 KW

Fuente: Planta Fayuma, 2019 Elaboración: La autora, 2019


El molino de bolas empleado para el proceso es de 5x7 pies, el diámetro de ingreso

hacia la molienda es de 3/8" (0.375cm) y el diámetro de salida del material es de 75µm,

la molienda es húmeda en la cual se va adicionando paulatinamente CO3Ca calcinada para

regular el pH necesario para el proceso de flotación, se lo realiza mediante el calero de

volumen de 0.8m3, que se encuentra en la parte superior del molino de bolas. El circuito

de molienda es cerrado.

El medio moledor son bolas cuyo material está compuesto de una aleación de Cr

y Fe, los diámetros que se emplean para la molienda son 3", 2.5", 2" y 1.5"

respectivamente, siendo el grado de llenado del material entre el 35% y 40%, el tiempo

de molienda es de 30 minutos. La molienda se realiza en régimen de cascada, lo cual

permite tener una molienda homogénea.

Fotografía 29: Bolas de diámetro de 2.5"

Fuente: Jara J, 2019

A la salida del material de molienda se encuentra ubicado un trommel, el cual

cumple la función de retención de fragmentos de roca muy duras que no pueden ser

molidos completamente, presentan una granulometría considerable quedan retenidas en

el trommel, así como también las bolas. El material retenido en este ingresa nuevamente

al proceso de molienda hasta obtener la granulometría adecuada para el proceso de

flotación.

A continuación, se detallan las especificaciones técnicas del molino de bolas:


Tabla 11: Especificaciones Técnicas molino de Bolas de 5x7 pies

Modelo MGQ1530

Modelo del motor JR125-8

Diámetro

Longitud (mm) 10-40 mm

Volumen útil 45m3

Cantidad de bolas (Tn) 10

Capacidad 10-20Tn/Hora

Potencia del motor 128HP

Peso (Tn) 18.7



Fotografía 30: Molino de bolas de 5x 7 pies


El espacio que ocupa el proceso de molienda del material es de 112m2.

6.5.8. Clasificación

El material que sale de la molienda es enviado mediante un sistema de bombeo

hacia el hidrociclón, el cual efectúa la función de clasificar el material, el que cumple

con el diámetro de 75µm pasa al proceso de flotación, mientras que el material grueso

retorna nuevamente al proceso de molienda hasta obtener el diámetro requerido.


Fotografía 31: Hidrociclón D6


Las especificaciones técnicas del hidrociclón son las siguientes:

Tabla 12: Especificaciones Técnicas hidrociclón

Modelo HC II F 150

Especificación 150

Capacidad 10-23 m3

Tamaño de división 10-40 mm


Potencia 20 HP

Peso 1850 Kg

Dimensiones (mm) 1108*1090*1392



6.5.9. Concentración gravimétrica

La Planta de Beneficio Fayuma cuenta con un concentrador gravimétrico, marca

ICON i350, el material tratado es de la Concesión Minera Las Juntas, previo al proceso

de flotación se realiza el proceso de concentración gravimétrica, dicho equipo presenta

las siguientes especificaciones técnicas:


Tabla 13: Especificaciones Técnicas Concentrador gravimétrico

CAPACIDAD DE SOLIDOS

Capacidad eficiente 10 Tn/hora

Capacidad máxima 15 Tn/hora

Capacidad de pulpa (máx.) 30m3/hora

Densidad de pulpa 5% a 65% de sólidos

Tamaño de partículas máximo 2.5 mm

Gama de fuerza G 30 a 45 Hz

Peso de la máquina 415 Kg

Dimensiones 0.98m*0.89m*1.43m de alto

Potencia del motor 5HP, 3.7 KW

Consumo de agua en el proceso 3 a 5 m3/hora

Presión de agua del proceso 10 a 20 psi (libra de fuerza por pulgada cuadrada)

Tiempo de lavado 60 a 90 segundos

Capacidad de concentrado por

material procesado

3 a 6 Kg

Variador, arranque suave

incluido

Si

Fuente: ICON Gold Recovery Corporation


El material que se obtiene del proceso de concentración gravimétrica, se deposita

en una caja para su posterior tratamiento para la recuperación de minerales auríferos en

una mesa concentradora.

Fotografía 32: Concentrador Gravimétrico Icon i 350



6.5.10. Flotación

Una vez que se realiza la clasificación de los materiales en el hidrociclón, estos

son enviados mediante bombeo en un tiempo de un minuto hacia la caja de derivación, la

cual cumple la función de repartir el material hacia los dos bancos de celdas para que se

lleve a cabo el proceso de flotación como tal. La ley de cabeza del material puede llegar

hasta el 5% de cobre. La densidad de la pulpa que ingresa al proceso es de 1.3Tn/m3

Las celdas de flotación son tipo mecánicas, las cuales se encuentran distribuidas

en 2 bancos (5 celdas cada banco). La dimensión de cada una de estas es de 4.5x5x6 ft el

tiempo de retención en cada una de las celdas es de 20-23 minutos. El volumen de cada

celda de flotación es de 3.84m3. Los reactivos que se emplean en el proceso son los

siguientes:

Tabla 14: Reactivos para Flotación

REACTIVOS

FUNCIÓN NOMBRE DEL

REACTIVO

NOMBRE

CONOCIDO CARACTERÍSTICA

COLECTOR

Xantato isopropílico de Sodio Z 11

Es menos costoso, usado para

tratamiento de minerales

polimetálicos.

Xantato Amílico de Potasio Z 6

El más poderoso pero menos

selectivo , empleado en

circuitos de acción rápida,

también en circuitos de

flotación con acidez moderada

Ditiofosfato Ar 404 AR-1404 Actúa bien en circuitos

débilmente ácidos pH (de 6 a 7)

ESPUMANTE Dowfroth 250 Dowfroth 250 Muy usado para la flotación de

sulfuros de Cobre

DEPRESOR Cianuro de Sodio (NaCN) Cianuro de

Sodio (NaCN) En el caso de ser necesario

REGULADOR

DE pH Cal (CaO) Cal (CaO)

Para regular el pH, la cal se

adiciona paulatinamente en el

proceso de molienda.

Fuente: Planta Fayuma, 2019



La dosificación de los reactivos está en dependencia de la ley de cabeza que

ingresa al proceso, los mismos que se van adicionando en durante el proceso.

El concentrado de cobre se almacena en las pozas de deshidratación, las cuales

tienen un volumen de 10.08m3, el cual posteriormente se coloca en fundas bigbag, el

tiempo de secado promedio del material dura entre 6-8 días, el cual queda listo para la

comercialización. El volumen total de las pozas de deshidratación es de 37.2m3.

El material que no tiene un valor económico rentable es depositado en la relavera,

la cual tiene un volumen 217 m3, estos tienen un previo secado para su posterior traslado

en volquetes hacia la relavera comunitaria.

Fotografía 33: Celdas de flotación mecánicas de 4.5x5x6 ft


6.6. PRUEBAS METALURGICAS

6.7. Molienda

6.7.1. Tiempos de molienda

Se realizó un total de seis ensayos de molienda a diferentes tiempos con el fin de

determinar el tiempo óptimo que pasará al proceso de flotación del mineral, obteniendo

los siguientes valores:


a) Tiempo de molienda 35 minutos

Tabla 15: Análisis granulométrico tiempo de molienda 35 min

Tamiz

Abertur

a

(mm)

Peso

tamiz

Peso tamiz +

Muestra (gr)

Peso

muestra

(gr)

% %

Acumulado

%

Pasante

60 0.25 238.9 238.92 0.02 0.008 0.008 99.992

120 0.125 281.15 284.61 3.46 1.385 1.393 98.607

200 0.075 266.11 290.58 24.47 9.795 11.188 88.812

230 0.063 274.84 298.91 24.07 9.635 20.823 79.177

325 0.045 218.06 246.06 28 11.208 32.031 67.969

400 0.038 265.31 278.81 13.5 5.404 37.435 62.565

Fondo 394.68 550.98 156.3 62.565 100 0

TOTAL 249.82 100



Los valores obtenidos del respectivo análisis granulométrico en el tiempo de molienda

de 35 minutos, con respecto al pasante de la malla # 200, es de 88.81%, mediante el

software Moly Coop Tools se determinó el valor del tamaño de partícula (D80) el cual es

de 64µm. (Ver Anexo 7)

b) Tiempo de molienda 30 minutos


Tamiz

Abertura

(mm)

Peso

Tamiz

Peso tamiz +

Muestra (gr)

Peso

muestra

(gr)

% %

Acumulado

%

Pasante

60 0.25 238.9 238.92 0.02 0.008 0.008 99.992

120 0.125 281.15 287.05 5.9 2.427 2.436 97.564

200 0.075 266.11 294.41 28.3 11.644 14.079 85.921

230 0.063 274.84 301.08 26.24 10.796 24.876 75.124

325 0.045 218.06 246.66 28.6 11.767 36.643 63.357

400 0.038 265.31 274.02 8.71 3.584 40.226 59.774

Fondo 394.68 539.96 145.28 59.774 100.000 0.000

TOTAL 243.05 100





de 25 minutos, con respecto al pasante de la malla # 200, es de 85.92%, el valor del

tamaño de partícula (D80) el cual es de 68µm. (Ver Anexo 7)

c) Tiempo de molienda 25 minutos


Tamiz

Abertura

(mm)

Peso

Tamiz

Peso tamiz +

Muestra (gr)

Peso

muestra

(gr)

% %

Acumulado

%

Pasante

60 0.25 238.9 240.41 1.51 0.611 0.611 99.389

120 0.125 281.15 293.12 11.97 4.847 5.459 94.541

200 0.075 266.11 304.92 38.81 15.716 21.175 78.825

230 0.063 274.84 302.57 27.73 11.229 32.405 67.595

325 0.045 218.06 245.77 27.71 11.221 43.626 56.374

400 0.038 265.31 275.06 9.75 3.948 47.574 52.426

Fondo 394.68 524.14 129.46 52.426 100.000 0.000

TOTAL 246.94 100



Los resultados obtenidos basados en el análisis granulométricos del tiempo de

molienda de 25 minutos fue el 78.82% del pasante de la malla #20, el tamaño de partícula

(D80) es de 78µm. (Ver Anexo 7)


d) Tiempo de molienda 21 minutos


Tamiz

Abertura

(mm)

Peso

Tamiz

Peso tamiz +

Muestra (gr)

Peso

muestra

(gr)

% %

Acumulado

%

Pasante

18 1 283.53 283.54 0.01 0.004 0.004 99.996

35 0.5 315.21 315.32 0.11 0.045 0.050 99.950

60 0.25 238.9 239.61 0.71 0.293 0.343 99.657

120 0.125 281.15 301.68 20.53 8.472 8.814 91.186

200 0.075 266.11 309.62 43.51 17.955 26.769 73.231

230 0.063 274.84 306.66 31.82 13.131 39.900 60.100

325 0.045 218.06 236.99 18.93 7.812 47.712 52.288

400 0.038 265.31 271.69 6.38 2.633 50.345 49.655

Fondo ------- 394.68 515.01 120.33 49.655 100.000 0.000

TOTAL 242.33 100






e) Tiempo de molienda 18 minutos


Tamiz

Abertura

(mm)

Peso

Tamiz

Peso tamiz +

Muestra (gr)

Peso

muestra

(gr)

% %

Acumulado

%

Pasante

18 1 283.53 283.68 0.15 0.061 0.061 99.939

35 0.5 315.21 316.17 0.96 0.390 0.450 99.550

60 0.25 238.9 240.83 1.93 0.783 1.234 98.766

120 0.125 281.15 311.7 30.55 12.398 13.631 86.369

200 0.075 266.11 311.75 45.64 18.521 32.152 67.848

230 0.063 274.84 303.32 28.48 11.558 43.710 56.290

325 0.045 218.06 238.32 20.26 8.222 51.932 48.068

400 0.038 265.31 271.29 5.98 2.427 54.358 45.642

Fondo ------ 394.68 507.15 112.47 45.642 100.000 0.000

TOTAL 246.42 100







f) Tiempo de molienda 15 minutos


Tamiz

Abertura

(mm)

Peso

tamiz

Peso tamiz +

Muestra (gr)

Peso

muestra

(gr)

% %

Acumulado

%

Pasante

18 1 283.53 284.39 0.86 0.354 0.354 99.646

35 0.5 315.21 315.72 0.51 0.210 0.563 99.437

60 0.25 238.9 244.2 5.3 2.179 2.743 97.257

120 0.125 281.15 322.2 41.05 16.879 19.622 80.378

200 0.075 266.11 310.4 44.29 18.211 37.833 62.167

230 0.063 274.84 299.62 24.78 10.189 48.022 51.978

325 0.045 218.06 235.65 17.59 7.233 55.255 44.745

400 0.038 265.31 271.84 6.53 2.685 57.940 42.060

Fondo ------ 394.68 496.97 102.29 42.060 57.940 0.000

TOTAL 243.2 100





tamaño de partícula (D80) el cual es de 124µm. (Ver Anexo 6). Mediante los análisis

granulométricos de los diferentes tiempos de molienda se determinó los siguientes

tiempos de molienda que se someterán a las respectivas pruebas de flotación, debido a

que los rangos del tamaño de partícula óptimo para el proceso de molienda se encuentran

en 40-100 µm, y el pasante de la malla #200 >65%.

Tabla 21: Tiempos de molienda para el proceso de flotación

Ensayo (#) Tiempo (min) Pasante malla 200

(%)

Tamaño de partícula

(D80) (µm)

4 21 72 92

5 18 67 106

6 15 62 124




6.8. Flotación

El material que ingreso al proceso de flotación, posee una ley de cabeza que se detalla

a continuación:

Tabla 22: Ley de cabeza del material

PLANTA DE BENEFICIO FAYUMA

PORTOVELO-EL ORO

RESULTADO DE ANALISIS

FECHA: 31/08/2018

COD

LAB.

DESCRIPCIÓN ORIGEN Au

gr/tn

Ag

gr/tn

Cu

%

Pb

%

Zn

%

CUARZO JESSICA

J.

2.50 30.85 1.15

Fuente: Planta de Beneficio Reina del Cisne II, 2019

Se desarrollaron tres ensayos de flotación con los tiempos de molienda previamente

establecidos, en el cual se mantuvieron los reactivos, la concentración y dosificación

conforme a las condiciones que se desarrollan en Planta, para lo cual se realizó la

determinación de la concentración y dosificación de cada uno de estos reactivos químicos

(Ver Anexo 8), cuyos valores se detallan a continuación:

Tabla 23: Concentración y dosificación de reactivos

REACTIVO

CONCENTRACIÓN

DEL REACTIVO EN

PLANTA

PESO DEL REACTIVO PARA

LA PRUEBA DE FLOTACIÓN

COLECTOR

Aerofloat-31 11 gr/Tn 0.00535gr

Xantato Z6 15gr/Tn 0.0075gr

Ditiofosfato

Aerofloat 1404 26 gr/Tn 0.015gr

ESPUMANTE Dowfroth 250 136 gr/Tn 0.0676gr




El porcentaje de sólidos presentes en la pulpa para el proceso de flotación es de

33.3%. Previo al desarrollo del ensayo de flotación se reguló el pH de la pulpa hasta

alcanzar el valor de cercano a 10.5, para ello se empleó CO3Ca calcinada, la adición de

los reactivos se la realizó en un solo tiempo de acondicionamiento, debido a que se realizó

un flotado tipo Bulk.

Tabla 24: Flotación de molienda 21min. 1 A

ACTIVIDAD TIEMPO

(min)

COLECTORES ESPUMANTE CAL

(gr)

PH

Z6

50mL

1404

50mL

A-31

50mL

D-250

50mL

Flotación 1 A: Molienda 21min

Acondicionamiento 10 X 10.14 5.56

Acondicionamiento 10 X X X 10.90

Flotación 12 10.72

Flotación 1 B: Molienda 21min



Flotación 12 10.70

Flotación 2 A: Molienda 18 min


Acondicionamiento 10 X X X 10.61|

Flotación 12 10.75

Flotación 2 B: Molienda 18 min



Flotación 12 10.65

Flotación 3 A: Molienda 15 min



Flotación 12 10.76

Flotación 3 B: Molienda 15 min

Acondicionamiento 10 X 6.32

Acondicionamiento 10 X X X 9.25 10.93

Flotación 12 10.68




6.8.1. Valores de la recuperación y contenido de cobre de las pruebas metalúrgicas

Los valores obtenidos del porcentaje de cobre total en el concentrado a los diferentes

tiempos de molienda, con su respectivo contenido de cobre (Ver Anexo 9), se detallan a

continuación:

Tabla 25: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min A

Prueba 1 A

molienda 21

min

COMPONENTE PESO (gr) LEY (%) CONTENIDO

MINERAL

RECUPERACIÓN

(%)

Cabeza 500.00 1.15 575.00

Concentrado 27.09 16.67 451.590 78.68

Relave 472.05 0.26 122.733



Tabla 26: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min B

Prueba 1 B

molienda 21

min


MINERAL

RECUPERACIÓN

(%)

Cabeza 500.00 1.15 575.00

Concentrado 23.11 21.18 489.469 85.13

Relave 475.83 0.18 85.649




Prueba 2 A

molienda 18

min


MINERAL

RECUPERACIÓN

(%)

Cabeza 500.00 1.15 575.00

Concentrado 119.95 4.44 532.57 92.55

Relave 379.98 0.11 41.797

Fuente: Jara J, 2019



Tabla 28: Ley y porcentaje de recuperación de Cu para tiempo de molienda de 21min B

Prueba 2 B

molienda 18

min


MINERAL

RECUPERACIÓN

(%)

Cabeza 500.00 1.15 575.00

Concentrado 112.40 4.83 542.892 94.42

Relave 386.72 0.08 30.937




Prueba 3 A

molienda 15

min


MINERAL

RECUPERACIÓN

(%)

Cabeza 500.00 1.15 575.00

Concentrado 145.79 3.62 527.75 91.78

Relave 353.51 0.13 45.956



Los valores obtenidos de la recuperación con su respectiva ley y tiempo se molienda

son los siguientes valores:

Tabla 30: Tiempo de molienda y recuperación de Cobre

TIEMPO DE

MOLIENDA (min)

D80 (µm) LEY (%) RECUPERACIÓN

(%)

21 A 92 16.67 78.68

21 B 92 21.18 85.13

18 A 106 4.44 92.55

18 B 106 4.83 94.42

15 A 124 3.62 91.78



Los valores obtenidos del contenido de Oro tanto en el concentrado y relave se

detallan a continuación:


Tabla 31: Contenido de Oro en concentrado y relave de las pruebas metalúrgicas

TIEMPO DE

MOLIENDA (min) D80 (µm)

LEY CONCENTRADO

(g/Tn)

LEY DE RELAVE

(g/Tn)

21 A 92 5 0.19

21 B 92 6.5 0.23

18 A 106 4.25 0.10

18 B 106 3 0.075

15 A 124 3 0.041



6.8.2. Curva cinética Tiempo de molienda vs Recuperación

Obtenidos los valores de las pruebas del tiempo de molienda y la recuperación

obtenida del proceso flotación, se determina la curva cinética que más se ajuste a los

valores obtenidos.

a) Línea de tendencia lineal



La línea de tendencial lineal no se ajusta a la gráfica que representa los resultados

obtenidos del tiempo de molienda y la recuperación del proceso flotación, puesto que los

valores que se obtienen no aumentan o disminuyen a un ritmo constante, sino que estos

se en encuentran en dependencia de la granulometría que ingresa al proceso de beneficio,

lo cual es variable.

y = -1,1083x + 109,79R² = 0,6566

80

85

90

95

100

0 5 10 15 20 25

REC

UP

ERA

CIÓ

N (

%)

TIEMPO DE MOLIENDA (min)

TIEMPO DE MOLIENDA VS RECUPERACIÓN


b) Línea de tendencia logarítmica



La gráfica de los valores obtenidos del tiempo de molienda y la recuperación del

proceso de flotación no se ajustan a la línea de tendencia logarítmica, puesto que los

resultados no se estabilizan, debido a que el proceso de flotación es complejo y esta en

dependencia de algunas variables, entre ellas el tiempo de molienda y con ello la

granulometría del material que ingresa al proceso.

c) Línea de tendencia polinómica de segundo orden



y = -19,03ln(x) + 144,66R² = 0,6101

80

85

90

95

100

0 5 10 15 20 25

REC

UP

ERA

CIÓ

N (

%)



y = -0,4628x2 + 15,552x - 37,37R² = 1

80

85

90

95

100

0 5 10 15 20 25

REC

UP

ERA

CIÓ

N (

%)




La línea de tendencia polinómica es la que se ajusta a la gráfica de los valores

obtenidos las diferentes pruebas de tiempo de molienda vs recuperación, puesto que esta

curva se emplea en los casos donde los resultados fluctúan, como es el caso de la cinética

de flotación, puesto que la recuperación del mineral de interés está en dependencia de

algunas variables, una de ellas el tiempo de molienda, objeto de estudio.


7. DISCUSIÓN DE RESULTADOS

La investigación realizada sobre el tiempo óptimo de molienda de sulfuros de

cobre en la Universidad San Luis Gonzaga de Ica de Perú, cuya validación se realizó con

una prueba piloto a escala industrial en la Planta de Beneficio Santa María, indica que el

tiempo óptimo de molienda es de 19 minutos obteniendo una recuperación del 95.4%,

con una ley de cabeza de ingreso de 4.15% de Cu y un contenido de 29.85% de Cu.

En las pruebas metalúrgicas que se desarrollaron en dicha investigación se lo ha

trabajado con los siguientes parámetros: granulometría del 65% del pasante de la malla #

200, pH de 10.5, se emplearon reactivos como: colector Xantato Z6, Ditiofosfato

Aerofloat 1404, Aeroprint 3418 y el espumante Dowfroth 250. (ALARCON

BERROCAL & HUARANCCA QUISPE, 2015)

Otra investigación realizada por el autor Bulatovic (2007), de acuerdo a su estudio

desarrollado en varias Plantas Concentradoras, muestra que existe una influencia del

tamaño de la partícula para la recuperación de Cu, en el cual manifiesta que para tamaños

de partícula superiores a 150µm la recuperación de Cu es inferior al 50%, por lo cual

recomienda que para la flotación de sulfuros de Cu se trabaje con granulometrías de 30-

100 µm, con el fin de optimizar la recuperación del mineral de interés.

El presente proyecto encaminado a determinar el tiempo óptimo de molienda para

mejorar la recuperación por flotación del mineral de Cu, relacionando las variables tiempo

de molienda vs porcentaje de recuperación del proceso de flotación; se lo realizó en base

a una serie de pruebas metalúrgicas desarrolladas de acuerdo a los protocolos

establecidos en el Laboratorio Metalúrgico de la Universidad Técnica Particular de Loja,

obteniendo los siguientes valores:

1. El tiempo de molienda de 18 minutos con un pasante de la malla #200 del 67.8%

(D80= 108µm), se obtuvo una recuperación del 92.55%, pero el contenido de Cu

en el concentrado fue de 4.44%, lo cual no representa un valor económicamente

rentable.


2. Debido a la baja calidad del concentrado de Cu, se determinó el tiempo óptimo

de molienda de 21 min con un pasante de la malla #200 del 73.2% (D80= 96µm),

en el cual se obtuvo una recuperación del 85.13%, con un valor de 21.67% de Cu

en el concentrado, este representa un valor económicamente rentable para la

Planta Fayuma, ya que actualmente comercializa concentrados del 14% de Cu.

Los reactivos empleados en el proceso de flotación fueron colector Xantato Z6,

Aerofloat 1404, Aerofloat 31 y espumante Dowfroth 250, las concentraciones con las

cuales se desarrollaron las pruebas fueron las que se mantienen actualmente en la Planta

Fayuma, siendo estas: Z6 11g/t; A-1404 24g/t; A-31 11g/t y D-250 135g/t.

Los resultados obtenidos de la investigación son del 85.15% de recuperación, con

una calidad de concentrado de 21.67% de Cu, pero al comparar con otras investigaciones

se puede obtener recuperaciones superiores de hasta el 95.4% con una buena calidad del

mismo, siendo posible mejorar la recuperación de Cu conservando su calidad, pero para

ello es necesario variar las concentraciones de los reactivos empleados en el proceso, en

especial el espumante, (Dowfroth 250, concentración actual de 135 g/t).

En cuanto a la granulometría con la cual se desarrollaron las diferentes pruebas

de flotación fueron del 62.08% ((D80= 124µm); 67.82% (D80= 108µm) y 73.2% (D80=

96µm), del pasante de la malla #200, estos valores se encuentran dentro de los rangos

óptimos para optimizar la recuperación del mineral de interés.

.


8. CONCLUSIONES

- El material de estudio se trata de una roca ígnea andesítica de grano fino con

presencia de minerales de pirita, calcopirita, bornita, en la sección delgada se

apreciar minerales de Plagioclasas, Biotita, Clorita, Anfíboles con alteración a

Clorita, Plagioclasas con alteración de Sericita e Illita. La cantidad de cuarzo

(SiO) es del 56.7% , valor obtenido del ensayo de fluorescencia de rayos x, lo cual

determina su alta abrasividad

- Las propiedades físico-mecánicas que influyen en el procesamiento mecánico y

beneficio del material en estudio, son la densidad cuyo valor es de 2.758gm/cm3,

contenido de humedad de 11.54%; la resistencia a la compresión simple de

117MPa. Según la ISRM indica que posee una resistencia a la compresión simple

muy alta, afectando en el desgaste de los revestimientos de los equipos de

trituración y molienda; lo cual a más de contaminar el producto, representa un

costo alto para el proceso de molienda.

- El procesamiento mecánico que se lleva a cabo en la Planta Fayuma, logra un

grado de reducción de la trituración primaria y secundaria es de 8 veces su tamaño

inicial (5" a 3/8"); mientras que en molienda el tamaño de la reducción es de 127

veces ( de 3/8" a 74µm ), es por ello que el mayor consumo energético se ve

reflejado en el proceso de molienda, ya que se requiere de un tamaño de grano

adecuado para el proceso de flotación en el cual se obtiene recuperación de hasta

el 92%, cuyo concentrado posee el 14% de Cu siendo estos valores relativamente

buenos para la empresa.


- Se realizaron un total de ocho ensayos para determinar los tiempos de molienda

con su respectivo análisis granulométrico para las posteriores pruebas de

flotación, siendo estos los valores de tiempo de molienda de 15 minutos (126µm),

molienda 18 minutos (106 µm) y molienda de 21 minutos (96 µm), cuya

granulometría se encuentra dentro del tamaño óptimo para el proceso de flotación

de sulfuros de Cu que esta entre 30-100 µm.

- Los valores de tiempo de molienda de 21 min corresponde a un 73.2% del pasante

de la malla #200, el tiempo de molienda de 18 minutos al 67.82% y el tiempo de

molienda de 15 minutos al 62.08%, ya que a valores superiores se produce una

sobremolienda del material, esto afecta debido a que existe un mayor consumo

energético, así como también el proceso de flotación se ve afectado porque se

flotan a más del mineral la ganga, afectando la calidad del concentrado.

- El tiempo de molienda que obtuvo la mayor recuperación es el de 18 minutos con

92.55% y una granulometría de 106µm, pero el contenido del mineral de cobre en

el concentrado es de 4.44%, lo cual no representa un valor comerciable, es por

ello que el tiempo de molienda de 21 minutos con una granulometría de 92µm es

el óptimo obteniendo una recuperación de 85.13%, con un contenido de Cu del

21.67%, lo cual pudiera mejorar la recuperación


9. RECOMENDACIONES

- Se debe realizar un estudio de la geología a detalle de las menas que son beneficiadas

en esta planta, el proceso de control de calidad y monitoreo continuo de las diferentes

vetas, debe ser realizado por un geólogo sobre los materiales donde se efectúa el

proceso de minando; es de gran importancia este control, ya que la caracterización

los materiales mineralizados de manera correcta y oportuna permitirá optimizar los

procesos de molienda y mejoraran los recursos económicos de la planta de beneficio.

- Se recomienda realizar un muestreo más detallado de los diferentes frentes de trabajo

que procesa la planta de beneficio, con el fin de obtener tener mayor detalle en la

descripción petrográfica y mineralógica del material mineralizado con la ayuda de

láminas delgadas y pulidas, con el fin de definir el tamaño de las partículas del mineral

de interés; que aportan a optimizar el proceso de molienda.

- Para que los valores en la recuperación de la mineralización de Cu sean óptimos, se

recomienda seleccionar y trabajar con granulometría en el orden de 30-100µm, ya que

estos rangos según investigaciones son los más óptimos para realizar la flotación de

sulfuros de Cu.

- En las pruebas de molienda se recomienda utilizar valores del 65% hasta 73% del

pasante de la malla #200, ya que a un porcentaje mayor a este correspondería a un

material muy fino; así al momento de realizar la prueba de flotación originaría lamas,

lo que originaría que el concentrado se ensucie, perdiendo de esta manera su calidad

de recuperación.

- Se recomienda variar la concentración del espumante Dowfroth 250, para pruebas

posteriores, ya que se podría mejorar la recuperación del mineral, puesto que la

calidad del concentrado es superior a la que se comercializa actualmente en la Planta

Fayuma, la cual es del 14% del contenido de Cu.


- Se recomienda que las universidades participen activamente con sus profesionales en

metalurgia, tanto de tercer nivel y cuarto nivel; ya que la investigación científica en

los plantas de beneficio especialmente en sus procesos de molienda casi es inexistente

en nuestro país. Más aún si vamos a pasar a la explotación y beneficio de minerales

metálicos a gran escala.


10. BIBLIOGRAFÍA

ALARCON BERROCAL , K. E., & HUARANCCA QUISPE, Y. (2015). “OPTIMIZACIÓN DEL TIEMPO DE

MOLIENDA EN EL PROCESO DE FLOTACIÓN DE LA CALCOPIRITA PARA LA OBTENCIÓN

DEL CONCENTRADO DE COBRE. Universidad San Luis Gonzaga de Ica, Ica.

Austin, L. G., & A., F. C. (1994). Diseño y Simulación de Circuitos de Molienda y Clasificación

(Vol. Primera Edición). Concepción, Chile: CYTED.

Blanco, E. A. (2016). Capitulo 8: Molienda. En E. A. Blanco, Apuntes de Mineralurgia y

Tecnología Mineralúrgica (pág. 270). Santander: Ediciones TGD.

Bullón, H. B. (2012). Procesamiento de Minerales. (P. Edicion, Ed.) Peru: Héctor Bueno.

Bustamante Rúa, O., Gaviria Cartagena, A. C., & Restrepo Baena, O. J. (2008). Concentracion de

minerales. Universidad Nacional de Colombia, Medellin, Colombia.

Castro, S. (2012). Flotacion: Fundamentos y Aplicaciones. Concepción, Chile.

Coello Velásquez , A., & Tijonov, O. (2001). MOLIENDA DE MINERALES

MULTICOMPONENTES:MODELO ÍNTEGRO DIFERENCIAL PARA VALORACION DE LA

ENERGÍA. Minería y Geología, 5.

Edgar B. Alcalá Cruz, A. F. (s.f.). Manual de Entrenamiento en Concentración de Minerales.

Atacama, Chile.

Errol. G., K., & Spottiswood, D. (1990). Introduccion al procesamiento de minerales (Primera

Edición ed.). Mexico DF, Mexico: Limusa.

Linch, A. (1980). Circuitos de Trituracion y Molienda de minerales. Madrid: Rocas y Minerales.

Ocampo Ramírez Arturo, H. G. (2016). Evaluación de la integridad estructural de un molino .

Revista Ciencias Técnicas Agropecuarias, 13.

Prodeminca. (2000). Evaluación de Distritos Mineros del Ecuador (Vol. Primera Edición ). Quito,

Ecuador: UCP PRODEMINCA.

Ramirez Oyaguren, P., & Alejano Monge, A. (2004). Mecánica de Rocas: Fundamentos e

Ingieneria de Taludes. Madrid, España.

Sutulov, A. (1963). FLOTACIÓN DE MINERALES. Concepción, Chile.

Universidad de Concepcion, D. d. (s.f.). Flotacion Fundamentos y Aplicaciones. Concepcion ,

Chile.

Wills, B. A., & Napier-Mum, T. (2006). Mineral Processing Technology (Seventh edition ed.).

Queensland, Australia: Elsevier Ltd.


11. ANEXOS

ANEXOS


ANEXO 1:

CÁLCULO DE CAPACIDAD DE TOLVA DE GRUESOS


Volumen geométrico

𝑽𝟏 = 𝒗𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆𝒏 𝒑𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑í𝒑𝒆𝒅𝒐 𝒔𝒖𝒑𝒆𝒓𝒊𝒐𝒓

𝑽𝟏 = 𝑳𝟏 ∗ 𝑳𝟐 ∗ 𝑳𝟑

𝑽𝟏 = 𝟒. 𝟏𝟎𝒎 ∗ 𝟑. 𝟗𝟎𝒎 ∗ 𝟐. 𝟐𝟓𝒎

𝑽𝟏 = 𝟑𝟓. 𝟗𝟖𝒎𝟑

𝑽𝟐 = 𝒗𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆𝒏 𝒅𝒆 𝒍𝒂 𝒑𝒊𝒓á𝒎𝒊𝒅𝒆 𝒕𝒓𝒖𝒏𝒄𝒂𝒅𝒂

𝑽𝟏 =𝑳𝟏 ∗ 𝑳𝟐 ∗ 𝑳𝟑

𝟑

𝑽𝟐 =𝟒. 𝟏𝟎𝒎 ∗ 𝟑. 𝟗𝟎𝒎 ∗ 𝟏. 𝟔𝟎𝒎

𝟑

𝑽𝟐 = 𝟖. 𝟓𝟑𝒎𝟑

Volumen total

𝑽𝑻 = 𝑽𝟏 ∗ 𝑽𝟐

𝑽𝑻 = 𝟑𝟓. 𝟓𝟒𝒎𝟑 + 𝟖. 𝟒𝟐𝒎𝟑

𝑽𝑻 = 𝟒𝟒. 𝟓𝟏𝒎𝟑

Ajuste del volumen

𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝑽𝑻 ∗ 𝝁


𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝟒𝟑. 𝟒𝟐𝒎𝟑 ∗ 𝟎. 𝟖

𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝟑𝟏. 𝟏𝟓𝒎𝟑

Capacidad de la tolva

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽ú𝒕𝒊𝒍 ∗ 𝜹𝒎𝒂𝒕𝒆𝒓𝒊𝒂𝒍

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟑𝟏. 𝟏𝟓𝒎𝟑 ∗ 𝟐. 𝟕𝑻𝒏𝒎𝟑⁄

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟖𝟒. 𝟏𝟐 𝑻𝒏

Capacidad real de la tolva

𝑸𝒓𝒆𝒂𝒍 = 𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 ∗ %𝒔ó𝒍𝒊𝒅𝒐𝒔

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟖𝟒. 𝟏𝟐𝑻𝒏 ∗ 𝟎. 𝟗𝟓

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟕𝟗. 𝟗𝟏𝑻𝒏 ≈ 𝟖𝟎𝑻𝒏


ANEXO 2 CÁLCULO DE CAPACIDAD DE TOLVA DE FINOS


Volumen geométrico

𝑽𝟏 = 𝒗𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆𝒏 𝒑𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑í𝒑𝒆𝒅𝒐 𝒔𝒖𝒑𝒆𝒓𝒊𝒐𝒓

𝑽𝟏 = 𝑳𝟏 ∗ 𝑳𝟐 ∗ 𝑳𝟑

𝑽𝟏 = 𝟒. 𝟏𝟎𝒎 ∗ 𝟑. 𝟗𝟎𝒎 ∗ 𝟐. 𝟐𝟓𝒎

𝑽𝟏 = 𝟑𝟓. 𝟗𝟖𝒎𝟑

𝑽𝟐 = 𝒗𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆𝒏 𝒅𝒆 𝒍𝒂 𝒑𝒊𝒓á𝒎𝒊𝒅𝒆 𝒕𝒓𝒖𝒏𝒄𝒂𝒅𝒂

𝑽𝟏 =𝑳𝟏 ∗ 𝑳𝟐 ∗ 𝑳𝟑

𝟑

𝑽𝟐 =𝟒. 𝟏𝟎𝒎 ∗ 𝟑. 𝟗𝟎𝒎 ∗ 𝟏. 𝟔𝟎𝒎

𝟑

𝑽𝟐 = 𝟖. 𝟓𝟑𝒎𝟑

Volumen total

𝑽𝑻 = 𝑽𝟏 ∗ 𝑽𝟐

𝑽𝑻 = 𝟑𝟓. 𝟓𝟒𝒎𝟑 + 𝟖. 𝟒𝟐𝒎𝟑

𝑽𝑻 = 𝟒𝟒. 𝟓𝟏𝒎𝟑

Ajuste del volumen



𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝟒𝟑. 𝟒𝟐𝒎𝟑 ∗ 𝟎. 𝟕

𝑽ú𝒕𝒊𝒍 = 𝟑𝟏. 𝟏𝟓𝒎𝟑

Capacidad de la tolva

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽ú𝒕𝒊𝒍 ∗ 𝜹𝒎𝒂𝒕𝒆𝒓𝒊𝒂𝒍

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟑𝟏. 𝟏𝟓𝒎𝟑 ∗ 𝟐. 𝟕𝑻𝒏𝒎𝟑⁄

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟖𝟒. 𝟏𝟐 𝑻𝒏


Capacidad real de la tolva

𝑸𝒓𝒆𝒂𝒍 = 𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 ∗ %𝒔ó𝒍𝒊𝒅𝒐𝒔

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟖𝟒. 𝟏𝟐𝑻𝒏 ∗ 𝟎. 𝟗𝟖

𝑸𝒕𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝟕𝟗. 𝟗𝟏𝑻𝒏 ≈ 𝟖𝟎𝑻𝒏


ANEXO 3 FICHAS TÉCNIAS DE LA DESCRIPCIÓN DE LA ROCA


MUESTRA DE ROCA 1

FACULTAD DE LA ENERGÍA, LAS

INDUSTRIAS Y LOS RECURSOS

NATURALES NO RENOVABLES

Carrera de Geología Ambiental y Ordenamiento

Territorial Responsable: Jessica Briggette Jara

Cueva

Tipo de muestra: Apilado de

material para Beneficio

Ficha N_ 01

Ubicación: Planta de Beneficio

Fayuma

Cantón:

Portovelo

Parroquia:

Portovelo

Sector

: El

Pache

Código de la

muestra:

JBJC 001

DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA (

MACROSCÓPICA)

Color: gris claro

Textura: Porfídica con presencia de

fenocristales de cuarzo

Estructura: Masiva

% de Fenocristales: 15%

% de Matriz: 85%

MINERALES PRESENTES

Minerales principales : plagioclasas

Minerales secundarios: calcopirita,

bornita, pirita, fenocristales de cuarzo

Minerales accesorios: biotita, cuarzo

Mineralización: sulfuros de Cu y Fe

Grado de alteración: Medio (10%)

Tipo de alteración: Cloritización

Lámina delgada: Si Nombre de la roca: Andesita porfídica


MUESTRA DE ROCA 2

FACULTAD DE LA ENERGÍA, LAS

INDUSTRIAS Y LOS RECURSOS

NATURALES NO RENOVABLES

Carrera de Geología Ambiental y Ordenamiento

Territorial Responsable: Jessica

Briggette Jara Cueva

Tipo de muestra: Apilado de

material para Beneficio

Ficha N_ 02

Ubicación: Planta de

Beneficio Fayuma

Cantón:

Portovelo

Parroquia:

Portovelo

Sector:

El Pache

Código de la

muestra: JBJC 002

DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA

( MACROSCÓPICA)

Color: gris oscuro

Textura: afanítica

Estructura: Masiva

% de Fenocristales: 5%

% de Matriz: 95%

MINERALES PRESENTES

Minerales principales : plagioclasas

Minerales secundarios: calcopirita,

bornita, pirita

Minerales accesorios: cuarzo

Mineralización: Sulfuros de Cu y Fe

Grado de alteración: medio (35%)

Tipo de alteración: Cloritización

Lámina delgada: Si Nombre de la roca: Andesita

porfídica


ANEXO 4 ENSAYO DE FLUERESCENCIA DE RAYOS X


ELEMENTO %

Al2O3 14.3

Si2O 56.5

P2O5 0.29

S 1.07

K2O 0.965

CaO 0.765

TiO2 0.328

Cr2O3 0.0563

MnO 0.199

Fe2O3 5.31

Co3O4 1.27

Cuo 0.542

ZnO 0.0876

SnO2 0.23

CeO2 0.166

Ta2O5 0.0208

WO3 0.0797

Fuente: FRX, UTPL


ANEXO 5 RESISTENCIA A LA COMPRESION SIMPLE DE LA ROCA


Muestra 1

MUESTRA 2


ANEXO 6

DIAGRAMA DE FLUJO DEL PROCESO ACTUAL DE LA PLANTA

DE BENEFICIO FAYUMA


ANEXO 7

CURVA GRANULOMÉTRICAS DE LOS TIEMPOS DE MOLIENDA


Molienda 35 minutos

Molienda 30 minutos

Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)

Test ID :

TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 249.96 (Dry)

Mesh Mesh Cumm.

i # Opening Passing

grs % %

1 100.00

2 0.00 100.00

3 0.00 100.00

4 0.00 100.00

5 0.00 100.00

6 0.00 100.00

7 0.00 100.00

8 0.00 100.00

9 0.00 100.00

10 0.00 100.00

11 0.00 100.00

12 0.00 100.00

13 0.00 100.00

14 0.00 100.00

15 60 250 0.02 0.01 99.99

16 120 125 3.45 1.38 98.61

17 200 75 24.35 9.74 88.87

18 230 63 24.07 9.63 79.24

19 325 45 28.00 11.20 68.04

20 400 38 3.76 1.50 66.53

21 -400 0 166.31 66.53

TOTAL 249.96 100.00 D80 = 64 mm D50 = #¡DIV/0! mm

Retained

Weight

PARTICLE SIZE DISTRIBUTION

Molienda 35 minutos

1

10

100

10 100 1000 10000 100000

% P

as

sin

g in

dic

ate

d S

ize

Particle Size, microns


Test ID :


Mesh Mesh Cumm.

i # Opening Passing

grs % %

1 0.00 100.00

2 0.00 100.00

3 0.00 100.00

4 0.00 100.00

5 0.00 100.00

6 0.00 100.00

7 0.00 100.00

8 0.00 100.00

9 0.00 100.00

10 0.00 100.00

11 0.00 100.00

12 0.00 100.00

13 0.00 100.00

14 0.00 100.00

15 60 250 0.02 0.01 99.99

16 120 125 5.92 2.44 97.55

17 200 75 28.31 11.66 85.89

18 230 63 25.99 10.71 75.18

19 325 45 28.59 11.78 63.41

20 400 38 8.63 3.56 59.85

21 -400 0 145.28 59.85

TOTAL 242.74 100.00 D80 = 68 mm D50 = #¡DIV/0! mm

Retained

Weight


Análisis Granulométrico Tiempo de molienda 30 min

1

10

100

10 100 1000 10000 100000

% P

as

sin

g in

dic

ate

d S

ize



Molienda 25 minutos

Molienda 21 minutos


Test ID :


Mesh Mesh Cumm.

i # Opening Passing

grs % %

1 100.00

2 0.00 100.00

3 0.00 100.00

4 0.00 100.00

5 0.00 100.00

6 0.00 100.00

7 0.00 100.00

8 0.00 100.00

9 0.00 100.00

10 0.00 100.00

11 0.00 100.00

12 0.00 100.00

13 0.00 100.00

14 0.00 100.00

15 60 250 1.51 0.61 99.39

16 120 125 11.99 4.86 94.53

17 200 75 38.82 15.74 78.79

18 230 63 27.48 11.14 67.64

19 325 45 27.70 11.23 56.41

20 400 38 9.67 3.92 52.49

21 -400 0 129.46 52.49

TOTAL 246.63 100.00 D80 = 78 mm D50 = #¡DIV/0! mm

Retained

Weight


Análisis Granulométrico Tiempo de molienda 25 minutos

1

10

100

10 100 1000 10000 100000

% P

as

sin

g in

dic

ate

d S

ize



Test ID :


Mesh Mesh Cumm.

i # Opening Passing

grs % %

1 0.00 100.00

2 0.00 0.00 100.00

3 0.00 100.00

4 0.00 100.00

5 0.00 100.00

6 0.00 100.00

7 0.00 100.00

8 0.00 100.00

9 0.00 100.00

10 0.00 100.00

11 0.00 100.00

12 0.00 100.00

13 18 1000 0.01 0.00 100.00

14 35 500 0.11 0.05 99.95

15 60 250 0.71 0.29 99.66

16 120 125 20.49 8.46 91.20

17 200 75 43.51 17.97 73.23

18 230 63 31.67 13.08 60.15

19 325 45 18.96 7.83 52.32

20 400 38 6.38 2.63 49.69

21 -400 0 120.34 49.69

TOTAL 242.18 100.00 D80 = 92 mm D50 = 39 mm

Retained

Weight


Análisis Granulométrico Tiempo de molienda 21minutos

1

10

100

10 100 1000 10000 100000

% P

as

sin

g in

dic

ate

d S

ize



Molienda 18 minutos

Molienda 15 minutos


Test ID :


Mesh Mesh Cumm.

i # Opening Passing

grs % %

1 100.00

2 0.00 100.00

3 0.00 100.00

4 0.00 100.00

5 0.00 100.00

6 0.00 100.00

7 0.00 100.00

8 0.00 100.00

9 0.00 100.00

10 0.00 100.00

11 0.00 100.00

12 0.00 100.00

13 18 1000 0.15 0.06 99.94

14 35 500 0.96 0.39 99.55

15 60 250 1.93 0.78 98.76

16 120 125 30.51 12.40 86.37

17 200 75 45.64 18.55 67.82

18 230 63 28.33 11.51 56.31

19 325 45 20.29 8.25 48.06

20 400 38 5.98 2.43 45.63

21 -400 0 112.28 45.63

TOTAL 246.07 100.00 D80 = 106 mm D50 = 49 mm

Retained

Weight


Análisis Granulometrico Tiempo de molienda 18 minutos

1

10

100

10 100 1000 10000 100000

% P

as

sin

g in

dic

ate

d S

ize



Test ID :


Mesh Mesh Cumm.

i # Opening Passing

grs % %

1 100.00

2 0.00 100.00

3 0.00 100.00

4 0.00 100.00

5 0.00 100.00

6 0.00 100.00

7 0.00 100.00

8 0.00 100.00

9 0.00 100.00

10 0.00 100.00

11 0.00 100.00

12 0.00 100.00

13 18 1000 0.86 0.35 99.65

14 35 500 0.51 0.21 99.44

15 60 250 5.46 2.25 97.19

16 120 125 41.01 16.88 80.31

17 200 75 44.29 18.23 62.07

18 230 63 24.63 10.14 51.93

19 325 45 17.34 7.14 44.80

20 400 38 6.53 2.69 42.11

21 -400 0 102.29 42.11

TOTAL 242.92 100.00 D80 = 124 mm D50 = 58 mm

Retained

Weight


Analisis Granulométrico Tiempo de Molienda 15 minutos

1

10

100

10 100 1000 10000 100000

% P

as

sin

g in

dic

ate

d S

ize



ANEXO 8

CÁLCULO DE CONCENTRACIÓN Y PESO DE LOS REACTIVOS A

EMPLEAR EN EL PROCESO DE FLOTACIÓN


Cálculo de la concentración de reactivo colector Xantato Z6

XANTATO Z6

Celda 1 4mL/min

Celda 2 2 mL/min

Celda 3 1 mL/min

Celda 4 0.5 mL/min

Total 7.5 mL/min

𝟕. 𝟓𝒎𝑳

𝒎𝒊𝒏∗

𝟔𝟎𝒎𝒊𝒏

𝟏∗

𝟐𝟒𝒉

𝟏 𝒅í𝒂= 𝟏𝟎𝟖𝟎𝟎𝒎𝑳

𝒅𝒊𝒂⁄

El colector se encuentra diluido al 8%

𝟏𝟎𝑳 → 𝟖𝟎𝟎𝒈𝒓

𝟏𝟎. 𝟖𝑳 → 𝒙

𝑿 =𝟏𝟎. 𝟖𝑳 ∗ 𝟖𝟎𝟎𝒈𝒓

𝟏𝟎𝑳= 𝟖𝟔𝟒𝒈𝒓

Se emplean 864 gr de Xantato para 80 Tn/día de material procesado, es necesario

determinar la concentración para 1 tonelada de material:

𝟖𝟎𝑻𝒏/𝒅í𝒂 → 𝟖𝟔𝟒𝒈𝒓

𝟏𝑻𝒏/𝒅í𝒂 → 𝒙

𝑿 =𝟖𝟔𝟒𝒈𝒓 ∗ 𝟏𝑻𝒏

𝟖𝟎𝑻𝒏= 𝟖𝟔𝟒𝒈𝒓


Cantidad de reactivo Z6 para la prueba de flotación:

𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝐷𝑜𝑠𝑖𝑓𝑖𝑐𝑎𝑐𝑖ó𝑛 ∗ 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑚𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 ∗ 10−6

𝑃𝑢𝑟𝑒𝑧𝑎

𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =

15𝑔𝑟𝑇𝑛

⁄ ∗ 500𝑔𝑟 ∗ 10−6

1

𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.0075𝑔𝑟 → 𝑍𝑎𝑛𝑡𝑎𝑡𝑜 𝑍6

Cálculo de la concentración de reactivo colector Ditiofosfato Aerofloat 1404

Aerofloat 1404

Celda 1 6mL/min

Celda 2 4 mL/min

Celda 3 2.5 mL/min

Celda 4 1 mL/min

Total 13.5 mL/min

𝟏𝟑. 𝟓𝒎𝑳

𝒎𝒊𝒏∗


𝟏∗

𝟐𝟒𝒉

𝟏 𝒅í𝒂= 𝟏𝟗𝟒𝟒𝟎𝒎𝑳

𝒅𝒊𝒂⁄


𝟏𝟏 𝑳 → 𝟏𝑳

𝟏𝟗. 𝟒𝟒 𝑳 → 𝒙

𝑿 =𝟏𝟗. 𝟒𝟒𝑳 ∗ 𝟏𝑳

𝟏𝟏𝑳= 𝟏. 𝟕𝟓𝟕𝑳

Es necesario determinar la densidad del reactivo Aerofloat para determinar la

cantidad en gramos del reactivo a emplear:


Densidad del reactivo

𝐺𝑠 =𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜

𝜌𝑎𝑔𝑢𝑎

𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 𝐺𝑠 ∗ 𝜌 𝑎𝑔𝑢𝑎

𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1.15 ∗1𝑔𝑟

𝑚𝐿⁄

𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =1.15𝑔𝑟

𝑚𝐿⁄

Ahora con la densidad del material se calculó la masa del reactivo mediante la

ecuación de la densidad:

𝜌𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜

𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜

𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1767𝑚𝐿 ∗1.15𝑔𝑟

𝑚𝐿= 2032.05 𝑔𝑟

Se emplean 2032.05gr de Aerofloat 1404 para 80 Tn/día de material procesado,

es necesario determinar la concentración para 1 tonelada de material:

𝟖𝟎𝑻𝒏𝒅í𝒂⁄ → 𝟐𝟎𝟑𝟐. 𝟎𝟓𝒈𝒓


𝑿 =𝟐𝟎𝟑𝟐𝒈𝒓 ∗ 𝟏𝑻𝒏

𝟖𝟎𝑻𝒏= 𝟐𝟓. 𝟒

𝒈𝒓𝑻𝒏⁄






25.4 𝑔𝑟𝑇𝑛

⁄ ∗ 500𝑔𝑟 ∗ 10−6

1

𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.015𝑔𝑟 → 𝐴𝑒𝑟𝑜𝑓𝑙𝑜𝑎𝑡 1404

Cálculo de la concentración de reactivo colector A-31

Se emplea reactivo puro en el proceso en una cantidad de 10 gotas/min

𝟏𝟎𝒈𝒐𝒕𝒂𝒔

𝒎𝒊𝒏∗


𝟏∗

𝟐𝟒𝒉

𝟏 𝒅í𝒂= 𝟏𝟒𝟒𝟎𝟎

𝒅𝒊𝒂⁄

Se transforma a mL

𝟐𝟎 𝒈𝒐𝒕𝒂𝒔 → 𝟏 𝒎𝑳

𝟏𝟒𝟒𝟎𝟎 𝒎𝑳 → 𝒙

𝑿 =𝟏𝟒𝟒𝟎𝟎 𝒈𝒐𝒕𝒂𝒔 ∗ 𝟏𝒎𝑳

𝟐𝟎 𝒈𝒐𝒕𝒂𝒔= 𝟕𝟐𝟎 𝒎𝑳

Es necesario determinar la densidad del reactivo Aerofloat para determinar la

cantidad en gramos del reactivo a emplear:







𝑚𝐿⁄


𝑚𝐿⁄

Ahora con la densidad del material se calculó la masa del reactivo mediante la ecuación

de la densidad:



𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 72𝑚𝐿 ∗1.19𝑔𝑟

𝑚𝐿= 85.68𝑔𝑟

Se emplean 85.68 gr de A-31 para 80 Tn/día de material procesado, es necesario

determinar la concentración para 1 tonelada de material:

𝟖𝟎𝑻𝒏𝒅í𝒂⁄ → 𝟖𝟓. 𝟔𝟖𝒈𝒓


𝑿 =𝟖𝟓. 𝟔𝟖𝒈𝒓 ∗ 𝟏𝑻𝒏

𝟖𝟎𝑻𝒏= 𝟏𝟎. 𝟕𝟏

𝒈𝒓𝑻𝒏⁄


Cantidad de reactivo A-31 para la prueba de flotación:




10.71𝑔𝑟𝑇𝑛⁄ ∗ 500𝑔𝑟 ∗ 10−6

1

𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.00535𝑔𝑟 → 𝐴𝑒𝑟𝑜𝑓𝑙𝑜𝑎𝑡 31

Cálculo de la concentración de reactivo espumante Dowfroth 250

Aerofloat 1404

Celda 1 12mL/min

Celda 2 6 mL/min

Celda 3 3 mL/min

Celda 4 2 mL/min

Total 23 mL/min

𝟐𝟑 𝒎𝑳

𝒎𝒊𝒏∗


𝟏∗

𝟐𝟒𝒉

𝟏 𝒅í𝒂= 𝟑𝟑𝟏𝟐𝟎 𝒎𝑳

𝒅𝒊𝒂⁄


𝟑𝑳 → 𝟏𝑳

𝟑𝟑. 𝟏𝟐𝟎 𝑳 → 𝒙


𝑿 =𝟑𝟑. 𝟏𝟐𝟎 𝑳 ∗ 𝟏𝑳

𝟑𝑳= 𝟏𝟏. 𝟎𝟒𝑳

Es necesario determinar la densidad del reactivo Aerofloat para determinar la cantidad

en gramos del reactivo a emplear:






𝑚𝐿⁄


𝑚𝐿⁄

Ahora con la densidad del material se calculó la masa del reactivo mediante la ecuación

de la densidad:



𝑚𝑎𝑠𝑎𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1104 𝑚𝐿 ∗0.98𝑔𝑟

𝑚𝐿= 10819.2𝑔𝑟

Se emplean 10819.2gr de Dowfroth para 80 Tn/día de material procesado, es

necesario determinar la concentración para 1 tonelada de material:

𝟖𝟎𝑻𝒏𝒅í𝒂⁄ → 𝟑𝟐𝟒𝟓𝟕. 𝟔𝒈𝒓



𝑿 =𝟑𝟐𝟒𝟓𝟕. 𝟔𝒈𝒓 ∗ 𝟏𝑻𝒏

𝟖𝟎𝑻𝒏= 𝟏𝟑𝟓. 𝟐𝟒

𝒈𝒓𝑻𝒏⁄





405.72 𝑔𝑟𝑇𝑛

⁄ ∗ 500𝑔𝑟 ∗ 10−6

1

𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 0.0676𝑔𝑟 → 𝐷𝑜𝑤𝑓𝑟𝑜𝑡ℎ 250


ANEXO 9 ENSAYOS QUÍMICOS DE COBRE LABORATORIO ALBEXXUS

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