diseño de un proyecto metalurgico

Optimización del proceso de flotación de plomo, plata y zinc en la planta concentradora Mallay Procesos Metalúrgicos

Carrillo Falcón Marco Antonio , Superintendente Planta

Lamas Vásquez José Miguel, Jefe de Procesos Solórzano Gamarra Jaime, Metalurgista Compañía de Minas Buenaventura S.A.A.

RESUMEN La planta concentradora de la U.E.A. Mallay, de Compañía de Minas Buenaventura S.A.A., inicia sus operaciones en el mes de Abril del 2012. En el transcurso de siete meses de operación se ve la necesidad de integrar nuevos equipos en los circuitos de molienda y flotación, con la finalidad de optimizar las recuperaciones de valores y calidad de los concentrados. Para lograr estos objetivos se elabora el proyecto de optimización del proceso de flotación de plomo, plata y zinc, que toma como base de cálculo la producción obtenida entre los meses de julio a octubre del 2012, por ser el período donde se estabilizan los parámetros de molienda, adición de reactivos y circuitos de flotación. Se realizó un pilotaje del proyecto durante los meses de noviembre y diciembre del 2012 en la misma planta, haciendo modificaciones e instalaciones simples, con lo que se obtiene los resultados que justifican la inversión en este proyecto. El proyecto aprobado por el directorio de Buenaventura tiene los siguientes indicadores financieros: TIR de

68.53%, VAN $ 2’024,956 y un tiempo de retorno de la inversión de 16 meses. La implementación de este proyecto debe culminarse en junio del 2013 y entrar en funcionamiento a partir del mes de julio del 2013.

1. INTRODUCCION La U.E.A. Mallay forma parte de Compañía de Minas Buenaventura S.A.A., está ubicada cerca al centro poblado del mismo nombre, en el distrito de Oyón, provincia de Oyón, departamento de Lima, a una altura de 4,250 m.s.n.m. La distancia Lima-Huacho-Mallay por carretera es de 276 Km. La unidad Mallay es una mina polimetálica con explotación subterránea con corte relleno ascendente semi-mecanizado. La planta concentradora tiene una capacidad de 500 TCSD, donde se realizan las operaciones y procesos de chancado primario y secundario, molienda primaria y clasificación, concentración de minerales de plomo, plata y zinc por flotación diferencial, espesado y filtrado de concentrados de plomo-plata y zinc, espesado y disposición de relaves espesados. La leyes promedio del mineral que se alimenta a planta son: 6.81 Oz Ag/tc, 5.42% Pb, y 7.23% Zn. Las recuperaciones promedio son de 79.54% de Ag y 85.49% de Pb en el circuito Pb-Ag, 11.52% de Ag y 84.51% de Zn en el circuito de Zinc. (Julio a octubre 2012). La planta concentradora arrancó sus operaciones el 13 de abril del 2012 con un tratamiento diario de 375 TCSD hasta fines de junio, este periodo fue una etapa de ajuste de la operación. A partir del mes de julio hasta octubre del 2012 el tratamiento se incrementó a un promedio diario de 472 TCSD, en este periodo se establecieron los parámetros de operación. Toda la información colectada en los siete primeros meses de operación de la planta permitió evaluar los procesos y plantear el proyecto de optimización que se presenta en este trabajo. El proyecto contempla la ampliación de los circuitos de plomo-plata con la instalación de una celda flash en la descarga del molino 8’x10’ y una celda tanque que trate la pulpa del overflow que va a flotación. En el circuito de zinc se propone la instalación de 02 celdas tanque que reciban la pulpa del acondicionador de zinc, además de una celda columna para la limpieza del concentrado.  Adicionalmente se instalará una zaranda de basura para el overflow del ciclón D -10 (molino 8’x10’), un nuevo filtro prensa de 1500x1500 mm, de 30 placas para filtrado de concentrados, y las bombas horizontales y verticales que requieren esta ampliación. Se realizó un pilotaje del proyectó en los meses de noviembre y diciembre del 2012, que tuvo como principal objetivo el incremento del tiempo de flotación en el circuito plomo-plata, este pilotaje consistió principalmente en la fabricación e instalación de una celda unitaria que trabaje como descabezador del circuito, además de otros trabajos. Los resultados obtenidos en el período de pilotaje determinaron la viabilidad y aprobación del proyecto de optimización. Una vez terminado el proyecto (junio del 2013) se espera incrementar las recuperaciones de plomo, plata y zinc en el proceso de flotación, así como mejorar las leyes de sus concentrados.

2. OBJETIVOS Una vez culminado y puesto en marcha el proyecto de optimización, se espera: - Incremento mínimo de la recuperación de plata en 2.5%, plomo en 3.5% y la de zinc en 3.5%. (Ag=82.0%, Pb=89.0% y Zn=88.0%). - Mejorar la calidad de los concentrados: %Pb mayor a 55% en concentrado de plomo-plata, y %Zn mayor a 50% en el concentrado de zinc. - Tener una operación más rentable debido al incremento de ingresos por mejores recuperaciones de valores metálicos y leyes más altas en los concentrados. - Tener mayor capacidad de tratamiento y estar preparados para un incremento de tonelaje. - Minimizar el desplazamiento de plomo y plata al circuito de zinc

3. EVOLUCIÓN DE LA OPERACIÓN EN PLANTA CONCENTRADORA Desde el arranque de la planta en el mes de abril hasta octubre del año 2012 se realizaron una serie de trabajos para estabilizar las operaciones y procesos de la planta concentradora. Entre los principales trabajos tenemos: - Uso de mallas metálicas con abertura de 12 mm en la zaranda 6’ x 16’. - Determinación del collar de bolas en el molino 8’ x10’. - Montaje de bombas verticales de 2 ½”. - Eliminación de los circuitos abiertos en la flotación de plomo-plata y zinc. - Eliminación de la remolienda de espumas en la flotación de plomo-plata, y remolienda del relave plomo-plata.

- Habilitación de cochas de decantación en espesadores de plomo-plata y zinc. - Instalación de bombas para la recirculación de agua de la relavera. - Selección del esquema de reactivos adecuado para el proceso de flotación. - Identificación de las especies mineralógicas presentes en el mineral de Mallay. - Pruebas de cinética de flotación. - Balance de materia de molienda-flotación con software Billmat 9.2. - Asesoría externa de profesionales y proveedores de reactivos Se detallan los principales: 3.1. Uso de mallas metálicas en la zaranda 6’x16’. En la zaranda 6’x16’ se reemplazaron los paneles de poliuretano por mallas metálicas de 12 mm de abertura, que permitió reducir el F80 al molino de bolas 8’x10’ de 12500 a 9800 micrones, esta mejora permitió incrementar el tonelaje de tratamiento en la planta concentradora hasta 475 TCSD a diciembre del 2012. 3.2. Determinación del collar de bolas del molino 8’x10’. Se reemplazó la recarga de bolas de acero de 2” y 4” por únicamente bolas de acero de 3”. La recarga diaria es de 500 Kg y el consumo promedio de medios de molienda es de 0.98 Kg/TCS. Los parámetros de operación en la molienda-clasificación son de 109 micrones para el P80 en la descarga del molino 8’x10’, en el overflow de los ciclones D -10 la densidad es 1280 g/l y la granulometría 68% malla -200.

3.3. Instalación de bombas verticales de 2 ½”. Para mejorar el transporte de espumas y pulpas en los circuitos de flotación se retiraron las bombas para espumas tipo vertical con impulsor de fierro de 2” y las bombas horizontales centrifugas de 1 ½” x 1”, en su lugar se instalaron bombas verticales de 2½”.

3.4. Eliminación de los circuitos abiertos en flotación de plomo-plata y zinc

En la flotación de plomo-plata y zinc se cerraron los circuitos, haciendo que el relave de las celdas cleaner y las espumas del scavenger-cleaner retornen a la cabeza de flotación; al acondicionador 5’x5’ en el circuito plomo-plata y al acondicionador 6´x6´ en el circuito de zinc.

3.5. Eliminación de la remolienda de concentrado scavenger y concentrado scavengercleaner en circuitos Pb-Ag y Zn. En el circuito de flotación de plomo-plata se remolían las espumas de las celdas scavengercleaner y las espumas scavenger con la consiguiente sobremolienda, que originaba la formación de lamas. Las celdas del scavenger cleaner pasaron a formar parte de un sistema de tres limpiezas. Se dejó de utilizar el molino de bolas 5´x6´ para la remolienda de espumas de plomoplata.  Algo similar sucedió en el circuito de flotación de zinc, pero se cambió el criterio de remoler espumas por el de clasificar y remoler el relave de la flotación plomo-plata, para incrementar el grado de liberación de la esfalerita, llegando a una granulometría de 75 % menos 200 mallas.

3.6. Instalación de bombas para recirculación de agua de la relavera y espesadores. Para evitar que la relavera 1A se llene de agua con el transcurso de la operación, se instalaron dos bombas verticales tipo turbina para recircular el agua sobrenadante de la relavera hacia el proceso en planta concentradora. El agua fresca de la laguna de Lacsacocha dejó de usarse. La recirculación diaria de agua es aproximadamente 450 metros cúbicos, con un pH promedio de 9.0. El consumo de agua en la planta se complementa con la recirculación de agua de rebose del espesador de 50’ para relaves y de los espesadores de 20’ para concentrados.

3.6. Selección del esquema de reactivos. El esquema de reactivos en el proceso de flotación del mineral de Mallay ha sido continuamente modificado en base a las pruebas de laboratorio y evaluaciones a nivel industrial, con la finalidad de mejorar la recuperación de valores y calidad de los concentrados. En la molienda se ha ido disminuyendo hasta dejar de dosificar el depresor metabisulfito de sodio, se usa el sulfato de zinc como depresor de zinc. En la flotación plomo-plata, se ha establecido como reactivos principales al aerophine 3418 y el aerofloat 242, y como secundario el aeropromother 208. Se usa MIBC como espumante, el pH de la pulpa es 8.5. En la gráfica consumo de reactivos vs. recuperación de Pb-Ag, se observa que ha disminuido el consumo de los depresores metabisulfito de sodio y sulfato de zinc, y existe una tendencia al incremento de los colectores aerophine 3418 y aeropromother 208. Las curvas de recuperación de plomo y plata se mantienen estables durante los meses de julio a octubre. Se ha probado el uso de los xantatos Z-6, Z-11 y Z-14 con resultados ligeramente menores a los obtenidos con el promotor y colector actual. En la flotación de zinc, se usa sulfato de cobre como activador y como único colector el xantato Z -11. En este circuito se usa como espumante el flotanol H-53 y el pH es regulado con cal a 11.0 en el acondicionamiento y a 11.5 en la tercera limpieza.

Gráfico 1: Consumo de reactivos vs. Recuperación Pb-Ag

Gráfico 2: Consumo de reactivos vs. Recuperación de zinc

El control del desplazamiento de plomo desde el circuito de plomo-plata hacia el circuito de zinc ha permitido mejorar la recuperación de zinc, debido a que la galena es un gran consumidor de sulfato de cobre. En la gráfica de consumo de reactivos vs. recuperación de Zn en el circuito de zinc, es importante ver como la recuperación del zinc se ha estabilizado debido al mejor control de reactivos que se ha tenido en el circuito de flotación de plomo, se observa el caso particular de la relación constante q ue debe haber entre el uso de sulfato de zinc y sulfato de cobre. En la gráfica se puede ver que en los primeros meses la recuperación de zinc es baja debido a la falta de sulfato de cobre(activador) y a partir de junio se va encontrando un equilibrio entre estos dos reactivos hasta que finalmente termina siendo el consumo de sulfato de cobre mayor en 40 % al consumo de sulfato de zinc usados en la flotación plomo-plata.

En ambas gráficas referidas a reactivos se evidencia que los tres primeros meses de operación fueron definitivamente de prueba y de capacitación dell personal, siendo los meses de julio a octubre una etapa donde se ha estandarizado el uso de los reactivos en tipo, cantidad y puntos de dosificación adecuados. El esquema de reactivos al mes de diciembre 2012 es:

* Diciembre 2012 Tabla 1: Esquema de reactivos diciembre 2012

3.7. Identificación mineralógica. Se han realizado estudios de microscopia electrónica de barrido, análisis mineralógicos por difracción de rayos X, análisis químicos por fluorescencia de rayos X, análisis mineralógicos por microscopia óptica y estudios mineragráficos por microscopia óptica y electrónica a diferentes muestras de tajos, cabeza a flotación, concentrados y relaves de la Mina Mallay. El principal portador de plata es la argentita, diseminada en la galena y la esfalerita a través de microfracturas. Hay presencia de plata nativa diseminada en cobres grises, sulfosales de plomo, esfalerita y arsenopirita. El plomo se encuentra presente como galena y sulfosales de plomo. La galena está como inclusiones en la pirita, asociada con la esfalerita y como venillas discontinuas en la arsenopirita. Se encuentran sulfosales de plomo (bournonita) y plata (pirargirita) rellenando cavidades en la ganga y remplazando a la galena, pirita y arsenopirita. Los cobres grises reemplazan a la galena y están asociadas a sulfosales de plomo y plata. El zinc está presente en tres tipos de esfalerita que tienen diferente contenido de zinc. La tennantita está reemplazando a la arsenopirita y a la esfalerita. La tetraedrita contiene plata y está reemplazando a la galena y esfalerita. El cuerpo/veta Isguiz aporta el 75% de mineral a la planta y el 25% restante es el aporte de las vetas del sistema María y Dana.

El contenido de zinc promedio en la esfalerita (portador de zinc) es de 46.06%. Desde el arranque de las operaciones en planta se ha observado que no existe una relación directa entre la ley de Pb y Ag en el concentrado de plomo, cuando sube la ley de plomo la ley de la plata sube ligeramente, lo mismo sucede con las recuperaciones de plata y plomo, cuando sube la recuperación de plomo en el concentrado de plomo-plata la recuperación de plata en el mismo concentrado se mantiene o su incremento es bajo.

3.9. Pruebas de flotación

- Cinética de flotación del relave Pb-Ag Las pruebas de cinética de flotación de relave Pb-Ag demuestran que si se incrementa el tiempo de f lotación es posible incrementar la recuperación de Pb-Ag, mínimo en un 2.5% para la Ag y 3.5% para el Pb.

Gráfico 3: Cinética de flotación de Ag en el relave Pb-Ag

Gráfico 4: Cinética de flotación de Pb en el relave Pb-Ag

- Cinética de flotación del relave de zinc. Del mismo modo que en las pruebas de cinética de relave Pb-Ag, las pruebas de cinética de flotación de relave de zinc demuestran que si se incrementa el tiempo de flotación es posible incrementar la recuperación de Zn, mínimo en 3.5%.

Cinética de flotación de la descarga del Molino 8’x10’. Con el objetivo de determinar la viabilidad de la flotación rápida desde la molienda, para recuperar los valores ya liberados en la descarga del molino y así evitar la sobremolienda del plomo y plata, se corrieron pruebas de cinética de flotación de plomo y plata a la pulpa de descarga del molino 8’x10’. Gráfico 5: Cinética de flotación de Zn en el relave de zinc

Gráfico 6: Cinética de flotación de Ag en el relave de plata

Como se observa en los gráficos 6 y 7, es posible obtener un concentrado plomo-plata superior a 50.0% en ley de Pb en los primeros 2 minutos de flotación, con una recuperación de 27.6 % para la plata y de 24.6% para el plomo

Gráfico 7: Cinética de flotación de Pb en la descarga del molino 8’x10’

- Cinética de flotación Pb-Ag al overflow del ciclón D-10. Se realizaron pruebas de cinética de flotación a la pulpa proveniente del overflow de los ciclones D-10 del molino 8’x10’. Se observa en los gráficos 8 y 9 que es posible obtener un concentrado plomo-plata con una ley superior a 58.0% de Pb y 67 oz Ag/TCS en los primeros 2 minutos de flotación, con una recuperación de 58.2% para la plata y de 59.9% para el plomo.

Gráfico 8: Cinética de flotación de Pb en el overflow del ciclón D-10 (molino 8’x10’)

Gráfico 9: Cinética de flotación de Ag en el overflow del ciclón D-10 (molino 8’x10’)

- Cinética de flotación de zinc El objetivo de las pruebas de cinética en esta etapa fue para incrementar la ley de zinc en su concentrado. Se realizaron pruebas de cinética de flotación a los concentrados rougher, cleaner 01, cleaner 02 y cleaner 03, dándose los mejores resultados en el concentrado cleaner 02, mostrados en el siguiente gráfico: En el gráfico 10 se observa que es posible obtener un concentrado de zinc superior a 50.0% en ley de Zn en los primeros 4 minutos de flotación, con una recuperación de 42.0% de Zn.

3.10. Balance de materia de la flotación con software Bilmat 9.2 En el mes de agosto 2012 se realizó un muestreo general del circuito molienda-flotación con la finalidad de realizar un balance de materia, que nos permita determinar: tiempos de residencia, cargas circulantes, balance por etapas (pesos, leyes, recuperaciones) y otras variables, para tener la información necesaria para evaluar y rediseñar los procesos de molienda y flotación.

Gráfico 10: Cinética de flotación de Zn del concentrado cleaner 02 de zinc.

En el gráfico 10 s e observa que es posible obtener un concentrado de z inc superior a 50.0% en ley de Zn en los primeros 4 minutos de flotación, con una recuperación de 42.0% de Zn.

Para el balance de materia se utilizó el software especializado BILMAT 9.2, el resumen de los resultados obtenidos son los siguientes:

Tabla 2: Determinación de tiempos de residencia con Bilmat 9.2

Las pruebas de cinética de flotación determinaron que los tiempos de flotación para ambos circuitos son insuficientes para asegurar una recuperación óptima y estable, por lo que se utilizó los resultados del balance de materia con Bilmat 9.2 para plantear la ampliación de los circuitos de flotación de plomo-plata y zinc de la siguiente manera:

Tabla 3: Dimensionamiento de nuevo circuito de flotación Planta Concentradora Mallay

Los trabajos realizados fueron: - Flotación en acondicionador 5’ x 5’. - Modificación de la celda rougher N° 1 del circuito plomo-plata. - Fabricación y montaje de una celda unitaria de 4’ x 6’ en el circuito plomo-plata. La ejecución de todos los trabajos mencionados en la evolución de las operaciones y procesos de la planta concentradora, permitieron la obtención de los siguientes resultados de julio a octubre del 2012: 79.5% de recuperación de Ag y 85.5% de recuperación de Pb en la flotación Pb-Ag, y 84.5% de zinc en la flotación de Zn. La leyes de los concentrados fueron de 61.3 oz Ag/TC y 52.3% de plomo en el concentrado Pb-Ag, y 47.6% de zinc en el concentrado de Zn.

4. PRUEBAS PILOTO En base a los resultados de pruebas y balances metalúrgicos realizados, se elaboró un proyecto de optimización de los procesos de flotación de plomo plata y zinc, que para su realización tomaría varios meses. Ante esta situación el personal de operación de planta concentradora decidió realizar una serie de trabajos de pilotaje para incrementar el tiempo de residencia y la recuperación de valores de plomo y plata, que confirmen los estudios realizados a nivel laboratorio, además de incrementar la recuperación de valores y calidad de concentrados. Fueron trabajos hechos íntegramente en la U.E.A. Mallay que no demandaron mayor inversión, pero que resultaron en una mejora de la recuperación en los meses de noviembre y diciembre del 2012.

4.1. Adición de Aire al acondicionador de 5’ x 5’ en circuito de flotación plomo -plata. En el circuito de flotación plomo-plata se instaló un sistema de inyección de aire al acondicionador 5’ x 5’ para que trabaje como una celda de flotación, el concentrado obtenido se envía a  la tercera limpieza del circuito Pb-Ag o como concentrado final de Pb- Ag, de acuerdo a su calidad. Este cambio se realizó debido a que en algunas ocasiones las espumas rebalsaban en este acondicionador, solamente con agitación. La recuperación promedio que se consigue en esta etapa de flotación en el acondicionador es de 17.1% para la Ag y 15.3% para el Pb.

4.2. Modificación de la celda rougher No.1 del circuito Pb-Ag De acuerdo al diseño inicial del circuito de flotación de plomo-plata se determinó que se tenga una flotación rougher No. 1 en una celda de 3 m 3, pero se observó que las espumas que estaban al lado opuesto del labio de descarga se rompían sin llegar a rebosar. Es por este motivo que se determinó abrir una ventana en el lado opuesto del labio de descarga para colectar espumas y darle mayor área de rebose a la celda. La recuperación en esta etapa de flotación rougher 01 se ha incrementado de 30% a 37% para la plata y de 28% a 33% para el plomo.

4.3. Fabricación y montaje de una celda unitar ia de 4’ x 6’ Con el objetivo de incrementar el tiempo de flotación en el circuito plomo-plata y así incrementar las recuperaciones de plomo y plata, se fabricó una celda tipo tanque de 4’ x 6’ donde se probó la factibilidad de flotar la pulpa proveniente del overflow de los ciclones D-10 del molino 8’x10’ (sin la carga circulante del concentrado scavenger y medios de la limpieza). La celda se puso en operación los primeros días de noviembre 2012, produciendo un concentrado que va directamente como concentrado final. La recuperación en esta etapa de flotación en celda unitaria es de 34% de Ag y 27% de Pb. La implementación de los cambios realizados en el pilotaje permitieron la obtención de los siguientes resultados de noviembre a diciembre del 2012: 81.24% de recuperación de Ag y 88.03% de recuperación de Pb en la flotación Pb-Ag y 87.05% de zinc en la flotación de zinc. La leyes de concentrado fueron de 61.5 oz Ag/tc y 51.32% de plomo en el concentrado Pb-Ag, y 48.71% de zinc en el concentrado de Zn.

5. PROYECTO DE OPTIMIZACION Confirmados los datos de las evaluaciones y pruebas preliminares con los resultados del pilotaje, se obtuvo la aprobación para la ejecución del proyecto de optimización, el cual contempla principalmente la compra e instalación de nuevos equipos en: Circuito plomo-plata: - 01 celda flash de 80 TMH en la descarga del molino 8’x10’. - 01 celda tanque de 20 m 3 como etapa de flotación rougher 1 para tratar el overflow de los ciclones D-10 (molino 8’x10’). Circuito de zinc: - 02 celdas tanque de 20 m 3 c/u como etapa de flotación rougher para tratar el relave plomo-plata. - 01 celda columna 6´x40’ para la limpieza del concentrado cleaner 2 de zinc. Se instalarán 02 bombas centrifugas horizontales 6”x4” y 08 bombas verticales de 3½ “. Para evitar el ingreso de basura a los circuitos de flotación y posteriores se instalará una zaranda 3’x6’ para tratar la pulpa del overflow a flotación. En el Anexo 1 se muestra el flow sheet actual de la planta concentradora Mallay y en el Anexo 2 se muestra el flow sheet propuesto en el proyecto de optimización de los circuitos de flotación de plomo, plata y zinc.

La inversión de este proyecto asciende a 1’215,000.00 dólares, y se espera incrementar la recuperación de plata en 2.5%, la del plomo en 3.5%, en el circuito de flotación plomo-plata. La recuperación de zinc se incrementará en 3.5%, en el circuito de flotación de zinc. El proyecto fue finalmente aprobado en enero del 2013 y se espera su culminación en junio del 2013. La tasa de interés es de 12.0%, el TIR de 68.534% y el tiempo de retorno de la inversión se ha estimado en 16 meses. En el Anexo 3 se tiene mayor detalle de este proyecto.

6. RESULTADOS El balance de materia realizado determinó los tiempos de flotación actuales y proyectados.

Tabla 4: Tiempos de flotación actual y proyectado

Los resultados de la cinética de flotación de la descarga del molino 8’x10’ avalan la instalación de una celda unitaria a la descarga del molino. El tipo de celda adecuado es una celda Flash con una capacidad de 80 TMH, que está siendo utilizada con éxito en varias plantas polimetálicas de nuestro país y el mundo. El concentrado obtenido en esta etapa se juntaría con el concentrado de la tercera limpieza de plomo-plata y juntos formarían el concentrado final de plomo-plata. La recuperación proyectada en esta primera etapa de flotación es de 25% para la plata y de 20% para el plomo. Con los resultados de la cinética de flotación del concentrado cleaner 02 de zinc, se concluye que es posible alcanzar una mejor calidad de zinc en el concentrado de zinc, para lo cual se ha seleccionado una celda columna de 6’x36’, que asegure una óptima limpieza del concentrado de zinc. La calidad del concentrado a obtener debe ser mayor a 50% de zinc. En el siguiente cuadro se muestran los resultados obtenidos en los diferentes periodos de operación de la planta concentradora (estabilización de parámetros, pilotaje y proyectado).

Tabla 5: Resultados metalúrgicos planta concentradora Mallay