Aspectos Metalúrgicos

Proyecto Mina La YE, Aspectos Metalúrgicos

FLSmidth Minerals S.A.C.

Julio 2008

FLSmidth Minerals S.A.C.Av. República de Panamá 3030 Oficina 701-BSan Isidro – Lima 27 - PerúTeléfono : (51-1) 708 0500Fax: (51-1) 708 [email protected]

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1.0INTRODUCCION

Mineros S.A. Es propietario de un deposito minero aurífero en la jurisdicción del

MUNICIPIO DE ZARAGOZA, Antioquia - Colombia muy cerca de sus operaciones

auríferas aluviales en El BAGRE. El propietario está planeando realizar la

construcción de una planta de beneficio en la Mina La Ye, para ello ha contratado

a FLSmidth Minerals S.A.C. en Junio del 2008 para desarrollar la ingeniería

básica , de detalle y puesta en marcha de sus operaciones en procesos

metalúrgicos.

1.1 PRUEBAS METALURGICAS

Las pruebas metalúrgicas iníciales del proyecto fueron realizadas en los

laboratorios PLENGE en Lima - Perú y en Junio del 2007 se obtuvo un informe

con significativa información acerca del mineral proveniente de las operaciones de

excavación y explotación de futuras galerías de la Mina La Ye. (Véase anexo 1).

Asimismo, desde febrero del 2007 el Instituto de minerales – CIMEX de la

Facultad de Minas de la Universidad Nacional de Colombia con sede en Medellín,

desarrolla una investigación metalúrgica que está enmarcada en lo siguiente:

Preparación de las muestras minerales tanto del bloque Sur como del

bloque norte

Caracterización del mineral (pruebas físicas, pruebas químicas e

identificación mineralógica)

La identificación mineralógica se enmarca en observación macroscópica,

Análisis de Rayos X y Análisis de microscopia electrónica

Toda la información esta detallada en el Anexo No. 2 del presente informe.

Asimismo, dentro de las evaluaciones realizada por Mineros S.A. se tiene data de

pruebas experimentales llevadas a cabo al mineral, las que constan de lo

siguiente:

Estudio de molienda

Estudio de concentración

Estudio de extracción de valiosos


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Dentro del estudio de molienda se calculo el Índice de trabajo del mineral cuyo

valor es 16.28 Kw – h /ton corta. Se realizo pruebas de concentración gravimétrica

en espirales Humphrey, pruebas de concentración en Jigs, pruebas en

concentración combinada en mesa Wifley + celdas de flotación; dentro de las

respuestas en recuperación de oro encontradas solo resulto atractivo para el

proceso, la prueba de concentración combinada (mesa Wifley + flotación)

alcanzando niveles de recuperaciones de oro cercanos a 96.5 %, mas no

sucediendo lo mismo en las pruebas de concentración con los espirales Humphrey

o en las pruebas de Jigs donde se obtuvieron bajos niveles de recuperación de

oro.

En las pruebas de extracción del valioso se realizo la cianuración bajo la

modalidad de pruebas de lixiviación clásicas, en las que se empleo como variable

primero la concentración de cianuro y posteriormente el tamaño de grano de la

muestra.

Las condiciones operacionales de las pruebas fueron:

Concentración de cianuro de sodio (NaCN): Variable entre 0.5 a 2.5 kg NaCN

/ ton de mineral.

pH de trabajo: se mantuvo como nivel el rango de 10,5 a 11.0, empleando cal

para controlar.

Tiempo de contacto: 48 horas

Dilución o relación S:L = 1:3, se emplearon en casi todos los casos 500 g de

mineral concentrado, por 1.5 litros de agua procedente del acueducto de

Medellín.

Tamaño de partículas: d80 cercano a la malla 100.

Las conclusiones que se obtuvo del presente informe señalan como

conceptualidad del proceso lo siguiente:

Conminución

Molienda – gravimetría – Flotación

Cianuración

Todas las pruebas metalúrgicas están en el Anexo 3.


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1.2 BALANCES DE MASAS

Los análisis de balance de masa realizados por MINEROS S.A. bajo la

conceptualidad obtenida por CIMEX es detallado en un informe realizado por

MIGUEL ANGEL VALLEJOS (Ingeniero de minas y metalúrgica funcionario de

MINEROS S.A.) en setiembre del 2007, el cual muestra cuadros de balances de

masa, soluciones y agua por secciones. Aquí podemos mencionar que existe la

conceptualidad de usar: Procesos de Molienda – concentrador gravimétrico Jigs –

concentrador centrifugo – doble sistema de hidro-ciclones - acondicionamiento y

Flotación – colas de flotación = alimento de sistema de relleno hidráulico –

Espesador desaguador – molino de remolienda – hidrociclón – agitadores para

cianuración – espesador – circuito de Merrill Crowe y sistema CCD. Este proceso

planteado por MINEROS S.A. bajo este reporte dado en el anexo No.4, fue

analizado por José Mallqui Romayna (ingeniero metalurgista y asesor externo de

MINEROS S.A) llegando a modificar dicha conceptualidad y planteando circuitos

alternativos, los cuales son resumidos en la revisión G (véase anexo No.4) en

Marzo del 2008. La empresa FLSmidth Minerals S.A.C. (empresa de ingeniería

que llevara a cabo la culminación de la ingeniería básica - ingeniería de detalle y

puesta en marcha de las operaciones) realiza modificaciones fundamentales al

arreglo del proceso, considerando la introducción de un concentrador centrifugo en

el circuito de molienda en vez del concentrador Jigs y celda unitaria Flash, además

de ubicar un sistema de filtrado en vez de usar el sistema convencional CCD para

Las colas de cianuración. Estas modificaciones serán nombradas a detalle en la

memoria descriptiva del proceso. El arreglo propuesto por FLSmidth Minerals

S.A.C esta nombrado como revisión H (véase en el anexo No. 4)

1.3 PILOTAJE PARA EVALUACION DE INDICES Y RELACIONES DE SCALE –

UP

Aun no se tiene información de las evaluaciones a nivel piloto, pero se muestra la

propuesta de la planta SAN JUAN GOLD MINE – COLOMBIA como manera de

realizar una homologación con la planta Mina La Ye. El objetivo de la

homologación es: determinar los procesos equivalentes en la escala metalúrgica

de planta para analizar los resultados de muestreos y formular las relaciones de

escalamiento, ello es mostrado en un resumen comparativo de los equipos que


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cuenta la planta SAN JUAN GOLD MINE en relación a la conceptualidad de la

planta mina La YE . (Véase en el anexo No. 4)

2.0MEMORIA DESCRIPTIVA DE LOS PROCESOS

La memoria descriptiva incluye:

Trituración y chancado

Molienda – clasificación y gravimetría

Acondicionamiento – flotación y disposición de relaves de flotación

Separación sólido - liquido

Remolienda – clasificación y cianuración

Filtrado –detoxifiación y disposición de relaves de cianuración

Almacenamiento y distribución de reactivos

Recuperación y distribución de agua fresca y reciclada

La memoria descriptiva excluye:

Geología

Estimación de recursos

Evaluación de los impactos ambientales.

Suministro de energía y automatización de los procesos

2.1Trituración y chancado

El proceso de trituración y chancado está diseñado para 1000 ton. Secas/día,

con un tamaño máximo de fragmentos de mineral de 8 pulgadas proveniente

de interior mina. Este mineral es transportado por camiones de 20 toneladas

hacia la tolva de gruesos cuya capacidad es de 100 toneladas húmedas. El

mineral es alimentado hacia un grizzly vibratorio de 3’ x 6’ con abertura de

malla de 2”, por un alimentador vibratorio No.1 de 36” x 42”. El underflow (u/f)

del grizzlly que contienen mineral -2” caen a la faja No.1 de 24” x 24.6 m, el

overflow (o/f) del grizzlly alimentan a la chancadora de quijadas de 20” x 36”,

(set de la chancadora de quijadas esta graduado en 2”) el material chancado

producto de la chancadora pasa a la Faja No. 1. Existe un electroimán No. 1

cerca a la polea de cabeza de la Faja No.1, ubicado con el fin de retener

material metálico (combas, alambres, pedazo de metal etc.). El mineral


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transportado por la Faja No.1 alimenta a la zaranda 5’ x 12’ que posee un solo

piso y cuya malla de corte es 5/8”.

El u/f de la zaranda No. 1 que contienen mineral fino 100% - 5/8” cae a la Faja

No.2 de 24” x 15 m. mientras que el o/f de la zaranda No. 1 alimenta a la

chancadora cónica estándar de 3’, cuyo set de descarga esta graduado en ½ “,

pasando el producto de esta chancadora cónica a la Faja No.2. El mineral

transportado por la Faja No.2 se transfiere sucesivamente a las fajas No. 3 de

24” x 17.9, Faja No. 4 de 24” x 6.9 m y por último a la Faja No.5 de 24” x 14.1

m, aquí en la polea de cabeza de la faja No.5 existe el electroimán No. 2. El

mineral transportado en la faja No. 5 es alimentado a la Zaranda vibratoria No.

2 de 6’ x 16’ de doble piso cuya mallas superior e inferior poseen las aberturas

de 5/8” y 7/16”. El o/f de dicha zaranda (100% + 5/8” y 100% + 5/16”) alimenta

a la chancadora cónica de cabeza corta de 4’ ¼”, pasando el producto

chancado hacia la faja No. 2. El u/f de la zaranda vibratoria No.2 (100% -7/16”)

Cae a la Faja No.6 de 24” x 12 m y luego es transferida a la Faja No.7 de 24” x

18m, alimentando a la Tolva de finos de 450 toneladas húmedas.

La conceptualidad de utilizar el arreglo de la zaranda No.1 de un solo piso, la

zaranda No. 2 de doble piso, los sets de la chancadora primaria y chancadoras

secundarias hasta obtener un producto 100% - 7/16” se ha dado después de

realizar una serie de corridas con un software de simulación AggFlow 2008 de

propiedad de FLSMIDTH. Ello es detallado en el Anexo No. 6.

2.2Molienda – clasificación y gravimetría

El mineral chancado 100% - 7/16” que es almacenado en la tolva de finos cuya

capacidad es de 450 toneladas húmedas, se descarga por un alimentador

vibratorio No. 2 de 18” x 36” hacia la Faja No. 8 de 24” x 11 m. El mineral

chancado es alimentado a un molino de bolas primario de 8’ x 8’, la descarga

del molino primario cae a un cajón de bombas de 3’ x 3’ desde el cual se

alimenta al nido de hidrociclones D-10 por medio de las bombas de lodos de 4”

x 3”. El u/f de los hidrociclones D-10 cae a un distribuidor de carga separando la

tercera parte del flujo y alimentando a la zaranda de alta frecuencia 3’ x 6’ que

posee una malla de abertura de 10#, el o/f de la zaranda vibratoria + 10# se une


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con las 2/3 partes del u/f del hidrociclon D-10 y la descarga del concentrador

centrifugo pasando todos estos flujos al molino como carga circulante. El u/f de

la zaranda vibratoria – 10# alimenta al concentrador centrifugo Knelson KC 12

obteniéndose un concentrado gravimétrico que se ha designado para venta

directa o para un sistema Acacia (esta para la decisión de parte del cliente el

destino de este concentrado).

El sistema de concentración gravimétrica en el u/f de los hidrociclones se ha

planteado como alternativa de concentración en vez de la conformación inicial

de ubicar los Jigs + celdas de flotación Flash que estuvieron ubicados en serie

en la descarga del molino 8’ x 8’. Las ventajas de la concentración gravimétrica

con concentrador Knelson son:

Instalación rápida y barata

Costo operativo bajo

Obtención del metal inmediata

Disminuye el tiempo de cianuración por tener que disolver menores

valores de oro que queda en el mineral.

Recuperación del oro grueso y así evitar su laminación y entrampe

dentro del molino, la presencia de oro grueso en los circuitos de flotación

son de difícil recuperación y existe la posibilidad de que sean arrastrados

por los flujos hacia los relaves, decayendo la recuperación global del oro

en el proceso.

2.3 Acondicionamiento – flotación y disposición de relaves de flotación

El o/f de los hidrociclones D-10, pasan a un tanque acondicionador 8’ x 8’ donde

son añadidos los reactivos de flotación como colectores (Z-6), Promotores (A-

404), Espumantes (Dow 250), depresores (Sulfato de cobre), luego de 20

minutos de acondicionamiento, la pulpa pasa al sistema de flotación Rougher,

Scavenger, y Cleaner, el cual se ha diseñado con celdas Wemco circulares de

300 pies3 y 150 pies3. El arreglo del sistema de flotación se da en el anexo

No.7. El concentrado de flotación es bombeado mediante una bomba de lodos

2’ x 2’ al clarificador ECAT de 2 m x 7.73 m, mientras que el relave de flotación

es bombeado por medio de bombas de lodos 3’ x 2’ hacia un espesador No. 1

DCT 8 m x 13 m.


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El u/f del espesador No. 1 DCT 8 m x 13 m, contiene 72 a 75 % de sólidos,

estos lodos son bombeados mediante una bomba centrifuga de sello seco 4’ x

3’ hacia la cancha de relaves de flotación. Existe una bomba peristáltica de

recirculación que envía los lodos hacia el alimento del espesador No. 1 DCT y

el o/f de este espesador es agua reciclada que será usado en el proceso

nuevamente.

2.4 Remolienda – clasificación y cianuración

Los lodos conteniendo 50% de sólidos provenientes del u/f del clarificador

ECAT de 2m x 7.73 m, son alimentados al cajón de descarga del molino de

bolas de remolienda 5’ x 8’ (en este punto del proceso se añade el cianuro en

solución y la cal liquida, así como también solución barren para lograr un % de

sólidos adecuados para bombear hidrociclon). Estos lodos son bombeados por

una bomba de lodos 3’ x 2’ hacia el hidrociclon secundario D-4, el u/f de los

hidrociclones D-4 retorna la molino de bolas 5’ x 8’ en forma de carga

circulante, el concentrado del mineral es remolido y los valores de oro y plata

son disueltos por efecto del cianuro y la generación de nuevas superficies

expuestas.

El o/f de los hidrociclones D-4 son transferidos a un tanque de almacenamiento

4’ x 4’ y enviados por una bomba centrifuga de sello seco 2’ x 1 1/2’ al

espesador No. 2 DCT de 3m x 9 m, desde este equipo se obtienen dos

productos: el u/f del espesador No.2 DCT el cual es alimentado por medio de

una bomba centrifuga de sello seco 2’ x 2’ hacia los cuatro tanques agitadores

de cianuración de 14’ x 14’ cuyas unidades disposición y diseño esta dado para

un tiempo de retención de la pulpa de 48 horas. La descarga de estos tanques

agitadores pasa a un cajón de bomba 3’ x 3’ y desde allí son bombeados al

espesador No.3 DCT 3m x 9m.

Las soluciones cianuradas ricas en oro y plata obtenidas de los o/f tanto de los

espesadores No. 2 y No. 3 DCT van por medio de la gravedad al tanque de

solución rica 13’ x 13’ siendo parte del flujo alimentado a la planta de Merrill

Crowe.


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2.5 Filtrado – detoxificación y disposición de relaves de cianuración

El alimento al filtro de presión es la pulpa bombeada desde el u/f del espesador

No. 3 DCT, por medio de una bomba peristáltica 4” x 4”, después de un tiempo

establecido el filtro de presión descarga la torta del mineral filtrado hacia una

faja transportadora No.9 de 18” x 6m siendo esta torta llevada hacia el tanque

atriccionador No. 1 de 1.5 m x 2 m. Una vez filtrada y descargada la torta

mineral se procede a limpiar las rebabas de mineral que han quedado en las

cámaras usando aire a presión, el cual impulsa el mineral hacia un core blow

que esta adjunto al filtro de presión, una vez el mineral arrastrado hacia el core

blow se procede a inyectar agua a presión para descargarlo el mineral hacia el

tanque atriccionador No. 1. El mineral filtrado en las tortas y el mineral de las

rebabas del filtro son repulpados en el tanque atriccionador con solución barren

siendo bombeados hacia el filtro de presión nuevamente y así se repite el ciclo

batch. La solución filtrada contenida en las pulpas son parte de las soluciones

cianuradas ricas en oro y plata y estas son parte del flujo alimentado a

MERRILL CROWE yendo por gravedad al tanque solución rica de 13’ x 13’.

Una vez que las soluciones cianuradas filtradas tengan bajo tenor en leyes de

oro y plata, se procede a invertir el sentido de las fajas, enviando las tortas

filtradas hacia el tanque atriccionador No. 2 de 1.5 m x 2m, las que serán re-

pulpadas con soluciones barren. En este ultimo tanque nombrado es que se

inicia la detoxifiacion de las pulpas minerales con la adición de acido sulfúrico y

peróxido de hidrogeno, para así formar el acido de caro y acomplejar el cianuro

libre contenido haciéndolo estable al medio ambiente. Estas pulpas

detoxificadas son enviados mediante una bomba centrifuga de sello seco 3’ x

2’ hacia el espesador No.4 DCT 3m x 9m, desde este equipo se obtienen dos

productos: el o/f es formado por una solución de toxificada exenta de cianuro

libre y el u/f que es una pulpa con 72% de sólidos que es bombeada mediante

una bomba peristáltica 2’ x 2’ hacia la cancha de relaves de cianuración.

Los diseños de dimensionamiento de los espesadores DCT del numero 1 al 4 y

el clarificador ECAT se dan en el anexo No. 8


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El uso del sistema de filtrado a las pulpas de relave de cianuración en vez del

convencional sistema CCD trae como consecuencia una serie de beneficios

que se nombran a continuación:

Menor costo de inversión instalado y costo operativo

Menores flujos de solución cianurada ricas en oro y plata a tratar por

el sistema de Merrill Crowe y por ende menor inversión en instalar.

Simplificación del proceso por utilización de un sistema de

separación solidó líquido en vez de usar un sistema de 3 o 4

espesadores.

2.6 Recuperación y distribución de agua reciclada y fresca

Las aguas utilizadas en las operaciones de molienda y flotación son

recuperadas tanto en el o/f del espesador No.1 DCT como en el o/f del

clarificador ECAT, ambos flujos van a un tanque de recepción 8’ x 8’ y desde

allí se bombea dichas aguas al tanque principal de agua reciclada de 18’ x 18’

de 200 m3 de capacidad que alimenta al circuito de molienda primaria, el

residual de este tanque se canaliza hacia la poza de eventos. Al cuantificar

dichos flujos tenemos valores de 35 m3/hora, según balances de aguas en el

proceso.

El agua fresca es tomada del rió por dos bombas verticales y enviadas a un

tanque de agua fresca de 50 m3 de capacidad, desde allí hay dos

derivaciones, siendo el primero para el sistema de reposición para el proceso,

para el sistema de sellado de las bombas de lodos y bombas peristálticas y

para el sistema de preparación de reactivos químicos del proceso. El segundo,

es el sistema de agua a presión requerido por el concentrador centrifugo

KNelson, para la limpieza del las aberturas del trommel del molino primario y el

Lavado de las cámaras del filtro a presión. Al cuantificar los flujos requeridos

de agua fresca, nos da un máximo de flujo de 15 m3/hora, según balances de

agua en el proceso. En total el agua requerida para el proceso es de 50

m3/hora, siendo casi el 70% agua reciclada y el 30% agua fresca.


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2.7 Distribución de reactivos

Existe un área cercana a la zona de molienda y flotación donde se ha

destinado al almacenamiento, preparación y distribución de los reactivos

químicos a los diferentes puntos establecidos en las operaciones. Así

tenemos, los reactivos de flotación (xantato Z-6, sulfato de cobre, espumante

Dow 250, promotor A404). Asimismo los reactivos para la cianuración (cal,

cianuro, soda, etc.), los reactivos para la separación solidó liquido (floculante

aniónico y no – iónico) y los reactivos para el sistema de Merrill Crowe (polvo

de zinc, nitrato de plomo y celite). Los reactivos de flotación ingresan al Tk

acondicionador 8’ x 8’, los reactivos de cianuración ingresan al cajón de

descarga del molino de remolienda 5’ x 8’, mientras que los reactivos de

separación solidó-liquido ingresan a cada uno de los espesadores DCT y

ECAT respectivamente. Los reactivos del sistema de Merrill Crowe ingresan

tanto a los filtros como al cono de precipitación.

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