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 UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GORHMANN FACULTAD DE INGENIERIA METALURGIA Escuela profesional de ingeniería metalúrgica PROCESO DE LA INVESTIGACION METALURGIA Tema: INFLUENCIA DEL TIEMPO DE MOLIENDA EN LA FLOTACION DE MINERALES SULFURADOS Pb - Zn Integrado por: MARCOS HUAMAN RODRIGUEZ 04-25588 PEDRO NINA QUISPE 05-27466 TOMMY SIÑA 05-27428 ORLANDO CATACORA 05-27471 TACNA – PERU 2010 1

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“UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GORHMANN”

FACULTAD DE INGENIERIA METALURGIA

Escuela profesional de ingeniería metalúrgica

PROCESO DE LA INVESTIGACION METALURGIA

Tema:

INFLUENCIA DEL TIEMPO DE MOLIENDA EN LA FLOTACION

DE MINERALES SULFURADOS Pb - Zn

Integrado por:

MARCOS HUAMAN RODRIGUEZ 04-25588

PEDRO NINA QUISPE 05-27466

TOMMY SIÑA 05-27428

ORLANDO CATACORA 05-27471

TACNA – PERU

2010

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RESUMEN

La flotación selectiva de sulfuros de plomo-zinc ha sido practicada por muchosaños. Desafortunadamente, esta práctica no es siempre aplicable con facilidad

a minerales cobre-zinc debido a la similar flotabilidad de los sulfuros de cobre y

zinc. La flotación bulk seguida por la separación de cobre, plomo, y zinc es

comúnmente empleada. La flotación selectiva en tres etapas fue un tratamiento

inicial de minerales cobre-plomo-zinc . Actualmente esta práctica es muy rara

vez empleada, la técnica preferente es selectivamente flotar un concentrado

bulk cobre-plomo con la depresión del zinc, y del hierro (esfalerita, pirita);

seguida por la reflotación de las colas cobre-plomo para la selectiva

recuperación de zinc del hierro y otros minerales. Cuando el mineral es muy

complicado, puede ser posible flotar un concentrado bulk cobre-plomo-zinc-

pirita seguido por la flotación cobre-plomo con la depresión del sulfuro de zinc.

por esta razón es necesario estudiar las propiedades de flotación para estos

minerales, las principales son: solubilidad, físico-química de superficie,

termodinámica, contenido de finos y otros.

 

En estas menas complejas de Cu-Pb-Zn, los minerales de cobre que se

encuentran con mayor frecuencia son: Chalcopirita (CuFeS2), calcosita (Cu2S),

covelita (CuS), bornita (Cu5FeS4), Enargita (Cu3AsS4) y tetraedrita

(3Cu2S.Sb2S3).

El principal mineral de plomo (Pb) es la galena (PbS), a veces acompañada de

pequeñas cantidades de cerusita (PbCO3) y anglesita (PbSO4).

El principal mineral de zinc (Zn) es la esfalerita (ZnS) y la marmatita con un

variable contenido de Fe (ZnS(FeS)x).

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INDICE DE CONTENIDO

INTRODUCCION 4

CAPITULO I

PLANTEAMIENTO METODOLOGICO

1. EL PROBLEMA DE INVESTIGACION 52. DEFINICION Y IDENTIFCACION DEL PROBLEMA 53. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 64. DELIMITACIONJ DEL PROBLEMA 65. JUSTIFICACION E IMPORTANCIA DEL PROBLEMA 76. OBJETIVOS DE LA INVESTIGACION 7

6.1. OBJETIVOS GENERALES6.2. OBJETIVOS ESPECIFICOS

7. HIPOTESIS GENERAL Y SECUNDARIA 88. VARIABLES 89. INDICADORES Y OPERIALIZACION DE VARIABLES 9

CAPITULO IIMARCO REFERENCIAL

1. MARCO HISTORICO 102. MARCO TEORICO / CIENTIFICO 123. MARCO TEGNOLOGICO 184. MARCO CONCEPTUAL 22

CAPITULO IIIPROCEDIMIENTOS Y RESULTADOS

1. PROCEDIMIENTOS2. RESULTADOS

CAPITULO IVCONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

3. CONCLUSIONES4. RECOMENDACIONES

CAPITULO VREFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS

1. BIBLIOGRAFIA

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INTRODUCCION

La flotación de minerales plomo-cobre-zinc es uno de los problemas máscomplicados en la metalurgia de los metales base. El problema es aún más

difícil cuando el contenido de cobre, plomo, y el de zinc es suficiente como para

 justificar la obtención de tres concentrados. Estos minerales suelen referirse

como sulfuros complejos. Los problemas de flotación son por lo general de

origen geológico. Las características de un depósito tienen influencia en el

tratamiento metalúrgico. Así, alguna alteración en la superficie del mineral es

de gran importancia, pues la flotación es un fenómeno superficial.

La flotación selectiva de sulfuros de plomo-zinc ha sido practicada por muchos

años. Desafortunadamente, esta práctica no es siempre aplicable con facilidad

a minerales cobre-zinc debido a la similar flotabilidad de los sulfuros de cobre y

zinc. Esto es especialmente cierto cuando la oxidación ha causado la

disolución de algo de cobre. La flotación bulk seguida por la separación de

cobre, plomo, y zinc es comúnmente empleada. La flotación selectiva en tres

etapas fue un tratamiento inicial de minerales cobre-plomo-zinc [19].

Actualmente esta práctica es muy rara vez empleada, la técnica preferente es

selectivamente flotar un concentrado bulk cobre-plomo con la depresión del

zinc, y del hierro (esfalerita, pirita); seguida por la reflotación de las colas cobre-

plomo para la selectiva recuperación de zinc del hierro y otros minerales.

Cuando el mineral es muy complicado, puede ser posible flotar un concentrado

bulk cobre-plomo-zinc-pirita seguido por la flotación cobre-plomo con la

depresión del sulfuro de zinc.

El sulfuro de sodio puede ser usado en concentración de minerales

polimetálicos cobre-zinc como un desorbente. Un consumo alto de Na2S es

indeseable por razones ambientales y económicas. Algunas veces, es

requerido un consumo alto para la desorción del colector, pero muchas veces

se puede incrementar la perdida de metales en diferentes concentrados. Ante

esta situación, el nitrógeno es una alternativa interesante.

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CAPITULO I

PLANTEAMINETO METODOLOGICO

1. EL PROBLEMA DE INVESTIGACION

En la flotación de minerales sulfurados de plomo – zinc (flotación

diferencial), tratamos de encontrar el tiempo optimo de liberación de

mineral, aplicando para ello una serie de pruebas a distintos tiempos de

moliendabilidad, determinando así el tiempo de molienda mas adecuado

en donde tendremos mayor liberación de mineral que a su vezproporcionara una mayor recuperación en el concentrado, cabe resaltar 

los demás factores que influirán para que este proceso sea realizado de

la manera mas adecuada por lo que es necesario hallar el tiempo optimo

de molienda, la dosificación de reactivos, el pH y los demás parámetros

para este proceso.

2. DEFINICION E IDENTIFICACION DEL PROBLEMA

Este trabajo de investigación es una propuesta para evaluar y analizar a

que tiempo es necesario tratar la molienda de un mineral sulfurado de

Pb – Zn , procedente de las zonas altas de palca para tamizarlo en malla

-200 encontrado así una mayor liberación de mineral que conllevara a

obtener una mayor recuperación en el concentrado.

El proyecto de investigación incluye distintas pruebas y a distintos

tiempos al momento de efectuar la molienda, a una mena polimetálica

de Pb –Zn de características particulares ya que este mineral viene

hacer una variedad de la esfalerita, está compuesta por sulfuro de Zinc.

Es la principal mena de zinc. El sulfuro de zinc es incoloro, pero la

blenda contiene siempre sulfuro ferroso, que la oscurece.

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Si su contenido en hierro es alto se le llama marmatita, pero si ese

contenido es bajo se le llama blenda acaramelada. Su origen es

magmático (líquido en pegmatitas), Aparece combinado con: Galena,

pirita, calcopirita y arsenopirita.

3. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

Uno de los problemas que acoge este proceso es el inadecuado tiempo

de molienda que se le da al mineral triturado, conllevando a tener una

liberación de mineral en malla -200 por debajo de lo establecido y

consecuentemente un bajo porcentaje en el ratio de concentración.

También influye la mala utilización de los reactivos ya que demasiado

reactivo puede provocar un rebose en la celda conllevando a una

perdida de mineral concentrado.

Este trabajo busca encontrar en tiempo mas optimo para la liberación de

mineral lo que conllevaría a obtener un mayor porcentaje en la

recuperación del concentrado.

¿El tiempo óptimo de molienda a determinarse permitirá mejorar la

recuperación en el proceso de flotación?

4. DELIMITACION DEL PROBLEMA

El estudio que se llevará a cabo en este trabajo se hace en referencia a

pruebas realizadas en el laboratorio y tomando como guías trabajos ya

realizados anteriormente y que se relacionan con el tiempo optimo de

molienda y grado de liberación como dos variables importantes que

afectan la recuperación.

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5. JUSTIFICACION E IMPORTANCIA DEL PROBLEMA

Uno de los principales problemas que acoge este proceso es el

inadecuado tiempo de molienda que se le da al mineral triturado

Debido de que en algunos casos buscan minimizar costos en energía,

no dándose cuenta de que la liberación de mineral que obtienen a malla

-200 es delimitada, pudiéndose obtener aun mejores liberaciones de

mineral si se optimizara el tiempo adecuado a la molienda del mineral.

Este trabajo busca encontrar ese tiempo óptimo en donde se pueda

liberar mayor cantidad de mineral luego de tamizar por malla -200

obteniendo así resultados proporcionales en la flotación, ya si tenemos

mayor cantidad de mineral liberado mayor será el porcentaje de

concentrado a obtener. 

6. OBJETIVOS DE LA INVESTIGACION

6.1. OBJETIVOS GENERALES

• Determinar el tiempo óptimo de moliendabilidad para obtener 

la máxima liberación de mineral para la flotación de minerales

sulfurados de Pb – Zn.

6.2. OBJETIVOS ESPECIFICOS

• Determinar las variaciones en el grado de liberación

expresado en gramos del mineral valioso a distintos tiempos

de molienda y comparar las recuperaciones en el

concentrado.

• Determinar el volumen adecuado de ingreso de reactivos.

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7. HIPOTESIS GENERAL Y SECUNDARIA

7.1. HIPÓTESIS GENERAL

• El tiempo óptimo de molienda nos permitirá obtener una

mejor liberación de mineral valioso, lo cual se verificara con

una mayor recuperación.

7.2. HIPÓTESIS SECUNDARIA

• Un mayor porcentaje en el grado de liberación comparado

con los demás ensayos, nos permitirá obtener una mejor 

recuperación en el concentrado.

• Una adecuada dosificación de reactivos permitirá alcanzar 

mejores ratios de recuperación de mineral valioso. (optimizar 

el proceso.)

8. VARIABLES

8.1. VARIABLES DEPENDIENTES

• Recuperación

8.2. VARIABLES INDEPENDIENTES

• Ley de cabeza a flotación.

• Tiempo optimo de molienda del mineral.

• Granulometría.

• Dosificación de reactivos

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9. INDICADORES Y OPERIALIZACION DE VARIABLES

Recuperación de concentrado de

Pb – Zn (Cu)Porcentaje %

Tiempo de moliendaminutos

Dosificación y concentración de

reactivosPorcentaje%

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CAPITULO II

MARCO REFERENCIAL

1. MARCO HISTORICO

El proceso de flotación de espumas podemos decir, que es de origen

relativamente reciente y por tanto, considerarlo como un proceso

moderno, cuyos fundamentos teóricos y tecnológicos fueron

desarrollados sólo en el siglo XIX. Sin embargo, como todos los grandes

descubrimientos, este proceso tiene antecedentes históricos que se

pueden remontar hasta varios siglos atrás. Así tenemos:

1. Herodotus 500 años A.C. relata la separación de granos de oro de las

arenas utilizando plumas de ganso engrasadas.

2. En 1491, los árabes separaban la azurita con resinas fundidas que

impregnaban al mineral.

3. En 1731 se conoce la adhesión de un sólido de aire, a partir de una

pulpa.

4. En 1860, Haynes descubre las diferencias en la humectabilidad de los

minerales por el agua y el aceite. No se usó por el gran consumo de

aceite en relación de 1:9 a 1:5 aceite/agua.

5. En 1885-86 el americano Everson usó agua acidificada para producir 

las burbujas (ácido sulfúrico- carbonato de calcio). Este hecho marcó el

comienzo de la flotación industrial.

6. En 1901-02 Potter en Australia y Fromet en Italia utilizaron un gas

como medio flotante.

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7. En 1905-06 se logra un importante avance cuando Ballot y Sulman y

Picard reducen el consumo de aceite al introducir aire a la pulpa para

producir las burbujas por agitación.

8. En 1912 se estableció que el bicromato deprime a la galena (PbS) y

que el SO2 deprime a la blenda o esfalerita (ZnS).

9. En 1913, Bradfor descubre que el CuSO4 activa a la esfalerita, lo que

permitió la separación selectiva del PbS y ZnS. También se aplicó el

principio de sub-aireación y el concepto de flotación reversa o inversa.

10. En 1917 se patentó el primer colector no basado en aceites, - La x-

naftilamina- por Coliss. También Sheridan y Griswold utilizaron el cianuro

como depresor de esfalerita y pirita, del mismo modo el sulfato de zinc

como depresor de la esfalerita.

11. En 1924 Sulman y Edser patentaron los jabones del ácido graso.

12. En 1925, Keller patentó a los xantogenatos alcalinos - Xantatos-

como colectores. También este año se propuso el uso de colectores

catiónicos para la flotación de silicatos, siendo en ellos el catión una

amina primaria como grupo activo.

13. En 1926, Whitworth patentó como colector al ácido dithiofosfórico

-Aerofloats-.

14. En 1952, Tveter descubre al espumante soluble en agua -Dow froth.

15. En 1954, Harris y Fischback descubrió al dialkil-tionocarbamato bajo

como colectores.

16. En 1978, R. Klimpel Introduce los modelos matemáticos de la

cinética de flotación.

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2. MARCO TEORICO / CIENTIFICO (FUNDAMENTOS DEL PROCESO)

2.1. FUNDAMENTOS DEL PROCESO DE FLOTACIÓN DE

MINERALES SULFURADOS

Con minerales de sulfuros se usan los xantatos, nombre genérico para

los aquiléteres de un ácido tio-carboxílico (der.), o los diésteres como los

alquil-ditiofosfatos (izq.). Los grupos alquilos R varian desde etil hasta

octil, y aún dodecil.

 

No se sabe muy bien cual es el mecanismo fundamental, pero existe

aparentemente una quimisorción del xantato por interacción del ión

sulfuro y del metal, que reemplaza un enlace roto durante la molienda;

ya que es una quimisorción, se trata de un enlace muy fuerte, y por lo

tanto el equilibrio de adsorción está muy desplazado.

Se puede también usar sales de ácido carboxílicos, típicamente jabones

oléicos, para flotar minerales oxidados que contienen calcio, hierro o

cromo, ya que la insolubilidad de los jabones de estos metales promueve

la adsorción.

2.2. FUNDAMENTOS DEL PROCESO DE FLOTACIÓN

La definición tradicional de flotación dice que es una técnica de

concentración de minerales en húmedo, en la que se aprovechan las

propiedades físico-químicas superficiales de las partículas para efectuar 

la selección. En otras palabras, se trata de un proceso de separación de

materias de distinto origen que se efectúa desde sus pulpas acuosas por 

medio de burbujas de gas y a base de sus propiedades hidrofílicas e

hidrofóbicas.

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Según la definición, la flotación contempla la presencia de tres

fases: sólida, líquida y gaseosa. La fase sólida está representada por las

materias a separar, la fase líquida es el agua y la fase gas es el aire. Los

sólidos finos y liberados y el agua, antes de la aplicación del proceso, se

preparan en forma de pulpa con porcentaje de sólidos variables pero

normalmente no superior a 40% de sólidos. Una vez ingresada la pulpa

al proceso, se inyecta el aire para poder formar las burbujas, que son los

centros sobre los cuales se adhieren las partículas sólidas.

Para lograr una buena concentración se requiere que las especies

que constituyen la mena estén separadas o liberadas. Esto se logra en

las etapas previas de chancado y molienda. Para la mayoría de los

minerales, se logra un adecuado grado de liberación moliendo a

tamaños cercanos a los 100 micrones (0,1 mm). Al aumentar el tamaño

de la partícula, crecen las posibilidades de mala adherencia a la burbuja;

en tanto que las partículas muy finas no tienen el suficiente impulso para

producir un encuentro efectivo partícula burbuja.

En un proceso de concentración de minerales ideal, la mena

mineral se divide en un concentrado enriquecido con el componente útil

y una cola con los minerales que componen la ganga.

 

Por su parte, la estabilidad de la burbuja dependerá del

espumante agregado.

REACTIVOS USADOS EN LA FLOTACIÓN

Los reactivos de flotación corresponden a sustancias orgánicas

que promueven, intensifican y modifican las condiciones óptimas del

mecanismo físico-químico del proceso.

Colectores: Son sustancias orgánicas que se adsorben en la superficie

del mineral, confiriéndole características de repelencia al agua(hidrofobicidad).

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Espumantes: Son agentes tensoactivos que se adicionan a objeto de:

 

1. Estabilizar la espuma

2. Disminuir la tensión superficial del agua

3. Mejorar la cinética de interacción burbuja - partícula

4. Disminuir el fenómeno de unión de dos o más

burbujas(coalescencia)

 

Modificadores: Estos reactivos, tales como activadores, depresores o

modificadores de pH, se usan para intensificar o reducir la acción de los

colectores sobre la superficie del material.

MECANISMOS DE FLOTACIÓN

Para estudiar el mecanismo de la flotación es necesario conocer 

lo que sucede con la partícula de mineral y una burbuja de aire para que

ellos formen una unión estable.

El proceso de flotación está basado sobre las propiedades

hidrofílicas e hidrofóbicas de los sólidos a separar. Se trata

fundamentalmente de un fenómeno de comportamiento de sólidos frente

al agua, o sea, de mojabilidad de los sólidos. Los metales nativos,

súlfuros de metales o especies tales como grafito, carbón bituminoso,

talco y otros, son poco mojables por el agua y se llaman mineraleshidrofóbicos. Por otra parte, los minerales que son óxidos, sulfatos,

silicatos, carbonatos y otros son hidrofílicos, o sea, mojables por el agua.

Se puede observar además que los minerales hidrofóbicos son

aerofílicos, es decir, tienen gran afinidad por las burbujas de aire,

mientras que los minerales hidrofílicos son aerofóbicos, o sea, no se

adhieren normalmente a ellas.

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En resumen, es necesario incrementar la propiedad hidrófoba en

las partículas minerales de una pulpa para facilitar la flotabilidad. Esto

se efectúa con los reactivos llamados colectores, que son generalmente

compuestos orgánicos de carácter heteropolar, o sea, una parte de la

molécula es un compuesto evidentemente apolar (hidrocarburo) y la otra

es un grupo polar con las propiedades iónicas, es decir, con carga

eléctrica definida.

La partícula queda cubierta por el colector que se adhiere a su

superficie por medio de su parte polar, proporcionándole con la parte

polar propiedades hidrofóbicas.

El agregado de espumantes, como se ha dicho, permite la

formación de burbujas de tamaño y calidad adecuada para el proceso.

Pues bien, el contacto entre las partículas y las burbujas requiere que las

primeras estén en constante agitación, la cual la otorga el rotor de la

máquina de flotación, de modo que para realizar la unión con las

burbujas son necesarios: a) su encuentro y b) condiciones favorables

para formar el agregado.

VARIABLES OPERACIONALES RELEVANTES EN EL

PROCESO

 

Granulometría: Adquiere gran importancia dado que la flotación

requiere que las especies minerales útiles tengan un grado de liberación

adecuado para su concentración.

Para que un mineral pueda ser concentrado y separado debe

cumplir las siguientes condiciones:

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• La partícula debe representar una sola especie

mineralógica.

• Punto adecuado de liberación.

Tamaño y peso para ser transportado por la espuma.• Evitar la sobre-molienda - el efecto de las lamas es

negativo - consume reactivos y causa depresión natural de las

especies valiosas.

• Evitar producción de partículas mixtas - Baja la

recuperación o baja la ley del concentrado.

El efecto que causa la producción de lamas es:

• Las partículas de tamaño pequeño flotan mal.

• Las lamas perjudican la flotación de las partículas de

tamaño adecuado.

• Aumenta la adsorción y por ende el consumo de reactivos.

• Facilita la oxidación.

• Aumenta la viscosidad de la pulpa.• Recubre a la espuma con una película estable.

• Las lamas funcionan como depresor de las especies

flotables debido a su carga eléctrica que poseen.

• Se consideran lamas a partículas menores a 5 a 10

micrones.

En lo común este factor o variable operacional del proceso de flotaciónes muy importante porque evita aquellas perdidas en el concentrado así

como en los reactivos y por ende mayores gastos en una empresa, por 

lo cual es necesario controlar el tiempo optimo en la molienda para

obtener una liberación de mineral adecuada.

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Tipo de Reactivos: Los reactivos pueden clasificarse en colectores,

espumantes y modificadores. La eficiencia del proceso dependerá de la

selección de la mejor fórmula de reactivos.

Dosis de Reactivo: La cantidad de reactivos requerida en el proceso

dependerá de las pruebas metalúrgicas preliminares y del balance

económico desprendido de la evaluación de los consumos.

Densidad de Pulpa: Existe un porcentaje de sólidos óptimo para el

proceso que tiene influencia en el tiempo de residencia del mineral en los

circuitos.

Aireación: La aireación permitirá aumentar o retardar la flotación en

beneficio de la recuperación o de la ley, respectivamente. El aire es uno

de los tres elementos imprescindibles en el proceso de flotación, junto

con el mineral y el agua.

Regulación del pH: La flotación es sumamente sensible al pH,

especialmente cuando se trata de flotación selectiva. Cada fórmula de

reactivos tiene un pH óptimo ambiente en el cual se obtendría el mejor 

resultado operacional.

Tiempo de Residencia: El tiempo de residencia dependerá de la

cinética de flotación de los minerales de la cinética de acción de

reactivos, del volumen de las celdas, del porcentaje de sólidos de las

pulpas en las celdas y de las cargas circulantes.

Calidad del Agua: En las Plantas la disponibilidad de agua es un

problema. Normalmente se utiliza el agua de recirculación deespesadores que contiene cantidades residuales de reactivos y sólidos

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en suspensión, con las consecuencias respectivas derivadas por este

flujo de recirculación.

3. MARCO TEGNOLOGICO

El proceso trata de deprimir los minerales de Zn, Pb, Fe, y otros

como As, Sb, etc. Así, como depresores del zinc (ZnS) tenemos al

cianuro de sodio (NaCN), sulfato de zinc (ZnSO4), bisulfito de sodio

(NaHSO3), sulfuro de sodio (Na2S), Anhídrido sulfuroso (SO2) y el sulfato

ferroso (FeSO4).

Está claramente establecido que la esfalerita limpia y pura no adsorbe

los xantatos de cadena corta hasta que su superficie sea activada por los

iones de cobre (Cu++),de acuerdo a la reacción:

++++

+⇒+ ZnCuS Cu ZnS 

Estos iones de Cu en menas de Pb-Cu-Zn de una u otra manera

van ha estar presentes; entonces podemos asegurar que el cianuro es

depresor de Cu, Zn, Fe y otros debido a que disuelve a los xantatos de

estos metales, más no así al xantato de plomo lo cual permite la flotación

selectiva.

La depresión de zinc por cianuro cuando no hay presencia de

iones cobre, puede estar representada por las siguientes reacciones:

−−++

+→+ S  Zn ZnS 

( )2

2 CN  ZnCN  Zn ⇔+−++

( ) −−−

⇔+ 42 )(2 CN  ZnCN CN  Zn  

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El radical −−

4)(CN  Zn forma luego el complejo insoluble con otros

cationes, previniendo de este modo, la adsorción del colector; las mismas

reacciones ocurren con el Fe.

El sulfato de zinc (ZnSO4) también puede prevenir la activación de

la esfalerita don el ion Zn++ es el que llega a ser desplazado durante la

activación. Así, la reacción para la activación puede escribirse:

( ) ( ) ++++

+⇔+

++++

 Zn ZnS Cu ZnS Cu Zn  

Donde la reacción se invierte incrementando la concentración de Zn++

hacia la izquierda, para evitar la activación.

Se presentan también otras reacciones más complejas para auxiliar la

depresión del sulfuro de zinc y se considera que el cianuro reacciona con

el sulfato de zinc para forma cianuro de zinc, el cual es relativamente

insoluble y se deposita sobre la superficie de la esfalerita, volviéndola

hidrofílica y evitando la adsorción del colector. Una reacción puede ser:

4224 )(2 SO NaCN  Zn NaCN  ZnSO +⇔+  

Del mismo modo, en una pulpa alcalina, también se forma

hidróxido de zinc (Zn(OH)2) el cual adsorbe los iones de cobre y se

deposita sobre la superficie de la esfalerita, impidiendo la adsorción del

colector. El uso del sulfato de zinc reduce de este modo el consumo decianuro y algunas veces se logra la depresión de la esfalerita sólo

utilizando ZnSO4.

También los sulfitos de sodio (NaSO3), tiosulfito (Na2S2O3), el

bisulfito (NaHSO3) y el hidróxido de amonio deprimen a los sulfuros de

zinc en forma similar que el cianuro.

En estas circunstancias el control del pH es extremadamente

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importante y la alcalinidad en este caso se controla mediante la adición

de cal, hidróxido de sodio, carbonato de sodio; etc.. La cal (CaO) por su

bajo precio, es el que más se utiliza para regular el pH de la pulpa y se

emplea en forma de lechada de cal, o sea una suspensión de partículas

de hidróxido de calcio (Ca(OH)2) en una solución saturada.

El empleo de cal evita los efectos adversos de las sales solubles

sobre la flotación, precipitándolas como hidróxidos metálicos, también

actúa como depresor de la pirita y arsenopirita.

Como en el caso del cobre, el ion hidróxido (OH -) y el ion calcio

(Ca++) participan en el efecto depresivo de la cal sobre la pirita formando

películas mezcladas de Fe(OH), Fe(OH)2, Fe(OH)3, sulfato de calcio

(CaSO4) y carbonato de calcio (CaCO3) sobre su superficie, reduciendo o

evitando de este modo la adsorción del xantato.

La cal no tiene efecto depresivo sobre los sulfuros de cobre, pero

sí en cierto grado deprime a la galena, plata y oro, por lo que en la

práctica común, en la flotación de galena (PbS) para el control de pH se

utiliza el carbonato de sodio para deprimir al Fe o pirita.

El mecanismo de colección de la galena es por quimisorción del

xantato, que en este caso puede ser el xantato isopropílico de sodio (Z-

11) o el xantato amílico de potasio (Z-6) de acuerdo a la reacción

O H S  PbX  H O X  PbS  222 22

12 ++⇔+++

+−  

O H  X  H O X  222 22

12 +⇔++

+−  

−+

++⇔+ 4)()()( OS  Na X  PbS  NaX  PbS  xadsorbido s s  

Para mejorar la recuperación de plata se suele adicionar el ditiofosfato

aerofloat 31 o el 242 o el tiocarbanilida aero 130.

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La selección del espumante adecuado también depende de la

complejidad de las menas tratadas y varía desde espumantes naturales

como el aceite de pino y el ácido cresílico, espumantes tipo alcohol y

espumante sintéticos hidrosolubles. Los espumantes más empleados son

el Dow250 o Dow1012, el MIBC (metil isobutil carbinol), el montanol 300,

etc.

Esquema general del proceso de Flotación de sulfuros complejos

de Cu-Pb-Zn.

R o u g h e r P b - C u S c v . P b - C u

C l e a n e r P b - C u

R e - c le a n e r P b - C u

R o u g h e r Z n S c v . Z n

C l e a n e r Z n

R e c l e a n e r Z n

R o u g h e r C u S c v . C u

C l e a n e r C u

R e - c l e a n e r C u

A l im e n t o

R e l a v ef i n a l

A c o n d i c io n a d o r Z n

A c o n d i c io n a d o r d es e p a r a c i ó n C u - P b

C o n c . C u

C o n c . P b

C o n c . Z n

    F    l   o    t   a   c    i    ó   n    B   u    l    k    C   u  -

    P    b

F l o t a c i ó n d e Z n

    F    l   o

    t   a   c    i    ó   n    d   e   s   e   p   a   r   a   c    i    ó   n    C   u  -    P

    b

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4. MARCO CONCEPTUAL

REACIVOS MÁS UTILIZADOS

Colector SF - 323 (Isopropil Etil Tionocarbamato)

 

El SF-323 es un reactivo relativamente estable en medios ácidos,

a pH alcalino.

Presenta una buena estabilidad en los rangos normales usados

en los procesos de flotación.

El SF-323 es un colector fuerte, más selectivo que los Xantatos y

ampliamente usado en la flotación de minerales sulfurados de

cobre en medio alcalino o neutro.

Su uso de debe normalmente debido a que su selectividad lo

hace adecuado para la flotación de sulfuros de cobre en

presencia de pirita y oro libre a pH alto; 10 a 11.5.

Las dosificaciones normales de SF-323 varían de 10 a 40 g/t de

mena alimentada al circuito.

Colector XAP ó xantato amílico de potasio

 

Es un producto que se aplica generalmente en aquellas

operaciones que requieren el más alto grado de poder colector.

Se usa en la flotación de minerales sulfurosos de cobre. Los

xantatos tienden a descomponerse en soluciones con un pHinferior a 6.0.

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Espumante MIBC (Metil-isobutil carbinol)

 

El MIBC, es usado ampliamente como espumante en la flotación

de minerales sulfurados de cobre y en la flotación de oro y plata.

Se utiliza también una mezcla con otros espumantes cuando se

requiere de una espumación más resistentes.

La velocidad de espumación del MIBC es mayor que la obtenida

con otros espumantes.

La práctica usual recomienda una dosificación entre 30 y 70 g/ton

de mineral alimentado al circuito.

Aplicaciones de la Cal en Flotación

 

Las plantas de procesamiento de minerales, usan cal comomodificador de pH.

El objeto de adicionar la cal en los procesos de flotación es para

ajustar el pH, cambiando las propiedades electroquímicas de la

pulpa, y así lograr una mejor acción de los reactivos espumantes

y colectores, mejorando la interacción del colector con la

superficie de mineral útil.

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CAPITULO III

PROCEDIMIENTO Y RESULTADOS

1.- PROCEDIMIENTO

1.1. PROCESO DE GRANULOMETRÍA Y MOLIENDA

• Determinamos la caracterización del mineral.

• seguidamente hallamos el volumen y total de bolas a

cargar en el molino de bolas (collar de bolas) para eso

dimensionamos el molino.

• Pesamos 1 kg. De mineral retenido en la malla # -6 .y lo

llevamos a molienda durante distintos tiempos 6, 8, 12 y 16

min. .. (1 kg. Para cada molienda)

• En seguida armamos una columna de tamices en el

siguiente orden: malla # 10 – 30 – 50 – 70 – 140 – 200 – ciega.

nº malla10305070

140200

-200

24

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1.2. PROCESO DE FLOTACION:

Para el Pb:

• Llevamos el mineral molido a la celda de flotación y

agregamos 2800 ml de agua.

• Pesamos 0.5 g. de ZnSO4 en 10 ml de agua destilada y lo

utilizamos para deprimir el Zn y así flotar el Pb.

• Tomamos la medida del pH inicial = 7 y agregamos 1 g. de

cal para subir el pH a 9.

• Le añadimos el espumante Dow Flor en una cantidad de

0.5 ml. Luego 0.512 g. de Z6.

• Paleteamos durante 5 min.

Para el Zn:

• Después de haber paleteado todo la espuma cargada con

plomo agregamos 4 ml de CuSO4 para activar el Zn más 500 ml

de agua para aumentar el colchón de espumas.

• Nuevamente 1g. de cal para subir el pH a 9 y 0.5 ml de

espumante Dow Flor, paleteamos y obtenemos concentrado de

Zn.

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2. RESULTADOS

2.1. Caracterización del mineral:

Mineral polimetálico de sulfuros metálicos en los que podemos

identificar:

El análisis aplicado al mineral a ensayar dio como resultado:

26

MINERALES METALGalena (PbS) plomo

pirita fierrocalcopirita cobre

arsenopirita arsénicoMarmatita (Zn,

Fe)S

zinc

Esfalerita (ZnS) zincsílice

METAL

LEY de cabeza

(%)plomo 4.34

zinc 4.93

fierro 9.27cobre 0.4

arsénico 0.083

 

Como el porcentaje de cobre es mínimos, no loconsideramos como metales valiosos.

La cantidad presente de arsénico no es la

suficiente como para afectar los procesos

siguientes.

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2.2. PROCESO DE GRANULOMETRÍA Y MOLIENDA:

Muestreo del mineral:

Peso de mineral 100 kg.

Chancado primario (chancadora de quijada) a ½ “.

Obtener 4 muestras de 1 kg cada una.

Determinación de la carga de bolas:• Dimensionamos el molido: que tiene un diseño de cilindrocon tapa, de diámetro, 24 cm con una altura de 16.4 cm

• Con las dimensiones, calculamos:

Vcilindro = área x altura= 3.1416 x 122 x 16.5= 7.46dm3

Vutil = 45% del volumen del cilindro= 7.46dm3 x 0.45= 3.359dm3

V bolas = 70% del volumen útil= 3.359dm3 x 0.7= 2.351 dm3

• Distribución en peso de la carga de bolas = 1/3 grandes,1/3 medianas, 1/3 pequeñas

• Teniendo como datos la densidad del acero (7.8 kg/dm3),calculamos el peso contenido en el volumen de bolas (18.24kg) y este valor lo dividimos entre 3, obteniendo:

• 6.08 kg de bolas grandes ()

• 6.08 kg de bolas medianas ()

• 6.08 kg de bolas pequeñas ()

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diámetro( plg )cantidad

( und )2 4

1 1/2 7

1 14

MOLIENDA:

Parámetros: la molienda se realizara bajo las mismas

condiciones de carga de bolas, despreciando el descaste por 

abrasamiento.

MUETRATiempo de

molienda (min)M1 6M2 8M3 12M4 16

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29

Chancado

 primario2" (100 kilogramos)

Chancado

secundario1/4 " (40 kilogramos

)

molienda

16 minutos

1kg

molienda

12 minutos

1 kg

molienda

8 minutos

1kg

molienda

6 minutos

1kg

chancado terciariomalla nº 6 ( 20

kilogramos)

FLOTACION

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RESULTADOS DE LA MOLIENDA

peso de muestra (gr )

nº malla 6 min 8 min 12 min 16 min

10 0 0 0 030 22 8 1 150 176 124 25 1270 130 130 68 32

140 252 150 53 51200 130 170 66 52-200 290 418 787 852

M1 M2 M3 M4total 1000 1000 1000 1000

DETERMINACION DEL TIEMPO ÓPTIMO DE MOLIENDA

Realizar análisis granulométrico a todas las muestras para

determinar el 80% de malla -200 (malla de control para la

galena).

M1 M2

malla peso (gr) f(x) G(x) F(x) malla peso (gr) f(x) G(x) F(x)

10 0 0 0 100 10 0 0 0 100

30 22 2.2 2.297.8

30 8 0.8 0.8 99.2

50 176 17.6 19.8 80.2 50 124 12.4 13.2 86.8

70 130 1332.8

67.2

70 130 1326.2

73.8

140 25225.2

58 42 140 150 1541.2

58.8

200 130 13 71 29 200 170 1758.2

41.8

-200 290 29 100 0 -200 41841.8

100 0

M3 M4

10 00 0 100

10 00 0 100

30 1 0.1 0.199.9

30 1 0.1 0.1 99.9

30

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50 25 2.5 2.697.4

50 12 1.2 1.3 98.7

70 68 6.8 9.490.6

70 32 3.2 4.5 95.5

140 53 5.314.

7

85.

3

140 51 5.1 9.6 90.4

200 66 6.621.3

78.7

200 52 5.214.8

85.2

-200 78778.7

100 0 -200 85285.2

100 0

  2.3. DEL PROCESO DE FLOTACIÓN:

MUESTRA mineral polimetálico plomo zinc----------------------------------------------------------------------------------------------------------

OBJETIVOS determinación tiempo de molienda óptimo / flotación diferencial

----------------------------------------------------------------------------------------------------------

PARAMETROS PARA EL PROCEDIMIENTO DE FLOTACION

31

OPERACIÓN

CONDICIONES REACTIVOS GR / TM

tiempo

min.

sólidos

pH G.E. NaCN ZnSO4 Z11 MIBC CuSO4 Z6 Cal Dicromato

de sodio

Proceso

acondicionamiento3 35 7 150

0

Proceso dedeprimir zinc 2.5 35 12 100 300

Recuperación de

plomo5 35 9 7.5 100 40

Proceso de

deprimir el plomo2 30 10 55

Activado de zinc 2.5 30 10.5 4.1 500

Recuperación de

zinc12 30 10.5 4.1 20 6

0

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CIRCUITO DE FLOTACIÓN USADO PARA LA

EXPERIMENTACIÓN

• Tener presente las mismas condiciones para todos los ensayos a

realizar, esto evitada que los resultados finales tengan un margen

de error grande.

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RESULTADOS:

M1

productoPESO PESO LEY contenido met. DISTRIBUCION

RATIOGRAMOS ℅ % PB % ZN Pb Zn % PB % ZN

CABEZA 1000 100.00 4.34 4.93 241.99 272.08

CONC. PB 40.23 4.02 14.25 4.26 5.73 1.71 2.37 0.63 24.86

CONC. ZN 48.03 4.80 2.15 12.8 1.03 6.15 0.43 2.26 20.82

RELAVE 911.74 91.17 25.8 28.98 235.23 264.22 97.20 97.11  

• Los pesos obtenidos en los concentrados son muy pobres.

• Las leyes de los concentrados son muy bajas.• La elevada ley del relave muestra una falta de liberación

del mineral valioso.

• El ratio presenta un valor muy elevado.

M2

productoPESO PESO LEY contenido met. DISTRIBUCION

RATIOGRAMOS ℅ % PB % ZN Pb Zn % PB % ZN

CABEZA 1000 100.00 4.34 4.93 93.50 117.49

CONC. PB 54.23 5.42 25.65 3.78 13.91 2.05 14.88 1.74 18.44

CONC. ZN 61.8 6.18 2.05 20.87 1.27 12.90 1.36 10.98 16.18

RELAVE 883.97 88.40 8.86 11.6 78.32 102.54 83.77 87.28  

• Los pesos obtenidos en los concentrados van aumentando

en relación a M1.

• Las leyes de los concentrados son más altas que en M1.

• La ley del relave disminuyo en relación a M1, mayor 

liberación del metal valioso.

• El ratio presenta un valor muy mas bajo.

M3

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productoPESO PESO LEY contenido met. DISTRIBUCION

RATIOGRAMOS ℅ % PB % ZN Pb Zn % PB % ZN

CABEZA 1000 100.00 4.34 4.93 43.40 49.30 100 100  

CONC. PB 70.283 7.03 48.72 5.36 34.24 3.77 78.9 7.64 14.23

CONC. ZN 78.403 7.84 1.8 49.28 1.41 38.64 3.25 78.37 12.75RELAVE 851.314 85.13 0.91 0.81 7.75 6.90 17.85 13.99  

• Los pesos obtenidos en los concentrados presentan

mejores valores que en M1 y M2.

• Las leyes de los son mejores que en M1 y M2.

• El relave presenta una baja ley en cuanto a los minerales

valiosos, una mejor liberación que en M1 y M2.

• El ratio presenta un mejor valor respecto a M1 y M2.

M4

productoPESO PESO LEY contenido met. DISTRIBUCION

RATIOGRAMOS ℅ % PB % ZN Pb Zn % PB % ZN

CABEZA 1000 100.00 4.34 4.93 47.84 52.34CONC. PB 81.26 8.13 46.82 4.32 38.05 3.51 79.53 6.71 12.31

CONC. ZN 85.98 8.60 1.9 44.78 1.63 38.50 3.41 73.56 11.63

RELAVE 832.76 83.28 0.98 1.24 8.16 10.33 17.06 19.73  

• Los pesos obtenidos en los concentrados son los más altos

de todas las muestras.

• Las leyes de los concentrados presentan una disminución a

comparación de M3.• La variación de la ley en los relaves presento una variación

• El ratio presenta el menor valor de todos los ensayos

realizados.

CAPITULO IVCONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

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CONCLUCIONES:

- El mejor tiempo de molienda de acuerdo a los ensayos realizados en

molienda se encuentra entre la muestra M3 y M4 según:

 

Específicamente el tiempo optimo de molienda para un pasante del 80 % demalla -200 seria: T = 0.1549 (80) + 1.4103 = 13.8 min

- El tiempo de molienda es un factor con una gran influencia en la flotación de

este polimetálico, es así que se puedo determinar lo siguiente:

• Un bajo tiempo de molienda no logra una buena liberación de los

minerales valiosos, esto lleva a una baja ley en los concentrados y una

alta ley en el relave.

• Un elevado tiempo de molienda conlleva a la obtención de un mayor 

peso en los concentrados pero sin variación apreciable en sus leyes,

esto a raíz que durante la flotación diferencial se floto material muy fino

(lamas) el cual actuo como un depresor del mineral valioso.

- La selección del mejor tiempo de acuerdo a los ensayos de flotación ratifican

los resultados obtenidos en molienda, dando como resultado que el tiempo de

molienda apropiado para una buena flotación diferencial se encuentra entre M3

y M4, dado que se obtiene relaves con baja ley.

RECOMENDACIONES:

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• Durante el desarrollo del procedimiento experimental es necesario la

utilización que instrumentación y equipos en perfecto estado y con un

mínimo margen de error, estos factores lograran reducir el error humano

generado por una mala implementación.

• Durante la molienda y flotación es necesario utilizar los mismos

parámetros en todos los ensayos o en su defecto disminuir al mínimo las

variaciones que puedan surgir durante dichas tareas.

CAPITULO V

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REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS

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