ISSN-e: 3006-9467; ISSN: 0016-7975 / 1011-9565
Concentración de minerales/Mineral concentration/Concentração mineral
Rubén Néstor Zambrana Martínez
Ing°Min°, Universidad Nacional “Siglo XX”. e-mail: ruben519@hotmail.com
Recibido: 16-2-16; Aprobado: 23-3-16
Catavi tails are sulfurous mineral waste; retreatment is currently underway to recover cassiterite (SnO2) by gravimetric process vibrating tables. Product of this activity the concluding tails are generated which contain: 0.20% to 0.25% Sn, 76.4% SO, sulfides such as pyrite minerals that can cause contamination, and others. To retrieve the final cassiterite tails, there have been five metallurgical tests at laboratory level: first 2 to establish the best gravimetric process, centrifugal concentration test results in table and sulphide flotation; and the other 3 tests were performed with regrinding to -65#, -100# and -150# Tyler. Metallurgical testing is recommended with regrinding to -100#; for the following reasons: 1) was improved recovery of 47.67% Sn to 67.53% Sn, and 2) in the flotation step is achieved separating 50% of S. It has also been determined the presence of potentially toxic elements: Hg 0.09 mg/kg, Cd <0.01%, 0.07% As, 0.03% Sb, and Pb 0.01%. Metallurgical indices obtained encourage the proposal to implement a pilot plant for two years and begin the retreat of the previous final tails grinding to -100#. After two years, it plans to expand to complete plant for 8 years and 1,200 t/day. We have obtained the following financial ratios: Investment cost estimated: US$ 9,840,908.00; VPN: US$ 667,323.17; IRR: 15.28%; B/C ratio: 1.60; payback: 6 years; project duration: 10 years. The results indicate that it is possible to perform the project
Os rejeitos de Catavi são resíduos mineiros sulfurosos; atualmente realiza-se o retratamento para recuperar cassiterita (SnO2) mediante processo gravimétrico em mesas vibrantes. Produto desta atividade geram-se as filas finais as quais contem: 0,20 % a 0,25 % de Sn, 76,4 % de SiO, sulfuretos como pirita que podem causar contaminação, e outros. Para recuperar a cassiterita dos rejeitos finais, efetuaram-se 5 provas metalúrgicas a nível laboratório: as 2 primeiras para estabelecer o melhor processo gravimétrico, resultando prova-a concentração centrifuga, em mesa e flutuação de sulfuretos; e as outras 3 provas efetuaram-se com remoagem a -65#, -100# e -150# Tyler. Recomenda-se a prova metalúrgica com remoagem a -100#; pelas seguintes razoes: 1) melhorou-se a recuperação do Sn de 47,67 % a 67,53 %, e 2) na etapa de flutuação conseguiu-se separar o 50% do S. Também se determinou a presença de elementos potencialmente tóxicos: Hg 0,09 mg/kg, Cd <0,01 %, As 0,07 %, Sb 0,03 %, e Pb 0,01 %. Os índices metalúrgicos obtidos alentam a proposta de implementar uma planta piloto para dois anos e iniciar o retratamento das filas finais prévia moagem a -100#. Ao cabo de 2 anos, propõe-se ampliar a planta completa para 8 anos mais e 1.200 t/dia. Obtiveram-se os seguintes índices financeiros: Custo de investimento estimado: US$ 9.840.908,00; VPN: US$ 667.323,17; TIR: 15,28 %; relação B/C: 1,60; payback: 6 anos; duração do projeto: 10 anos. Os resultados indicam que é possível levar adiante o projeto.
Casiterita, Cassiterita, Cassiterite, centrifugal concentration, colas-arenas, concentración centrífuga, filas-areias, concentração centrifuga, elementos potencialmente tóxicos, mineração do estanho, minería del estaño, mining waste, potentially toxic elements, residuos mineros, resíduos mineiros, retratamento, retratamiento, retreat, tails-sands, tin mining.
Citar así/Cite like this/Citação assim: Zambrana (2016) o (Zambrana, 2016).
Referenciar así/Reference like this/Referência como esta:
Zambrana M., R. N. (2016, abril). Retratamiento de colas finales planta C-4 de la mina de Catavi (Potosi-Bolivia); una propuesta técnica económica y ambiental. Geominas 44(69). 9-16.
El valor de las exportaciones de la industria minera en Bolivia para los años 2013 y 2014, ha sido de 3.051.462.598,00 y 3.905.614.830,00 dólares estadounidenses cifras consideradas importantes para la economía de Bolivia, y esto se debe principalmente a las excelentes cotizaciones de muchos metales en el mercado internacional y a los abundantes recursos minerales con que cuenta el país. En este contexto favorable para la industria minera, se requiere la implementación de proyectos sostenibles que contribuyan a su desarrollo.
Producto de la actividad minera desarrollada en muchos lugares de Bolivia (v.gr. Catavi, Huanuni, Viloco, Machacamarca, San José, El Cerro Rico de Potosí, etc.) en el transcurso de muchas décadas, han quedado enormes cantidades de residuos mineros (RM), calificados como pasivos ambientales mineros.
Estos residuos generalmente tienen dos características: (a) que aún contienen cantidades significativas de elementos valiosos como el estaño y otros de interés económico, y (b) que son muy ricos en sulfuros minerales (v.gr. pirita, pirrotina, etc.) los cuales pueden causar contaminación.
La tecnología mineral debe buscar dos objetivos: el obtener el mineral valioso con el mínimo impacto ambiental y lograr separar los materiales químicamente inestables de los inertes para facilitar la gestión de sus residuos.
El sitio minero motivo de investigación es la Planta C-4 localizada en el ex Ingenio Victoria, del distrito minero de Catavi, provincia Bustillos departamento de Potosí-Bolivia. La misma opera desde 1994 y se encuentra a cargo de la Cooperativa Minera Multiactiva Catavi-Siglo XX Ltda.
Mediante proceso metalúrgico en la planta C-4 se recupera casiterita (SnO2); el mismo consiste en un retratamiento gravimétrico de los residuos mineros (RM) sulfurosos llamados colas-arenas. Estos residuos son parte de los descartes del proceso de concentración de minerales que se llevó a efecto en el ex Ingenio Victoria, y que durante décadas se fueron acumulando.
Los residuos, según su tamaño se clasificaron en: colas-lamas, colas-arenas y granzas; las mismas fueron depositadas sin cumplir normas ambientales.
De acuerdo a la ley minera: para la remediación de pasivos ambientales, como es el caso de las colas-arenas; se debe estudiar alternativas de retratamiento metalúrgico con fines ambientales y socioeconómicos.
Es decir, mejorar la operación metalúrgica de la planta C-4 en términos de recuperación y ley (v. gr. casiterita) y con las utilidades realizar la mitigación ambiental.
Las colas-arenas son residuos mineros sulfurosos de gran volumen, en la tabla 1 se muestran el tonelaje y ley para el año 1987, que a la fecha ha disminuido aproximadamente en 1,5 millones de toneladas.
Tabla 1. Reservas de superficie. (Fuente: EMC, 1987).
Figura 1. Esquema de la problemática del RM de Catavi.
En la actualidad la planta C-4 retrata alrededor de 250 toneladas por día (TPD), con ley de cabeza de 0,41 % en peso de Sn y recuperación de 48 % (balance metalúrgico año 2010), estos índices han variado muy poco en los últimos años.
En el proceso se obtiene alrededor de una tonelada de concentrado, con ley aproximada del 51 % Sn en peso (producto comercial); esto significa que cerca de 249 t del residuo retratado es vertido cada día al río Catavi en forma de pulpa como desechos.
Los desechos se denominan colas finales, pero aún contienen estaño y otros elementos valiosos y, además, al provenir de las colas-arenas, continúan siendo residuos sulfurosos y que pueden generar drenaje ácido de rocas (DAR). Por tanto, se puede advertir que existen dos problemas (Figura 1):
Pérdida del mineral valioso en la operación de la planta C-4.
Generación de impacto ambiental, por el vertido de las colas finales al río.
Frente a este hecho, surge la necesidad de iniciar algunas medidas viables, y mejorar la práctica de la operación minera. Las medidas alternativas son desde dos puntos de vista: el metalúrgico y el ambiental.
Realizar el retratamiento metalúrgico de las colas finales, para recuperar casiterita.
Separar los sulfuros del RM, para su disposición adecuada según normas.
El proceso de estudio y análisis seguidos en esta investigación está representado dentro de un plan general de metodología, representado en la figura 2.
Figura 2. Metodología general.
El esquema metodológico está dividido en tres fases: la primera; es el estado de arte referido a la temática abordada, la segunda; el desarrollo de toda la fase experimental a nivel laboratorio, y la tercera; la obtención de resultados, procesamiento de resultados, y la formulación de la propuesta técnica-económica y ambiental.
Método experimental
Comprende el siguiente desarrollo: muestreo, caracterización del RM, pruebas metalúrgicas a nivel laboratorio y análisis químicos.
Muestreo: El método de muestreo, de las colas finales ha sido manual y la técnica similar al muestreador tipo Vezin, que consiste en cortar el flujo de corriente de las colas finales a 90°.
Este flujo que contiene el RM, es vertido sin ningún tratamiento al río Catavi, es decir, no cumple las normas ambientales vigentes. Se han efectuado dos muestreos: el primero para realizar dos pruebas metalúrgicas y establecer el mejor proceso gravimétrico de concentración y además realizar análisis químicos para el estudio ambiental; y el segundo muestreo para llevar a cabo otras tres pruebas metalúrgicas con remolienda a -65#, -100# y - 150# Tyler.
La primera muestra obtenida se ha llamado COMÚN y la segunda COMÚN-II. El tiempo de muestreo ha sido de 14 y 12 días respectivamente.
Caracterización del RM: Corresponde la caracterización física y química del RM. (Tablas 2 y 3).
Tabla 2. Caracterización Física del RM, COMUN.
Tabla 3. Caracterización Química del RM, COMUN.
Pruebas metalúrgicas: Las dos pruebas con la muestra COMÚN son:
· Concentración en mesa y flotación de sulfuros.
· Concentración centrífuga, en mesa y flotación de sulfuros.
·
La figura 3, muestra el flujograma que describe la prueba metalúrgica concentración centrífuga, en mesa y flotación de sulfuros, y consiste en:
· Clasificación a -65#, en tamiz vibratorio.
· Preparación de la pulpa a 25% sólidos.
· Preconcentración en el equipo Falcon, y de acuerdo al flujograma se obtienen tres preconcentrados.
· El preconcentrado total pasa a la mesa vibrante y se hace un repaso de las primeras segundas, y se obtienen dos concentrados.
· El concentrado total se lleva al proceso de flotación y se obtiene el concentrado final.
Las tres pruebas con la muestra COMÚN-II son: Concentración centrífuga, en mesa y flotación de sulfuros con remolienda a -65#.
Las otras dos pruebas también consisten en concentración centrífuga, en mesa y flotación de sulfuros, con remolienda a -100#, - 150# Tyler.
La figura 4, muestra el flujograma que describe la prueba metalúrgica concentración centrífuga, en mesa y flotación de sulfuros con remolienda; el proceso es muy parecido al flujograma de la figura 3.
En el mismo se ha implementado la sección remolienda. La preparación de la pulpa en esta etapa es de ~ 78 % sólidos.
Los flujogramas de los procesos, para remolienda a -100# y -150# son los mismos que en la figura 4.
Los análisis químicos por estaño, para las muestras de las pruebas metalúrgicas se han realizado de acuerdo a la Norma Boliviana NB, 352, 1980 actualizado a NB 1101004:2007. El método es volumetría. Los análisis químicos, la caracterización y la prueba SOBEK se han realizado en el Laboratorio de análisis químico Spectrolab (unidad descentralizada de la Universidad Técnica de Oruro, UTO) y Tecnología Química Canaza de Oruro. Y las pruebas metalúrgicas se efectuaron en el Laboratorio de Metalurgia de la UTO.
Los resultados del muestreo, la caracterización del RM, las pruebas metalúrgicas a nivel laboratorio y los análisis químicos, conducen a la formulación de la propuesta técnica-económica y ambiental como una alternativa al problema planteado.
Resultados de los muestreos: Las muestras obtenidas fueron: (a) Muestra COMÚN, 120 kg aproximadamente, (b) Muestra COMÚN-II, también esa cantidad.
La muestra COMÚN, se destinó para realizar: la caracterización y también determinar la mejor prueba metalúrgica. La muestra COMÚN-II, se dispuso para efectuar tres pruebas con molienda del RM. El análisis químico dio una ley de 0,25 % Sn en peso.
Resultados, caracterización del RM:
· Caracterización física: Se han obtenido los siguientes resultados:
o Análisis granulométrico; muestra COMÚN, la fracción -28# +65# contiene el 38,08 % del Sn, y en la fracción 150# se halla el 38,53 %. El d50 estimado es 65# (218 pm). Y los resultados de la muestra COMÚN-II corroboran.
o Densidad específica; 2,75
o Determinación de la humedad; de las colas finales 25 % en peso y su densidad 1,19 g/cm3.
Caracterización química: Se han obtenido los siguientes resultados:
o Análisis químicos por elementos pesados; de acuerdo a la tabla 4.
o Prueba SOBEK; tabla 5 para estudiar, si el RM es generador de DAR.
o Potencial Neto de Neutralización, (NNP), fue:
o NNP = 0,99 kg CaCO3/t; indica zona de incertidumbre, por tanto, se recomienda realizar la prueba geoquímica dinámica (PGD).
Resultados, de las pruebas metalúrgicas: Los resultados se refieren a los dos muestreos:
· Prueba metalúrgica, COMÚN (Tabla 6):
La prueba N° 2 se considera como la prueba con mejores índices metalúrgicos (IM).
· Prueba metalúrgica, COMÚN-II:
Desde el punto de vista metalúrgico (Tabla 7):
Las mejores recuperaciones se obtienen con remolienda a -65# y -100#, tabla 7.
La tabla 8, muestra que con remolienda a - 65# se obtiene una mejor ley para el concentrado.
Desde el punto de vista ambiental:
La tabla 9, indica que con remolienda a -100# se obtiene un mayor %Peso total de sulfuros, lo que implica una mejor separación del material contaminante.
Desde el punto de vista metalúrgico-ambiental, se recomienda realizar la remolienda a -100#.
Propuesta: La prueba concentración centrífuga, en mesa y flotación, ha reportado mejores IM en comparación a la prueba concentración en mesa y flotación, y ha servido para demostrar que una remolienda a -100# permite mejorar la ley y la recuperación de la casiterita; además se logra una mejor separación de los sulfuros.
Estos parámetros son la base para iniciar la implementación de un proyecto sostenible; y por consiguiente, se considera implementar como primera fase: el funcionamiento de una planta piloto, que retrate las colas finales durante dos años.
La segunda fase: al cabo de los dos años y una vez se confirme la factibilidad del proyecto, se recomienda la ampliación de las operaciones a 1.200 TPD durante ocho años. Entonces, la duración del proyecto es para diez años. La figura 5, ilustra la propuesta.
Análisis económico y financiero
Se presenta: costes e ingresos, balance de costes y la evaluación económica y financiera.
Costes e ingresos: Comprende los siguientes costes e ingresos:
· Coste total de inversión; para planta piloto y planta completa, US$ 9.840.908,00 y el coste financiero es US$ 15.039.460,00.
· Coste total de operación; también comprende para las dos fases, US$ 21.258.456,00.
· Ingreso neto por venta de estaño; para diez años que dura el proyecto, una cotización de 6,87 US$/lb- fina de estaño y de acuerdo al programa de producción un total de 7.713.215,81 lb-finas de estaño; se tiene previsto un ingreso neto de US$ 45.276.576,80.
Balance de costes: La tabla 10, muestra la diferencia de ingresos y egresos en los 10 años.
Evaluación económica y financiera:
· Valor actual neto; VAN = US$ 667.323,17
· Tasa interna de retorno; TIR = US$ 15,28 %
· Relación beneficio/coste; B/C = 1,60
· Periodo de recuperación del capital; PRC = 6 años
Los índices metalúrgicos obtenidos en laboratorio con la muestra COMÚN-II y remolienda a -100#, son ley del concentrado 57,20 % Sn y una recuperación total de 36,29 %. Estos se consideran aceptables para la fase a nivel laboratorio.
Con la remolienda a -100# se ha logrado mejorar la recuperación del Sn (en la Planta C-4), de 47,67 % a 67,53 %, que significa 19,86 % más de Sn recuperado.
Se ha confirmado la presencia de: Hg, As, Sb y Pb, como elementos potencialmente tóxicos (EPT).
Mediante la prueba geoquímica estática (PGE), se ha obtenido un NNP = 0,99 kg CaCO3/t, y corresponde a la zona de incertidumbre. La implementación de una presa de colas (PDC) en la fase planta piloto, servirá para mitigar la problemática del manejo y disposición final de los residuos de toda la operación.
Los resultados de la evaluación económica financiera en la fase experimental son alentadores, aun considerando una inversión muy fuerte destinada al Plan de manejo ambiental, como es: el 55 % del total que requiere el proyecto.
Se debe tomar especial atención a la operación de remolienda. Considerar un rango de 43 pm a 208 pm, para el tamaño de partículas.
Estudiar alternativas para la inertización del RM, que tiene un 76,4 % de cuarzo, y los posibles usos industriales que se le puede dar.
Realizar pruebas de los residuos para establecer si son generadores de DAR, por ejemplo, la PGD.
Estudiar el caso de los metales pesados peligrosos, para determinar si están disponibles al medio ambiente, y establecer si su presencia implica un riesgo ambiental.
Figura 3. Flujograma concentración centrífuga, en mesa y flotación de sulfuros (COMUN).
Figura 4. Flujograma que describe la concentración centrífuga, en mesa y flotación (COMÚN-II, -65#).
Tabla 4. Análisis químico por elementos pesados.
Tabla 5. Resultados, prueba geoquímica estática.
Tabla 6. Resultados de las dos pruebas (COMÚN).
Tabla 7. Recuperación (% en peso) vs tamaño de partículas.
Tabla 8. Ley (%Sn en peso) vs tamaño de partículas.
Tabla 9. % Peso total sulfuros vs tamaño de partículas.
Figura 5. Esquema, propuesta de investigación.
Tabla 10. Balance de costes, ingresos y egresos.
Figura 6. Flujograma propuesto, para planta piloto.
El autor agradece al Dr. Francisco Romero UNAM, Dra. Pura Alfonso UPC, al MSc. Octavio Hinojosa Carrasco, tutor y jefe de Laboratorio de Concentración de Minerales de la Universidad Técnica de Oruro-Bolivia, al Dr. Carles Canet UNAM revisión total, y la revisión del artículo a cargo de la Lic. Ruth Díaz Mejía, Departamento de Idiomas de la Universidad Nacional 'Siglo XX', Potosí-Bolivia.
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