Optimización del rendimiento metalúrgico de un proceso de flotación por espuma mediante diseño de experimento factorial

Abstract

El presente trabajo fue desarrollado en las instalaciones de una planta concentradora por flotación de 4200 TMS/día de capacidad que trata un material mineral de zinc con contenido de carbón. Se utilizo 200 kg de muestra representativa de un material mineral que ingresará a la planta concentradora durante los siguientes meses. El material mineral de estudio tiene la siguiente composición química; 6.26% de Zn, 0.85% de Pb, 0.23% de Cu, 46.65 g/t de Ag, 29.97% Fe, 0.18% de ZnOx y 0.20% de PbOx. y una gravedad específica de 3.65. El estudio se centra en determinar las mejores condiciones de las variables de flotación, pH de la pulpa, granulometría de alimentación, dosis de espumante, dosis de colector, dosis de activador y porcentaje de sólidos en peso de la pulpa, que maximicen el valor económico del proceso de flotación a nivel de laboratorio (optimización). Para determinar el efecto de las variables de flotación de estudio sobre una o varias respuestas se realizó una serie de pruebas estándar de laboratorio (prueba estándar de flotación Rougher-Scavenger, Ro-Scv), cuya estructura sigue un diseño factorial fraccionado. Las variables de respuesta estudiadas son la ley de zinc en el concentrado Ro-Scv, la ley de fierro en el concentrado Ro-Scv y la recuperación de zinc en la flotación Ro-Scv. Mediante un análisis de varianza se determinó la significancia de los efectos de las variables de estudio y sus interacciones, y mediante una regresión lineal múltiple se desarrollaron los modelos estadísticos para la ley de zinc en el concentrado Ro-Scv, la ley de fierro en el concentrado Ro-Scv y la recuperación de zinc en la flotación Ro-Scv. Mediante los modelos estadísticos se hicieron 5 simulaciones; SIM 1 (Condiciones actuales de operación), SIM 2 (Máxima recuperación global de Zn), SIM 3 (Máxima ley de Zn en el concentrado final), SIM 4 (Máximo valor económico) y SIM 5 (Máximo valor económico sin modificar la molienda actual). Para todas las simulaciones se considera los mismos resultados metalúrgicos de la flotación de carbón y de la flotación de las etapas de limpieza. Para la etapa de flotación de carbón se consideró una recuperación en peso de 6.97%, y un desplazamiento de zinc y fierro de 3.51% y 3.79% respectivamente. Para las etapas de limpieza, se consideró una recuperación en peso de 24.25%, y una recuperación de zinc y fierro de 94.86% y 9.26% respectivamente. Considerando estos valores para la etapa de flotación de carbón y las etapas de limpieza se realizó los balances metalúrgicos del circuito global de todas las simulaciones. La SIM 1 dio un valor económico de 70.7 $/t tratada, la SIM 2 dio un valor económico de 72.4 $/t tratada, la SIM 3 dio un valor económico de 72.3 $/t tratada, la SIM 4 dio un valor económico de 72.7 $/t tratada y la SIM 5 dio un valor económico de 72.1 $/t tratada. La SIM 4 que da el mayor valor económico de 72.7 $/t tratada, implica una molienda más fina del alimento al circuito de flotación, 64% -200M. Sin embargo, debido a que aumentar la fineza de la granulometría de alimentación a un valor de 64% -200M podría causar una disminución del tonelaje tratado, con las condiciones actuales de la planta, la SIM 5 es la opción más conservadora. Comparando la SIM 5 con la SIM 1 (condiciones actuales) se tiene un margen positivo de 1.44 $/t tratada. Los resultados a nivel de laboratorio fueron llevados a nivel planta, y se evaluó los resultados de una semana bajo las condiciones actuales (SIM 1) y de una semana bajo las condiciones optimizadas (SIM 5), los resultados dieron un valor promedio de 70.8 $/t tratada para las condiciones actuales y un valor promedio de 72.7 $/t tratada para las condiciones optimizadas, dando un margen positivo promedio de 1.95 $/t tratada, lo que equivale $245,277 de ingreso económico adicional al mes.

The present work was developed in the facilities of a flotation concentrator plant with a capacity of 4200 DMT/day that treats a zinc ore with carbon content. 200 kg of ore representative sample is used that will enter the concentrator plant during the following months. The ore of study has the following chemical composition; 6.26% Zn, 0.85% Pb, 0.23% Cu, 46.65 g/t Ag, 29.97% Fe, 0.18% ZnOx and 0.20% PbOx. and a specific gravity of 3.65. The study focuses on determining the best conditions for the flotation variables, pulp pH, feed granulometry, frother dose, collector dose, activator dose and percentage of solids by weight of the pulp, which maximize the economic value of the flotation process at the laboratory level (optimization). To determine the effect of the study flotation variables on one or more responses, a series of standard laboratory tests were performed (Rougher-Scavenger, Ro-Scv, standard flotation test), which follows the structure of a fractional factorial design. The response variables studied are the zinc grade in the Ro-Scv concentrate, the iron grade in the Ro-Scv concentrate and the zinc recovery in the Ro-Scv flotation. Through a variance analysis, the significance of the effects of the study variables and their interactions was determined, and through multiple linear regression, the statistical models were developed for the zinc grade in the Ro-Scv concentrate, the iron grade in the Ro-Scv concentrate and zinc recovery in the Ro-Scv flotation. Using the statistical models, 5 simulations were made; SIM 1 (Current operating conditions), SIM 2 (Maximum overall recovery of Zn), SIM 3 (Maximum Zn grade of final concentrated), SIM 4 (Maximum economic value) and SIM 5 (Maximum economic value without modifying the current grinding). For all simulations, the same metallurgical results of the carbon flotation and the flotation of the cleaning stages are considered. For the carbon flotation stage, a weight recovery of 6.97%, and a zinc and iron displacement of 3.51 % and 3.79% respectively was considered. For the cleaning stages, a weight recovery of 24.25%, and a recovery of zinc and iron of 94.86% and 9.26% respectively was considered. Considering these values for the carbon flotation stage and the cleaning stages, the metallurgical balances of the global circuit were carried out of all simulations. SIM 1 gave an economic value of 70.7 $/t treated, SIM 2 gave an economic value of 72.4 $/t treated, SIM 3 gave an economic value of 72.3 $/t treated, SIM 4 gave an economic value of 72.7 $/t treated and SIM 5 gave an economic value of 72.1 $/t treated. SIM 4, which gives the highest economic value of 72.7 $/t treated, implies a finer grinding of the feed to the flotation circuit, 64% -200M. However, because increasing the fineness of the feed granulometry to a value of 64% -200M could cause a decrease in the treated tonnage, with the current plant conditions, SIM 5 is the most conservative option. Comparing SIM 5 with SIM 1 (current conditions) there is a positive margin of 1.44 $/t treated. The results at the laboratory level were taken to the plant level, and the results of one week under the current conditions (SIM 1) and one week under the optimized conditions (SIM 5) were evaluated, the results gave an average value of 70.8 $ /t treated for current conditions and an average value of 72.7 $/t treated for optimized conditions, giving an average positive margin of 1.95 $/t treated, which is equivalent to $245,277 of additional economic income per month.