MINERÍA la mejor puerta de acceso al sector minero MINERÍA / SEPTIEMBRE 2023 / EDICIÓN 552 59 para la muestra composito de cobre. La PCC se realizó para evaluar el rendimiento metalúrgico en equilibrio que podría anticiparse en una operación de flotación continua. Se desarrolló una prueba de ciclo cerrado en la muestra de cobre a un tamaño K80 de 250 µm. Para esta se utilizó un esquema básico de reactivos: se usó cal para regular el pH. PAX se utilizó como colector para los sulfuros de cobre y minerales auríferos en la etapa de flotación primaria y de limpieza. F549 y MIBC se usaron como espumantes. El concentrado primario de cobre se remolió antes de las etapas de limpieza a un tamaño k80 de 50 µm. En base a los dos últimos ciclos, los resultados indican que la recuperación de cobre y oro en el concentrado de limpieza de cobre fue 89% y 73%, respectivamente. Al combinar los resultados, la ley de cobre en el concentrado fue en promedio 42.6% de cobre y la ley de oro fue en promedio 3.9 g/t. El desplazamiento de hierro fue del 16.2%. Los resultados de la PCC se muestran en la Tabla 4. El cálculo del balance se realizó considerando la técnica Cycle-by-Cycle, que es relativamente sencilla. La estipulación principal es que, al igual que el método de cálculo de productos combinados, la alimentación de cada ciclo debe tener el mismo peso y deben ser muestras homogéneas, lo que significa que deben ser idénticas en composición mineralógica[27, 28]. El análisis de haber llegado a un estado estable se ha evaluado graficando la distribución de los elementos y el peso total en función del número de ciclo, tal como se muestra en la Figura 19. Es importante que la prueba de ciclo cerrado alcance el estado estable. Un análisis complementario es evaluar si la distribución del peso del concentrado ciclo por ciclo y la carga circulante. La recuperación de peso al concentrado final parece haber alcanzado un valor de equilibrio entre 4.6 y 4.8%, que se obtuvo en el tercer ciclo. Al mismo tiempo la carga circulante varió desde 1.24% en el primer ciclo hasta el valor final de 1.30%. Estas cargas circulantes son bastante aceptables y, considerando los niveles en una planta operativa, son notablemente bajas. Tabla 3. Energía para Remoler el Concentrado Primario de Cobre Table 3. Energy to Regrind the Copper Rougher Concentrate Nivel de Energía, kWh/t 0 5 10153060 K80, μm 80 61 49 41 32 19 By combining the results, the copper concentrate grade for copper was on average 42.6% copper, and the gold grade was on average 3.9 g/t gold. The iron misplacement was 16.2%. Results from LCT are shown in Table 4. The calculation of the balance was made considering the Cycle-byCycle technique, which is relatively straightforward. The major stipulation is that, like the combinedproducts method of calculation, the feed to each cycle must be the same weight and must be true samples, it means that they must be identical in mineral composition[27, 28]. The approach to steady state has been examined by plotting the distribution of elements and total weight as a function of cycle number in Figure 19. It is important that the locked cycle test reached steady state. A complementary analysis is to examine the distribution of the concentrate weight cycle by cycle and the circulating load. The weight recovery to the final concentrate appears to have reached an equilibrium value between 4.6 and 4.8 % and this was reached in the third cycle. At the same time the circulating load varied from 1.24% in the first cycle to the final value of 1.30%. These circulating loads are quite acceptable and considering the levels in the operating plant these circulating loads are remarkably low. There will be gold and silver credits in selling the copper concentrate. Buyer can pay for 97.50% of the final gold content, subject to a minimum deduction of 1 g/t. In the case of silver, the buyer can pay for 90.0% of the final silver content, subject to a minimum deduction of 30 g/t[29, 30]. Conclusions 1. The sample provided for study was of variable copper mineralization. The dominant sulphides minerals, comprised of a range of copper sulphides minerals (bornite, chalcopyrite and chalcocite) together with gold bearing minerals and pyrite. A small content of copper oxide mineral was detected. 2. Copper sulphides liberation, at primary grind sizings of 250μm K80 was acceptable, and was sufficient to ensure good copper recoveries to the rougher concentrate. Projected mineral liberation levels at the coarse size were also satisfactory indicating that rougher flotation circuit performance may be acceptable at this sizing. The majority of un-liberated copper sulphides occurred as simple binary structures with non-sulphide gangue. These interlocked particles still had, on average, enough copper
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