153310302-informe-practicas-huari

8/13/2019 153310302-INFORME-PRACTICAS-HUARI

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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO

DEL PERÚ

FACULTAD DE INGENIERÍA

METALÚRGICA Y DE MATERIALES

“PRÁCTICAS PRE – PROFESIONAL REALIZADA EN LAEMPRESA MINERA - METALÚRGICA BERGMIN S.A.C. –

PLANTA CONCENTRADORA HUARI - LA OROYA”

ENERO - MARZO

INFORME DE PRÁCTICAS

PRE – PROFESIONAL

PRESENTADO POR EL ALUMNO: HUILCA RODRIGUEZ, Didí Paúl

PARA OPTAR EL GRADO DE BACHILLER DE

INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES

Huancayo – Perú

2011



2

A GR A DE CI MI E N T O

Agradezco a la empresa BERGMIN SAC. Por la oportunidad de

realizarme profesionalmente e involucrarme en el ámbito Laboral

Metalúrgico.

A la “UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERU” por

brindarme una formación Integral y de calidad. Frente a un mundo

competitivo y así desenvolverme y desempeñarme eficientemente en

nuestra área de trabajo que son en las compañías minero-

metalúrgicas existentes en nuestro país.

Así mismo al Ing. Néstor Huaroc feje de planta concentradora,

por haber compartido sus conocimientos y experiencias que me

fueron de mucha utilidad en estas prácticas pre-profesionales y a

cada uno de los trabajadores de la planta concentradora de Huari por

ser grandes amigos en el poco tiempo que he convivido con ellos,que culmine de manera satisfactoria.



3

RESUMEN

La planta concentradora HUARI gerenciada por contrato en la actualidad por

empresa BERGMIN S.A.C que trata tanto su propio mineral como de otras pequeños

mineros.

La planta metalúrgica tiene una capacidad de 50 TPD para procesar minerales

polimetálicos (CuFeS2 – PbS2 – ZnS), para lo cual cuenta con extenso cancha de mineral

en la parte superior para depositar el mineral que es traído de diferentes partes del Perú

que son tratadas por orden de campaña.

El tratamiento de los minerales comienza con el uso de la bocat que extrae de la

cancha el mineral con una ley de cabeza de %Cu 1.20, %Pb 9.80 y %Zn 11.80 y lo lleva a la tolva

de grueso (volumen 12.668 m3), previamente haber hecho un buen blending, que

próximamente es triturado por la chancadora de quijada para abastecer la tolva de finos

(volumen 23.88 m3) con una granulometría menor a ¾”.

En el circuito de molienda que es el verdadero corazón de una planta, la unidad

cuenta con 02 Molino: Molino primario Denver de 4’ x 4’ y un molino secundario Denver

de 3’ x 4’ que trabaja en circuito de remolienda en circuito cerrado con un hidrociclón

D10B con una carga circulante del 249%. Los variables a controlar en este circuito es que

la pulpa del mineral tenga una densidad de 1,600 Gr/Lt, con un porcentaje de solidos de

58% S malla -200 para obtener una buena recuperación en la flotación.

Comienza con el flotación diferencial es decir comienza flotando el concentrado

bulk (Pb –Zn), deprimiendo el zinc y posteriormente la separación de Pb –Zn.

Flotación Bulk (Pb – Cu) cuenta con 02 celdas serranas WS (rougher I -II) y un

banco de 5 celdas Denver distribuidos de la siguiente manera: 01 celdas rougher, 02

scavenger, 01 cleaner I y 01 cleaner II.

Flotación de Zinc cuenta con 01 acondicionador, dos celdas serranas WS

(rougher I -II) y un banco de 8 celdas Denver distribuidas de la siguiente manera: 04

scavenger, 02 cleaner I, 01 cleaner II y 01 cleaner III, la calidad del concentrado del Zinccon ley 49.30% obteniendo una recuperación del 74.55%



4

El circuito de separación Pb – Cu cuenta con un acondicionador y un banco de 6

celdas Denver distribuida de la siguiente manera; 01 rougher, 03 scavenger, 01cleaner

I, 01cleaner II obteniéndose concentrados cuyas leyes en Cu es 24.54% con

recuperación del 19.33% y en el de Pb es 52.55%. Con recuperación del 79.93%.

El concentrado ya tratado se deposita por medio de tuberías, a medida que esta

va llenándose en las cochas (áreas rectangulares de Volumen 30m3) hasta el llenado

total, donde se deja sedimentar el concentrado por un periodo de 3 días para ser

descochado en sacos de 60 Kg los cuales son volteados cada día hasta obtener una

humedad del 12 % por sedimentación para ser enviado al callao para su venta.

El relave procedente del proceso de flotación en la planta de Huari se deposita

en un área adecuado artesanalmente para este fin usando el método de aguas abajo

con leyes en el relave de 0.15 % Cu – 1.00% Pb y 1.15 % de Zn, sin la recirculación del

agua para su reutilización en la planta, previo tratamiento.

El consumo de agua es de 3 a 1 es decir que por cada tonelada de mineral

tratado se usa 3 toneladas de agua, para tal fin se tiene 2tanques reservorios

(87,34m3) de agua en la parte superior que satisface esta necesidad.

De igual manera planta concentradora de huari tiene infraestructura dividido en

áreas puntuales como comedor, oficinas, campamento tanto para trabajadores,

ingenieros y practicantes, mecánico y almacén de reactivos, todos los procesos ya

hablados se observa en el Flowsheet de la planta concentradora de Huari (ver la fig. 1).



procesar 5

"PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI"

FLOWSHEET CAPACIDAD 50TN

TOLVA DE

GRUESOS

GRIZZLY

CHANCADORA DE

QUIJADAS

TOLVA DE

FINOS OVERFLOW

HIDROCICLON D10B

UNDERFLOW

MOLINO DE

BOLAS 4X4

MOLINO DE

BOLAS 3X3

BOMBA 1

Rougher III SCAVENGER RELAVE BULK

ROUGHER I ROUGHER II BOMBA II

CONCENTRADO BULK CLEANER I

BOMBA 3

CLEANER II

CLEANER III

RELAVE GENERAL SCAVENGER CLEANER I

CLEANER II

BOMBA 4

ROUGHER II

Concentrado

zinc

ROUGHER I ACONDICIONADOR

ZINC

CLEANER III

Concentrado

PLOMO SCAVENGER ROUGHER

ACONDICIONADOR

Cu/Pb

CLEANER I

CLEANER II

Concentrado

cobre



OBJETIVOS ALCANZADOS

Identificar los circuitos de Chancado, Molienda y Flotación.

determinar las principales variables de operación en el

Circuito de chancado, molienda y flotación.

Evaluar la calidad del concentrado.



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INTRODUCCIÓN

Las prácticas pre-profesionales es el complemento más importante, a la formación

académica-profesional que el estudiante de Ing. Metalúrgica y de materiales requiere;

también cabe mencionar que el conocimiento y la experiencia adquirida aporta en gran

parte en la formación profesional de cada ser y con mucha dedicación realice estas

prácticas, que trae como resultado este informe.

El presente informe de prácticas pre-profesionales fue realizado en la planta

concentradora de Huari en el periodo de Enero a Marzo del presente año 2011 y consiste

en:

Evaluación y balance del circuito de chancado.

Evaluación del circuito de molienda.

Evaluación del circuito de flotación: Bulk – Zn; Cu – Pb

Con mención a decir que la planta concentradora opera mediante la vía clásica –

convencional de chancado, molienda y flotación procesando minerales sulfurados y

minerales oxidados, sin adquisición de nueva tecnología en ninguna de sus áreas ya que

cuentan con equipos no han sido renovados desde el año de 1986 cuando fueron

entregados a la UNCP por el banco minero.

El procesamiento de estos minerales polimetálicos (Pb-Cu-Zn), fue de manera

satisfactoria en la parte metalúrgica en cuanto a leyes alcanzadas en los concentrados de

Pb-Cu-Zn.

PESOS ENSAYES QUÍMICOS CONTENIDO METÁLICO RECUPERACION RATIO

TMS %

PESO %Cu %Pb %Zn Cu Pb Zn %Cu %Pb %Zn

Cabeza 50,00 100 1,20 9,80 11,80 0,60 4,90 5,90

Con. Cobre 0,47 0,95 24,54 4,00 4,80 0,12 0,02 0,02 19,33 0,39 0,38 105,80

Con. Plomo 7,50 14,99 2,70 52,25 13,10 0,20 3,92 0,98 33,73 79,93 16,64 6,67

Con. Zinc 8,92 17,84 2,60 7,10 49,30 0,23 0,63 4,40 38,66 12,93 74,55 5,60

Relave 33,11 66,22 0,15 1,00 1,50 0,05 0,33 0,50 8,28 6,76 8,42

Cab. Calc. 50,00 100 1,20 9,80 11,80 0,60 4,90 5,90 100 100 100



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El balance metalúrgicos es aceptable pero no la cual esperábamos recuperar en

estas prácticas pre-profesionales, como se observa la recuperación es baja tanto del Cu-

Zn y Cu con leyes comerciables pero se pudo mejorar.

A mi parecer para mejorar la calidad del concentrado se deberían de colocar una

chancadora secundaria giratoria o cónica en el circuito de chancado para obtener una

granulometría uniforme, y el método de clasificación trabajaría más eficiente en un nido

de clasificadores o el uso de una zaranda vibratoria de alta frecuencia.

En la parte flotación la mejor recuperación se halla mediante el uso de celdas

tubulares AMIMPRO y el uso de reactivos (colectores, espumantes y depresores) más

eficientes, con alimentadores de estos de caudal constantes, como lo hacen diversas

empresas minero-metalúrgicas como VOLCÁN, YAURICOCHA, PERUBAR, etc. Donde

obtienen resultados sorprendentes.

Con respecto al cuidado del medio ambiente, esta no se cumple y en

responsabilidad social si por el apoyo a los comuneros del pueblo de huari con respecto a

dar trabajo.Pero estamos muy lejos de llegar a cuidar el medio ambiente como ANTAMINA,

CONDESTABLE O CERRO LINDO en chincha que se usa agua del mar para sus instalaciones

por método de la OSMIOSIS INVERSA; o el uso del relave para ser cemento para afirmado.

Para ponernos al nivel de las demás universidades en nuestro país debemos de

comenzar con la palabra automatización, e implantarlo en nuestros procesos y volvernos

competitivos porque si seguimos así no nos sorprenda que se reinicie una operación de

minería marina en el Perú ya que está empezando en AFRICA. Espero que el presente

informe contribuya en la formación de otros profesionales en metalurgia.



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CAPITULO I

1. GENERALIDADES:

C O N T E N I D O

RESEÑA HISTORICA – UBICACIÓN – ACCESIBILIDAD GEOGRAFICA – ECOLOGIA – RECURSOS

HUMANOS – GEOLOGIA REGIONAL (CLIMA, HIDROGRAFIA) – ABASTECIMIENTO DE ENERGIA

ELECTRICA – MINERALIZACION (GALENA, CALCOPIRITA, PIRITA).

CAPITULO II

2. EQUIPOS Y MAQUINARIAS EN LA PLANTA CONCENTRADORA HUARI

INFRAESTRUCTURA – EQUIPOS Y MAQUINARIAS – AREAS DE PROCESAMIENTO DE MINERALES

CAPITULO III

3. ALMACENAMIENTO - TRITURACIÒN

ALMACENAMIENTO DE MINERALES (CANCHA DE MINERAL, BALANZA DE PESAJE) - SECCION

CHANCADO - TOLVA DE GRUESOS (UBICACIÓN, CAPACIDAD DE LA TOLVA DE GRUESOS,

GRAVEDAD ESPECÍFICA DEL MINERAL, VOLUMEN DE LA TOLVA DE GRUESOS) – GRIZZLY

(CAPACIDADDEL GRIZZLY, EFICIENCIA DEL GRIZZLY) - CHANCADORA DE QUIJADAS (TAMAÑO DE

ALIMENTACION, CARACTERISTICAS, CAPACIDAD, RADIO DE REDUCCION, EFICIENCIA DEL MOTOR ,

CONSUMO DE ENERGIA (CONSUMO TEORICO, CONSUMO PRACTICO, CALCULO DEL INDICE DE

TRABAJO) - FAJA TRANSPORTADORA 1 (CARACTERISTICAS, CALCULO DE LA LONGITUD, ANGULO

DE INCLINACION, VELOCIDAD Y CAPACIDAD DE LA FAJA) - TOLVA DE FINOS (VOLUMEN, DENSIDAD

APARENTE DEL MINERAL, CAPACIDAD DE LA TOLVA).

CAPITULO IV

4. SECCION DE MOLIENDA Y CLASIFICACION

AREA DE MOLIENDA - FAJA TRANSPORTADORA DEL MOLINO (CARACTERISTICAS, CALCULO DE LA

LONGITUD E LA FAJA, VELOCIDAD DE LA FAJA, CAPACIDAD DE LA FAJA) - MOLINO DE BOLAS #2



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(CARACTERISTICAS, RADIO DE REDUCCION, CALCULO DE LA ENERGIA SUMINISTRADA, CAPACIDAD

MAXIMA DE MOLIENDA, CALCULO DEL INDICE DE TRABAJO , VELOCIDA CRITICA , CAUDAL DE

PULPA (CALCULO DE PESO DE LA PULPA) , CAUDAL DE AGUA ) – MOLINO DE BOLAS 3

(CARACTERISTICAS , CALCULO DE ENERGIA SUMINISTRADA, CAPACIDAD MAXIMA DE MOLIENDA,

CALCULO DEL INDICE DE TRABAJO , VELOCIDA CRITICA , CAUDAL DE PULPA (CALCULO DE PESO DE

LA PULPA) , CAUDAL DE AGUA ) – HIDROCICLON (EFICIENCIA , D50) – BALANCE METALURGICO.

CAPITULO V

5. SECCION DE FLOTACION

CIRCUITO DE FLOTACION – FLOTACION BULK Pb – Cu (CELDA SERRANA 01, CELDA SERRANA 02,

BANCO DE CELDAS BULK) – FLOTACION Zn (ACONDICIONADOR, CELDA SERRANA 01, CELDA

SERRANA 02, BANCO DE CELDAS Zn) – FLOTACION SEPARACION Pb – Cu (ACONDICIONADOR 01,

ACONDICIONADOR 02, BANCO DE CELDAS SEPARACION Pb – Cu) – BALANCE METALURGICO

GENERAL DE CONCENTRADOS (CALCULO DEL TIEMPO DE FLOTACION) – BALANCE GENERAL DE

AGUA Y PULPA DE LA SECCION FLOTACION (CHANCADO, MOLIENDA, FLOTACION, RELAVE).

CAPITULO VI

6. REACTIVOS PARA LA FLOTACION

VARIABLES IMPORTANTES EN LA FLOTACION – REACTIVOS DE FLOTACION (COLECTORES,

ESPUMANTES, REGULADORES, DEPRESORES Y ACTIVADORES) – CALCULO PARA DETERMINAR LA

DOSIFICACION DE RECATIVOS DE FLOTACION.

CAPITULO VII

7. ABASTECIMIENTO, ELIMINACION DE AGUA Y DEPOSITO DE RELAVES

ABASTECIMIENTO DE AGUA (SISTEMA DE BOMBEO DE AGUA, CAPACIDAD, CONSUMO DE AGUA) –

ELIMINACION DE AGUA (OBJETIVOS, COCHAS DE FILTRACION Y RECUPERACION) – DEPOSICION

DEL RELAVE.

CAPITULO VIII

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

CONCLUSIONES – RECOMENDACIONES - BIBLIOGRAFIA



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CAPITULO I

ASPECTO GENERALES

1.1.- RESEÑA HISTORICA

La planta Concentradora HUARI inicia su tratamiento en el año 1980 administrado por

el Banco Minero del Perú, para el tratamiento de minerales provenientes de la pequeña

minería de la zona. En los años 90, esta planta concentradora pasa como donación a la

primera casa superior de estudios a la Universidad Nacional del Centro del Perú, con el

objetivo de implementar su programa académico de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales.

El proyecto minero de operación de la planta concentradora está dentro de las

actividades de la pequeña minería, como rige por la ley Nº 27651, que lo definen en la

condición de pequeño productor minero (Art. 10).

La planta Concentradora HUARI, sirve como centro de prácticas y experimentación

para estudiantes de la Universidad Nacional del Centro del Perú.

1.2.- UBICACIÓN GEOGRAFICA

La planta concentradora HUARI está instalado en el centro poblado de Huari,distrito de Huayhuay, provincia de Yauli – La Oroya en el departamento de Junín. Que



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está localizado aproximadamente a 1.5Km de la carretera central y 22Km de la ciudad de

oroya fig. (2).

Fig. (2)

LIMITA:

Por el norte Campamentos ferroviarios, hacienda Quiulla. Por el sur Rio Huari y anexo de Huashapampa. Por el oeste Carretera Central y rio Mantaro. Por el oeste anexo de Huari

1.3.- ACCESIBILIDAD

El acceso a la planta se realiza a través de la carretera central vía Lima – La Oroya

del Km 150, que existe una desviación de carretera que comunica a los distritos de

Huari, Huayhuay y Suitucancha, a 1 km de la desviación se encuentra la tranquera que

vendría ser la parte baja de la planta.



1. 1.4.- ECOLOGIA

En la zona de ubicación de la planta concentradora se crían ganado lanar y vacuno

además existiendo piscigranjas, y como flora tenemos los pastos naturales, arbustos de

quinuales y como sembrío tenemos el cultivo de papa, cebada y avena, y como entre

otros

1.5.- RECURSOS HUMANOS

Por lo expuesto que la zona de Huari no posee personal calificado para trabajos

eminentemente de operación de una planta concentradora ya que un porcentaje de la

población se dedica a la ganadería y agricultura en lo que concierne la mano de obra no

calificada como peones, lamperos, carretilleros y ayudantes de flotación, son

contratados por convenio del mismo lugar.

El personal calificado como los flotadores, mecánicos y electricistas. Son evaluados

por medio de un examen práctico y teórico aprovechando sus experiencias obtenidas en

otras plantas concentradoras. Contando con los servicios del Jefe de planta y un Jefe delaboratorio.

1.6.- GEOLOGIA REGIONAL

El distrito de Huayhuay se encuentra en la provincia metalogénica andina. Sus

rasgos geoestructurales actualmente provienen de las etapas finales del miogeosiviclinalandina que se fue desarrollando de centro a sur.

1.6.1.- CLIMA

La topografía de la zona es bastante irregular, las instalaciones de la planta y el

campamento se encuentra en un desnivel que varían de lo más alto de una altura de

3708m.s.n.m a lo más bajo de 3630m.s.n.m.



14

El clima de la zona es sumamente frígido propio de la región jalca o puna, como en

toda la sierra de los andes peruanos.

En el centro poblado de Huari se presentan dos estaciones climáticas bien

pronunciadas, la primera desde Abril a Octubre es la época seca y de heladas con

precipitaciones raras y la segunda desde Noviembre a Mayo es la estación húmeda con

precipitaciones frecuentes, tanto solidas (granizos) y como líquidos.

1.6.2.- HIDROGRAFIA

La planta concentradora cuenta con el abastecimiento de agua que proviene de un

manantial llamado Putaka ubicado a 1Km de la población de Huari que alimenta

mediante un canal de 0.5m de ancho por 0.5m de profundidad por una longitud de 3km

a un deposito ubicado en la parte baja de la planta del cual es bombeado a un reservorio

o tanque de un volumen de 85m3 de capacidad.

1.7.- ABASTECIMIENTO DE ENERGIA ELECTRICA

La energía eléctrica es suministrada por ELECTROCENTRO S.A. administrado desde

la ciudad de Tarma con supervisión de la sede zonal de la oroya. La potencia que llega a

la sub estación de la planta es de 250kw.

1.8.- MINERALIZACION

De acuerdo al estudio mineralógico del yacimiento de los minerales realizados que

trata la planta, se tiene como resultados minerales polimetálicos que contiene Plomo,

Cobre, Zinc, pirita aurífera y plata, obtenidas de los siguientes minerales básicos como:



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1.8.1.- GALENA (PbS)

Pb = 86%; S = 14% Es el mineral más común que se encuentran en los yacimientos mineros, que en

algunas ocasiones posee escamas microscópicas de minerales de plata.

Características:

Color Gris plomo.

Raya Gris oscuro.

Brillo Metálico intenso.

Exfoliación Cubica.

Dureza 2.5

Peso específico 7.6

1.8.2.- BLENDA (Esfalerita ZnS)

Zn = 67%; S = 33% También un m mineral común en los yacimientos, puede contener hierro.

Características:

Color Pardo azucarado rubio.

Raya Amarillo pardo.

Brillo Metálico, resinosa diamantino.

Exfoliación Cubico hexaquisoctaedrica.

Dureza 3.5 a 4.0

Peso específico 3.9 – 4.1



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1.8.3.- CALCOPIRITA (CuFeS2)

Cu = 34.57%; Fe = 30.54%; S = 34.89%

También un mineral común que encontramos en el yacimiento de la planta

concentradora.

Características:

Color Amarillo bronce o latón.

Raya Verdosa negra.

Brillo Metálico intenso.

Exfoliación Tetragonal – escalanoedrica.

Dureza 3.5 – 4.0

Peso específico 4.1 – 4.4

1.8.4.- PIRITA (FeS2)

Fe = 46.6%; S = 53.4% Es un sulfuro más frecuente y abundante, que encontramos en el yacimiento de la

planta concentradora.

Características:

Color Amarillo latón pálido, amarillo oro.

Raya

Negro grisáceo o negro pardusco.

Brillo Metálico brillante a centellante.

Exfoliación Cubico – diploedrica.

Dureza 6 – 6.5

Peso específico 5.0



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CAPITULO II

EQUIPOS Y MAQUINARIAS EN LA PLANTA CONCENTRADORA HUARI

2.1 INFRAESTRUCTURA

Pabellón de administración.

Campamento para practicantes y comedor.

Campamento para obreros.

Servicio de fuerza eléctrica.

Área de almacenamiento de minerales.

Área de almacenamiento de reactivos

Área de concentrados de minerales.

Área de mantenimiento mecánico.

Área de depósitos de relave.

Área de abastecimiento de agua.

2.2 EQUIPOS Y MAQUINARIAS

Tolvas de grueso.

Tolvas de finos. Chancadora primaria.



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Fajas transportadoras.

Molinos y clasificador (hidrociclón).

Alimentadores de reactivos.

Equipos para mantenimiento mecánicos. Equipos de soldar.

Equipos de corte.

Herramientas, etc.

Celdas serranas WS de flotación para concentrado Bulk y Zinc.

Bancos de celdas Denver para flotación Bulk, Zinc y Cobre.

Bombas Denver.

Cochas de concentrado y recuperación.

2.3 AREAS DE PROCESAMIENTO DE MINERALES

PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI

Area de Almacenamiento de minerales

(cancha de mineral de 1.5 Hectarea)

Area de trituracion chancadora de quijada ( set ½" a ¾")

Area de molienda molinos denver (55%s # - 200)

molienda: molino4x4 ft

remolienda: molino 3x4 ft Area de flotación

banco de celdas denver

flotación bulk

flotación Zinc

flotación separacion: Cu - Pb

Area de eliminación de agua (concentrados - relave)

15/03/2011



19

CAPITULO III

ALMACENAMIENTO – TRITURACIÓN

3. ALMACENAMIENTO DE MINERALES

3.1. CANCHA DE MINERALES

Comúnmente denominado CANCHA DE GRUESOS fig. (1a), en este lugar son

almacenados los minerales traídos de distintos centros mineros para su respectivo

procesamiento, está ubicado en la parte superior oeste de la Planta concentradora, en un

área de 1.5 hectáreas. El mineral bruto es almacenado de acuerdo a su composición

mineralógica, su procesamiento se realiza por campaña de acuerdo a al requerimiento delas empresas. Se almacena mineral de un tamaño aproximado que varía desde 20

pulgadas hasta 2-3 pulgadas: Los más gruesos son triturados manualmente usando

combos.

El traslado de mineral a la tolva de gruesos lo realizan los obreros con la ayuda

de 01 bocat fig. (1b), de una capacidad de 1000 Kilogramos por pala.



20

Fig. (1a) Fig. (1b)

3.1.1. BALANZA DE PESAJE:

Dentro de la Cancha de Gruesos se encuentra ubicada la Balanza de Pesaje tipo

plataforma esta balanza tiene capacidad de 50 toneladas y su función es registrar el

tonelaje de ingreso del mineral de las diferentes empresas mineras a la Cancha de

Gruesos. Fig. (3).

(3)Fig.



21

3.2. SECCION CHANCADO:

Es donde se reduce el tamaño del mineral para su procesamiento de un tamaño

promedio de 16” hasta ¾ a ½” previamente hecho ya un blending, son descargados

directamente a la tolva de gruesos de capacidad de 50 TM, con ayuda de la bocat.

La Planta Concentradora Huari, comprende de solo una etapa de trituración, que

consiste en una Chancadora de Quijadas tipo Blake, y de una zaranda estacionaria de ¾”

de abertura, el UNDER pasa de frente a la faja transportadora fig. (4).


ESQUEMA DEL CIRCUITO DE CHANCADO

15-mar-11

TOLVA DE

GRUESOS

GRIZZLY

CHANCADORA DEQUIJADAS

TOLVA DE

FINOS

MOLIENDA

Fig. (4)

3.2.1. TOLVA DE GRUESOS:

Es una caja metálica construido por planchas de acero de ¼” de espesor, que

descansa sobre una base de concreto armado, la Tolva de gruesos sirve como depósito, y

alimentador a la Chancadora de Quijadas, donde se da inicio al beneficio del mineral.



22

Esta Tolva de Gruesos está ubicada en la parte superior de la Planta, a un lado de la

Cancha de Gruesos, la alimentación a esta Tolva de Gruesos se realiza por la parte

superior de la misma mediante palas mecánicas. Fig. (5).

3.2.1.1. UBICACIÓN

Fig. (5)

Está ubicado en la parte superior de la planta concentradora continuo a la

cancha de gruesos, la alimentación de esta se realiza con ayuda de un BoCat por su parte

superior de la misma. El tamaño de las rocas de mineral no debe exceder de 16 ’’ de

diámetro caso lo contrario se reduce el tamaño usando una comba para que pueda

pasar tranquilamente la compuerta de la tolva de gruesos dirigida hacia la chancadora.

3.2.1.2 CAPACIDAD DE LA TOLVA

Para hallar la capacidad de la tolva se debe tener la gravedad específica del

mineral y el volumen de la tolva.



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3.2.1.3 DETERMINACION DE LA GRAVEDAD ESPECÍFICA

fiola.

Para determinar la gravedad específica del mineral, se ha utilizado el método de

G.e. = (M – P) / (W + M – P – S)

Dónde:

P = masa de la fiola seca.

M = masa de la fiola + la muestra.

W = masa de la fiola + agua.

S = masa de la fiola + agua + la muestra.

Para conocer la gravedad especifica del mineral de BERGMIN SAC. Se tomó 3

muestras con pesos diferentes; de 50, 75 y 100gr. A malla -10, con una fiola de 500ml.

PRUEBA pesos P M W S G.e

1 50 176,6 226,6 672,9 707,7 3,2895 2 75 176,6 251,6 672,9 726,1 3,4404 3 100 176,6 276,6 672,9 743 3,3445

G.e 3,3581

3.2.1.4 VOLUMEN DE LA TOLVA

La forma de la tolva de gruesos está

formada por tres áreas de distintas formas;

la primera es de forma rectangular, la

segunda es de forma trapezoidal y la tercera

es de forma prismática.



24

V1 = 105’’x107’’x36’’

V1 = 404460 pulg3

V2 = (105’’x50’’x 29.5’’) + (105’’x 50’’x 77.5’’)/2

V2 = 358312.5 pulg3

V3 = (105’’x 29.5’’x 10’’)/3

V3 = 10325 pulg3

V total = 404460 + 358312.5 + 10325

V total = 773097.5 pulg3

V total = 12.668 m3

Angulo de inclinación = Sen B = (50/93) = 0.53763441; B = 32.52º

Una vez hallado la gravedad específica del mineral y el volumen de la tolva

podemos determinar la capacidad teórica y práctica de la tolva de gruesos.

Capacidad Teórica = VT x G.e

Capacidad Teórica = 12.67m3 x 3.36

Capacidad Teórica = 42.5TMPD

Para hallar la capacidad práctica de la tolva consideramos un factor de 0.25menos de la capacidad teórica debido a los espacios muertos o vacíos entre los

minerales y paredes de la tolva.

Capacidad Practica = Cpa.Teor. X 0.75

Capacidad Práctica = 42.5 x 0.75

Capacidad Práctica = 31.9 TMPD



25

3.3. ZARANDA ESTACIONARIA (Grizzly):

Los minerales provenientes de las minas siempre poseen minerales finos y

gruesos, para no causar inconvenientes en el chancado se instala una zaranda

estacionaria, esta ayuda a una separación de finos y gruesos; los finos son denominados

UNDER y los gruesos OVER, esta zaranda está ubicada debajo de la boca de la tolva de

gruesos y encima de la chancadora fig. (6).

Medidas: 64’’ x 25’’ x 13.77’’

Angulo de inclinación: 22°

Abertura de la zaranda: 8 –

10mm

Fig. (6)



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3.3.1 CAPACIDAD DEL GRIZZLY

Dónde:

T = K *A*a

T = capacidad por hora (TC/H)

L = Área de la tamiz (m²).

A = Abertura de malla (cm.).

K = Factor de trabajo (depende de la abertura de la malla.

T = 20.53*1.032*0.8

T = 16.95 TC/H

3.3.2 EFICIENCIA DEL GRIZZLY

Dónde:

E = eficiencia de la clasificación.

e = % en peso del material clasificable en la alimentación.

v = % en peso del material clasificable en el rechazo.

E = 53.45 %

3.4. CHANCADORA DE QUIJADA (TIPO BLAKE):

Está formado por un marco pesado o un sólido bastidor que lleva una quijada fija y

otra móvil que esta es pivoteada con un movimiento oscilatorio por medio de juntas

abisagradas y brazos movidos por un eje principal y el cuerpo central o pitman sobre el

cual gira excéntricamente.

La conminación del mineral es debido al movimiento que posee la quijada móvil

que esta se aleja de la quijada fija permitiendo el avance del mineral triturado hacia la



27

parte inferior de la boca (SET), esta acción se repite hasta que el mineral triturado

abandone la descarga del chancado, este chancado debe tener una conminución de ½’’ a

¾” de granulometría Fig. (7).

Fig. (7)

3.4.1. TAMAÑO DE ALIMENTACION:

El tamaño de alimentación depende de las características del mineral, este no

debe exceder los 2/3 de la abertura de la entrada, si estos minerales son demasiados

grandes producen bóvedas dentro de la cavidad de trituración que disminuye la

producción, para ello daremos las dimensiones más acertadas con respecto al tamaño de

alimentación a este tipo de chancadora.

3.4.2. CARACTERISTICAS DE LA CHANCADORA DE QUIJADA:

Tipo BAKLE

Marca DELCROSA

Abertura de entrada 10'' x 16''

Abertura de salida 3/4'' x 16''

Potencia del motor 24Hp

r.p.m. 330

voltaje 440v

amperaje 30A

cos(ø) 0,85



28

3.4.3. CAPACVIDAD DE LA CHANCADORA

Para su cálculo de capacidad de esta chancadora se ha utilizado el métodoconocido; la ecuación de Taggart.

T = 0.6 x L x A

Dónde:

T = capacidad por hora (TCPH)

L = largo de la boca de entrada (pulg.).

A = ancho de salida (pulg.).

Reemplazando datos se obtiene.

T = 0.6 x 16 x 1

T = 9.6 TCPH

3.4.4. RADIO DE REDUCCIÓN

El radio de reducción de un mineral se obtiene entre la relación promedio del

mineral más grande con el tamaño promedio más pequeño de mineral, para este

resultado se tomó el análisis a criterio propio debido a la falta de mallas en la planta

metalúrgica.

Dónde:

F80 = tamaño promedio de partículas en la alimentación.

P80 = tamaño promedio de la partícula en el producto.



29

Para determinar el F80 y P80 del chancado, se hizo una tabla de distribución

granulométrica y se graficó fig. (8), de la chancadora para hallar el P80como el F80 y

calcular la eficiencia de la chancadora se halla en el siguiente tabla1.

TABLA1 DE DISTRIBUCION GRANULOMETRICA DE LA CHANCADORA DE QUIJADA BLAKE

DE LA PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI 15-03-11

TAMAÑO DE

PARTICULA

ALIMENTO A LA

TRIRURADORA

DESCARGA DE LA

TRITURADORA

N Malla micrones Retenido Acumula. pasante retenido Acumula. pasante

1 4" 101600 19.2 19.2 80.8 0 0 100

2 1 1/2" 38100 18.5 37.7 62.3 3.3 3.3 96.7

3 3/4" 19000 19.34 57.04 42.96 26.43 26.43 73.57

4 1/2" 12700 12 69.04 30.96 19.2 45.63 54.37

5 10" 1697 8 77.04 22.96 14.34 59.97 40.03

6 25 848 14.3 91.34 8.66 22.34 82.31 17.69

7 65 210 2.6 93.94 6.06 4.2 86.51 13.49 8 100 149 1.2 95.14 4.86 2.11 88.62 11.38

9 200 75 1.56 96.7 3.3 1.68 90.3 9.7

10 -200 -75 3.3 100 0 6.4 96.7 3.3

TOTAL 100 100

Para determinar el P80 se ha determinado por interpolación.

38100 – X = 96.7 - 80 38100 – 19000 96.7 – 73.57

X = P80 = 24309,68µ

Para determinar el P80 se ha determinado por interpolación.

101600 – X = 80.8 - 80

101600 – 38100 80.8 – 63.5

X = P80 = 98851.054µ



30

L

S

T

Reemplazando datos:

R = 98851.054/24309,68 = 4.07

Esto quiere decir que cada roca que entra a la chancadora se fragmenta en cuatropartes aproximadamente.

CURVAS DE DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA

DE PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI 100

90 80

70

60

50

40

30

20

10

0

1000 10000 100000 1000000

TAMAÑO DE PARTICULAS EN MICRONES

ALIMENTO A LA TRIRURADORA

DESCARGA DELATRITURADORA

fig. (8)

3.4.5. EFICIENCIA DEL MOTOR

Dónde:

E = Eficiencia del motorHp suministrado = Potencia practica

Hp instalado = Potencia teórica

E = 24 x 100 = 70.59%

34



31

3.4.6. CONSUMO DE ENERGIA

3.4.6.1. CONSUMO TEORICO

W = A x V x Cos ø x √3

1000 x TCPH

Dónde:

W = consumo de energía KW – hr

A = Amperaje del motor

V = Voltaje del motor

TCPH = Tonelaje

Cos ø = 0.85

w = 30 x 440 x 0.85 x √3

1000x9.6

W = 2. 024KW – h /Ton

3.4.6.2. CONSUMO PRÁCTICO

Para el cálculo se considera el amperaje consumido por la chancadora con agua y

sin carga tomando el promedio, en ambos casos se tiene:

Amperaje al vacío = 15A

Amperaje en operación = 20A

W = (20 – 15) x 440 x 0.85 x √3

1000 x 9.6



32

3.4.6.3. CALCULO DEL INDICE DE TRABAJO DE LA CHANCADORA

[ ]

√ √

WI = 2.024

10 - 10

√ 24309, 68µ √98851, 054µ

WI = 62.682 Kw-hr/Tn

3.5. FAJA TRANSPORTADORA GRANDE

La faja transportadora grande está ubicada a la salida de la Chancadora y sirve como

Alimentador a la Tolva de Finos, esta faja tiene una inclinación lateral para que no haya

pérdida de mineral. Fig. (9)

Fig. (9)



33

3.5.1. CARACTERÍSTICAS

FAJA GRANDE

longitud de eje 12,01

diámetro de polea 0,3

ancho de faja 0,453

altura de inclinación 3,3

marca pirelly vulcanizado

tipo flexible - 250

tiempo de vuelta 36

3.5.2. CALCULO DE LA LONGITUD DE LA FAJA

Dónde:

Lf = Longitud de la faja.

L = Longitud del eje de la faja.

R = Radio de la polea.

Lf = 2(12.01) + 2л (0.15)

Lf = 24.96 m.

3.5.3. ÁNGULO DE INCLINACIÓN DE LA FAJA

Altura AB = 3.32m.

Distancia AC = 12.01m



34

3.5.4. VELOCIDAD Y CAPACIDAD DE LA FAJA

3.5.4.1. VELOCIDAD DE LA FAJA

Dónde:

V = Velocidad.

E = Longitud de la faja.

T = tiempo.

Remplazando valores tenemos:

⁄

3.5.4.2. CAPACIDAD DE LA FAJA

Dónde:

A = Peso del mineral en Kg/ft de faja.

B = Longitud de la faja en pies.

C = Tiempo de una vuelta.

T = Tonelaje en TM.

Remplazando valores tenemos:



35

3.6. TOLVA DE FINOS:

El mineral ya triturado de la chancadora se deposita en una tolva de finos, que

sirve de alimentación al molino. La planta metalúrgica cuenta con dos tolvas de finos,

para esta campaña se ha utilizado la tolva de finos de forma cilíndrica en la parte

superior y de forma cónica en la parte inferior.

3.6.1. VOLUMEN DE LA TOLVA:

V1 = л x r2 x h

V1 = л x (1.98)2 x 1.2

V1 = 14,780 m3

V2 = (л x r2 x h) / 3

V2 = (л x (1.98)2 x 2.22) / 3 –

(л x (0.15)2 x 0.17) / 3

V2 = 9.10 m3

VT = V1 + V2

VT = 14,780m3 + 9.10 m3

VT = 23.88 m3

Hallando los ángulos x y B:

CosB = 1.83 / 2.75

B = 48.28º

X = 83.44º

3.6.2. DENSIDAD APARENTE

peso Vi Vf V muestra

100 500 532 32



36

D.a = m / V

D.a = 100 / 32

D.a = 3.125 g / cc

3.6.3. HALLANDO LA CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINO

Capacidad Teórica = VT x D.a

Capacidad Teórica = 23.9 m3 x 3.13

Capacidad Teórica = 74.6TMPD

Para hallar la capacidad práctica de la tolva consideramos un factor de 0.25 menos

de la capacidad teórica debido a los espacios muertos o vacíos entre los minerales y

paredes de la tolva.

Capacidad Practica = Cpa.Teor. X 0.75

Capacidad Práctica = 74.6 x 0.75

Capacidad Práctica = 55.9 TMPD



37

CAPITULO IV

SECCION DE MOLIENDA Y CLASIFICACION

4. ÁREA DE MOLIENDA:

Corresponde entre los límites de la Tolva de Finos hasta la salida del UNDER del

hidrociclón, dentro del área de molienda se realiza el acondicionamiento del mineral, con

agua y con algunos reactivos (depresores), la función principal de esta etapa es la buena

liberación del mineral para su posterior tratamiento de concentración por flotación se

representa de mejor manera en el siguiente diagrama ver la fig. (10).


ESQUEMA DEL CIRCUITO DE MOLIENDA

TOLVA DE

FINOS

OVERFLOW

HIDROCICLON 10B

UNDERFLOW

MOLINO DE

BOLAS 4X4

MOLINO DE

BOLAS 3X3

BOMBA 1

Fig. (10)



38

4.1. FAJA TRANSPORTADORA DEL MOLINO:

Esta faja transportadora alimenta al molino la carga medida y controlada por un

operador para ser alimentada al molino respectivamente fig. (11), la capacidad que se

alimenta al molino fue 7 – 8 kg por casa 15 segundos. Esta faja transportadora enlaza

la salida de la tolva de finos y la entrada al molino.

4.1.1. CARACTERISTICAS

FAJA PEQUEÑA

longitud de eje 2,41

diámetro de polea 0,43

ancho de faja 0,38

marca pirelly vulcanizado

tipo flexible - 150

tiempo de vuelta 60

Fig. (11)



39

4.1.2. CALCULO DE LA LONGITUD DE LA FAJA

Lf = 2L + 2лr

Dónde:

Lf = Longitud de la faja

L = Longitud de eje

R = Radio de la polea

Lf = 2L + 2лr

4.1.3. VELOCIDAD DE LA FAJA

V = e / t

Dónde:

V = Velocidad

he = longitud de la faja

t = tiempo

V = 6.171 / 60

V = 0.103m/s

4.1.4. CAPACIDAD DE LA FAJA

Cap = A x B x C x T

Dónde:



40

A = Peso del mineral en Kg, por pie de faja.

B = Longitud de faja en pies.

C = Tiempo de una vuelta en min.

T = Tonelaje en TMSPH.

4.2. MOLINO DE BOLAS Nº 2

La molienda constituye el paso final del proceso de reducción de tamaño, por

regla general, el problema consiste en reducir el género a un tamaño limite que se

encuentra normalmente entre malla 145 y 200; el análisis correspondiente se realiza

tomando muestras alternativas de las tres guardias, muestras de la descarga del

molino y del ciclón la mejor recuperación del mineral se realiza a un 58 % solidos de

malla -200, el molino de bolas 2 realiza el proceso de molienda primaria fig. (12).

Fig. (12)



41

4.2.1. CARACTERISTICAS

Molino Denver

Diámetro, ft 4 Largo, ft 4

Dientes Catalina 148

Dientes Piñón 16

f polea del motor, pulg. 8,86

f polea del volante, pulg 36,22

N° de Chaquetas 25

Altura del Lifter, cm 7

22 chaquetas de: 62Kg c/u

3 chaquetas de: 39Kg c/u

D interno lifter-lifter 46pulg.

4.2.2. RADIO DE REDUCCIÓN


mineral más grande con el tamaño promedio más pequeño de mineral.

Formula:

Dónde:

R = F80 / P80

F80 = tamaño promedio de partículas en la

alimentación.

P80 = tamaño promedio de la partícula en el

producto.



43

a. Hallando F80 del alimento

19050 – X = 100 – 80

19050 – 12700 100 – 69.08

X = F80 = 14942,63µ

b. Hallando P80 del producto.

848 – X = 97.35 – 80

848 – 210 97.35 – 74.7

X = P80 = 359,29µ

c. Hallando el radio de reducción:

R = 14942,63µ / 359,29µ

R = 41,59

4.2.3. CALCULO DE LA ENERGIA SUMINISTRADA:

W = A x V x Cos ø x √3

1000 x TPH

Dónde:

W = consumo de energía Kw – hr.

V = voltaje del motor.A = Amperaje del motor.

TCPH = tonelaje.

Cos ø = 0.85

W = 48 x 440 x 0.85 x √3 = 15.668Kw –

h /Ton 1000 x 1.985



44

4.2.3.1. CAPACIDAD MAXIMA DE MOLIENDA:

Capmax = 60 x 0.746 / 15.668

Capmax = 2.86TCPH

4.2.3.2. CÁLCULO DEL INDICE DE TRABAJO:

W = Wi 10 10

1/2 1/2

(P80) (F80)

15.668= Wi 10 10

1/2 1/2

(359,29µ) (14942,63µ)

Wi = 35,149 Kw - hr/TC

4.2.4. VELOCIDAD CRÍTICA:

VC = 76.63

√D

Dónde:

VC = velocidad critica en rpm.

D = Diámetro en pies.

VC = 76.63

√4 VC = 38.32rpm



45

4.2.5. CAUDAL DE PULPA:

Densidad de pulpa 1.9 kg / lt; TM / m3

% sólidos 35.1%

TM de sólidos 1.9 x (35 / 100) = 0.665 TM de solidos

volumen de pulpa

(Se tiene 1.8TMPH)

Vp = (1m3 / 0.665) x 1.8

= 2.7 m3

caudal de pulpa 2,7 m3 / h

4.2.5.1. CALCULO DEL PESO DE LA PULPA:

D = W / V, donde W = D x V

(D = densidad, W = peso, V = volumen)

Peso de la pulpa = 2.0 x 2.57 = 5.14 TM

Peso de sólidos = 1.8 TM

4.2.6. CAUDAL DE AGUA:

Peso de pulpa (Wp) = peso de sólidos (Ws) + peso de agua (Wa).

Por lo tanto el peso de agua = 5.14 – 1.8 = 3.34 TM Como la densidad del agua es

1, entonces peso = volumen; El caudal de agua contenida en la pulpa = 3.34 m3 / h

4.3. MOLINO DE BOLAS Nº 3 (REMOLIENDA)

4.3.1. CARACTERISTICAS:

Molino Denver

Diámetro, ft 3



46

Largo, ft 5

Dientes Catalina 148

Dientes Piñón 16

f polea del motor, pulg 8,86 f polea del volante, pulg 36,22

4.3.2. RADIO DE REDUCCION:


mineral más grande con el tamaño promedio más pequeño de mineral.

Formula:

Dónde:

R = F80 / P80

F80 = tamaño promedio de partículas en la alimentación.

P80 = tamaño promedio de la partícula en el producto.

ALIMENTO DESCARGA

MALLAS micrones alimento descarga %peso Acum. (+) Acum. (-) % peso Acum. (+) Acum. (-)

3/4'' 19050 0 0 0 0 100 0 0 100

1/2'' 12700 0 0 0 0 100 0 0 100

3/8'' 9375 0 0 0 0 100 0 0 100

1/4'' 6350 0 0 0 0 100 0 0 100

10 1697 0 0 0 0 100 0 0 100

16 1200 3,34 0,85 0,38 0,38 99,62 0,08 0,08 99,92 25 848 14,27 1,83 1,61 1,99 98,01 0,16 0,24 99,76

65 210 215,35 135,75 24,33 26,32 73,68 12,17 12,42 87,58

100 149 204,16 232,89 23,07 49,39 50,61 20,89 33,30 66,70

140 105 171,67 262,05 19,40 68,79 31,21 23,50 56,81 43,19

200 75 95,20 123,58 10,76 79,55 20,45 11,08 67,89 32,11

325 41 89,87 137,52 10,15 89,70 10,30 12,33 80,22 19,78

-325 91,14 220,52 10,30 100,00 0,00 19,78 100,00 0,00

885,01 1114,99 100 100,00



47

p e s o

CURVAS DE G-G-S:

100

90

80

70

60

50

40

30 ALIMENTO

20 DESCARGA

10

0 1 10 100 1000 10000 100000

tamaño en micrones MOLINO 3X4 HUARI

a) Hallando F80 del alimento

848 – X = 98.01 – 80

848 – 210 98.01 – 73.68

X = F80 = 375.79µ

b) Hallando P80 del producto.

210 – X = 87,58 – 80

210 – 149 87,58 – 66.7

X = P80 = 158.66µ

c) Hallando el radio de reducción:

R = 375.75 / 158,66

R = 2.37



48

4.3.3. CALCULO DE LA ENERGIA SUMINISTRADA:

W = A x V x Cos ø x √3 1000 x TPH

Dónde:

W = consumo de energía Kw – hr.

V = voltaje del motor.

A = Amperaje del motor.TCPH = tonelaje.

Cos ø = 0.85

W = 23 x 440 x 0.85 x √3

1000 x 1.99Ton/h

W = 7.49 Kw – h /TC

4.3.3.1. CAPACIDAD MAXIMA DE MOLIENDA:

Capmax = 60 x 0.746 / 7.49

Capmax = 5.98 TCPH

4.3.3.2. CÁLCULO DEL INDICE DE TRABAJO:

7.49 = Wi

10 10

1/2 1/2

(158.66µ) (375.79µ)

Wi = 26,938 Kw - hr/Ton



49

4.3.4. VELOCIDAD CRÍTICA:

VC = 76.63

√D

Dónde:

VC = velocidad critica en rpm.

D = Diámetro en pies.

VC = 76.63

√3

Vc = 44.24 RPM

4.3.5. CAUDAL DE PULPA:

Densidad de pulpa 1.6 kg / lt; TM / m3

% sólidos 61.79% TM de sólidos 1.6 x (61.79/ 100) = 0.99 TM de solidos

volumen de pulpa

(Se tiene 2.2 TMPH)

Vp = (1m3 / 0.99) x 2.2

= 2,22 m3

caudal de pulpa 2,22 m3 / h

4.3.5.1. CALCULO DEL PESO DE LA PULPA: D = W / V, donde W = D x V

(D = densidad, W = peso, V = volumen)

Peso de la pulpa = 1.6 x 2.22 = 3.56 TM

Peso de sólidos = 2.2 TM



50

4.3.6. CAUDAL DE AGUA:

Peso de pulpa (Wp) = peso de sólidos (Ws) + peso de agua

(Wa).

Por lo tanto el peso de agua = 3.56 – 2.2 = 1.36 TM Como la densidad del agua es

1, entonces peso = volumen;

El caudal de agua contenida en la pulpa = 1.36 m3 / h

4.4. CLACIFICACION DEL CICLON

Su fin es seleccionar las partículas gruesas de las finas teniendo en cuenta un

tamaño de corte, las partículas finas van hacia el over del ciclón y los gruesos van hacia el

under, debido a una presión se realiza la separación. El mineral grueso es transportado a

un molino de 3’’ x 5’’.

4.4.1. EFICIENCIA DEL CICLON:

Para calcular la eficiencia del ciclón en primer lugar analizaremos

granulométricamente la descarga del molino, el over del ciclón, el under y carga

circulante.



51

P E S

PESOS FEED OVER UNDER

malla micron Feed over under % peso Ac (+) Ac (-) % peso Ac (+) Ac (-) % peso Ac (+) Ac (-)

3/4' 19050 0 100 100 100

1/2' 12700 0 100 100 100

3/8' 9375 0 100 100 100

1/4' 6350 0 100 100 100

1 1697 0 100 100 100

1 1200 10,4 1,27 2,99 0,8 0,82 99,18 0,34 0,34 99,66 0,33 0,3 99,67

2 848 23,0 1,45 13,61 1,8 2,63 97,37 0,38 0,72 99,28 1,52 1,8 98,14

6 210 282,82 23,23 159,97 22,2 24,85 75,15 6,14 6,86 93,14 17,88 19,7 80,26

100 149 211,16 21,69 212,97 16,5 41,44 58,56 5,73 12,59 87,41 23,81 43,5 56,46

140 105 221,80 48,73 191,64 17,4 58,86 41,14 12,88 25,47 74,53 21,42 64,9 35,03

200 75 93,7 50,27 110,07 7,3 66,23 33,77 13,29 38,75 61,25 12,30 77,2 22,73

325 41 176,36 68,24 88,29 13,8 80,08 19,92 18,03 56,79 43,21 9,87 87,1 12,86

-325 253,53 163,51 115,06 19,9 100 0,00 43,21 100 0,00 12,86 10 0,00

1272,9 378,39 894,61 10 100 100

CURVAS DE EFICIENCIA CLASIFICACION:

100

90

80

70

60

50

40

30

20

10

0

10 100 1000 10000

CICLON D10 HUARI MICRONES

4.4.2. CARGA CIRCULANTE

La carga circulante = 2.49 x 100 = 249%

Entonces el tonelaje de la descarga del molino es: 2.49 x 1.8 = 4, 482 TM



52

d50=130µ

R e c u p e r a c i ó n : %

4.4.3. D50 DEL CICLON

Durante la clasificación se produce una separación de partículas finas y gruesas. El

d50, o tamaño crítico, representa el límite de corte (clasificación) entre los finos y los

gruesos, por lo que los tamaños de partículas mayores del d50 pasaran a las arenas de

retorno o gruesos (underflow) y las partícula menores del d50 se dirigen al rebose,

(overflow).

Para el cálculo del d50 tendremos que hacer uso de las curvas de partición para el

rebose y descarga del ciclón, para lo cual utilizaremos la relación siguiente:

ux

Ea = U f

x

dónde:

u: % en peso retenido ( U / F ), en la malla x

f: % en peso retenido del alimento, en la malla x.

U, % en peso del (U/F), respecto al alimento del ciclón.

Esto se gráfica y obtenemos el diagrama de tromp, que se calcula de esta manera el d50

del hidrociclon de la planta concentrado de huari a continuación la gráfica y el d50.

100

CURVAS DE EFICIENCIA EN CLASIFICACIÓN HUARI

Hidrciclón D10

Underflow

75 Overflow

50

25

d50=130µ 0

10 100 1000 10000 100000

Tamaño de Partícula: Micrones



53

CAPITULO V

5. CIRCUITO FLOTACIÓN:

Es el proceso metalúrgico que sirve para la separación de las especies valiosas

contenidas en un mineral del material estéril. Para lograr una buena separación es

necesaria que estas especies valiosas sean liberadas del material estéril, esto se logra

moliendo el mineral en circuitos de molienda. La separación se realiza añadiéndose agua

formándose una pulpa en donde las partículas sólidas se mantienen en suspensión por

medio de unos agitadores diseñados especialmente para este caso. La planta de Huari se

caracteriza por tratar diferentes tipos de minerales en el periodo que se estuvo

realizando las prácticas se trataron minerales que contenían cobre, plomo y zinc; como

también minerales que sólo contenían plomo, plata y zinc; para tratar este tipo de

mineral solo se utilizaron los circuitos de flotación de Pb y Zn. Mientras que para los

primeros ya mencionados se utilizaba los tres circuitos: Bulk, Zn y separación Pb-Cu, esto

se observa en el grafico (13).



54

CLEANER II

ALIMENTO Rougher III SCAVENGER RELAVE BULK

ROUGHER I ROUGHER II BOMBA II

CONCENTRADO BULK CLEANER I

CIRUCITO DE

FLOTACION BULK

BOMBA 3

CLEANER II

CLEANER III

RELAVE GENERAL SCAVENGER CLEANER I

BOMBA 4

ROUGHER II ROUGHER I ACONDICIONADOR

ZINC

CLEANER II Concentrado

zinc CIRCUITO DE

FLOTACION DEL ZINC

CLEANER III

Concentrado

PLOMO SCAVENGER ROUGHER

ACONDICIONADOR

Cu/Pb

CLEANER I

CIRCUITO DE SEPARACION

COBRE - PLOMO

Concentrado

cobre

Grafico (13) circuito de flotación bulk, Zn y de separación de Pb - Cu



55

Flotación

Rougher Bulk II

Flotación

Rougher Bulk I

5.1. CIRCUITO DE FLOTACIÓN BULK Pb-Cu

Este circuito consta de una celda unitaria, dos celdas serranas y un banco de 6

celdas Denver. En este punto sucede la flotación bulk, en caso que el mineral tengaplomo, cobre y zinc o también la flotación de minerales que contengan solo plomo,

plata y zinc. El concentrado final del bulk (Cu-Pb) gráfica (14), es bombeado al circuito

de separación Pb-Cu obteniéndose dos productos como concentrado cobre y como

relave el plomo.

"PLANTA CONCENTRADORA HUARI" ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN CONCENTRADO BULK

15-mar-11

Mineral Rougher III SCAVSENGER Relave

Fresco Bulk

ROUGHER I ROUGHER II BOMBA 2

Concentrado

Bulk CLEANER I

CLEANER II

CLEANER III

Gráfica (14)



56

5.1.1. CELDA SERRANA 01

CELDA SERRANA Nº1

Marca serrana

Dimensiones 6’x7’

Nº de impulsor D-30

RPM 556

Diámetro de volante 16 in.

Diámetro de eje 3 in.

DESCRIPCIÓN DEL MOTOR

Marca DELCROSA Hp 20

RPM 1760

Amperios 24.5

Nº de canales de polea 3

Faja Nº B-185



57

5.1.2. CELDA SERRANA 02

CELDA SERRANA 02

Marca -------


RPM 556

Diámetro de volante 18 1/2 in.


Marca DELCROSA

Hp 7.5

RPM 1750 Amperios 7.5

Diámetro de polea 5 in


Faja Nº A-75



58

4.1.3 BANCO DE CELDAS Bulk

BANCO DE CELDAS Bulk

Marca Denver

Dimensiones 32’’x32’’

Nº de celdas 6



Marca DELCROSA

Nº de motores 3

Hp 7.5 RPM 1750

Amperios 13



59

Flotación

Rougher Bulk II

Flotación

Rougher Bulk I

5.2. CIRCUITO DE FLOTACIÓN Zn

En este punto se trata el relave de la flotación Bulk (Cu-Pb) o también el relave

de la flotación de Plomo-plata. El circuito consta de un acondicionador, dos celdasserranas y un banco de 8 celdas Denver grafica (15).

El producto final es el concentrado de zinc y su relave es el relave general de

todo el proceso de la planta.

"PLANTA CONCENTRADORA HUARI"

ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN CONCENTRADO ZINC 15-mar-11

Relave

Bulk

ACONDICIONADOR ROUGHER I ROUGHER II

CLEANER I SCAVENGER Relave

zinc

Concentrado

zinc CLEANER II

CLEANER III

Grafica (15)



60

5.2.1. ACONDICIONADOR

ACONDICIONADOR

Marca -------





Marca DELCROSA

Hp 20

RPM 1760 Amperios 24.5



Faja Nº B-180



61

5.2.2.CELDA SERRANA Nº 1

CELDA SERRANA Nº 1

Marca -------





Hp 20

RPM 1760

Amperios 24.5 Diámetro de polea 4 in


Faja Nº B-180



63

5.2.4. BANCO DE CELDAS Zn

BANCO DE CELDAS Zn

Marca Denver


Nº de celdas 8




Marca DELCROSA Nº de motores 4

Hp 7.5

RPM 1740

Amperios 11.3

Diámetro de polea 5.0

Nº de faja B-180



64

Flotación

Rougher Bulk II

Flotación

Rougher Bulk I

5.3. CIRCUITO DE FLOTACIÓN (SEPARACIÓN Cu-Pb)

En este punto se trata el concentrado Bulk mediante su separación, haciendo

flotar al cobre y deprimiendo al plomo.

Este circuito consta de dos acondicionadores y un banco de 6 celdas Denver.

Poniéndose en operación solo cuando la planta trata minerales que contengan

cobre, plomo, zinc. Ver grafica (16).

"PLANTA CONCENTRADORA HUARI"

ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN SEPARACION Cu- Pb

15-mar-11

Concentrado ROUGHER SCAVENGER CONCENTRADO

Bulk PLOMO

CLEANER I

CLEANER II

CONCENTRADO

COBRE

Grafica (16).



65

5.3.1. ACONDICIONADOR Nº1

ACONDICIONADOR Nº1

Marca -------





Marca ASEA

Hp 7.5

RPM 1750 Amperios 11



Faja Nº B-180



66

5.3.2. ACONDICIONADOR Nº2

ACONDICIONADOR Nº2

Marca -------





Hp 7.5

RPM 1740

Diámetro de polea 4 in Nº de canales de polea 3

Faja Nº B-180



67

5.3.3. BANCO DE CELDAS (SEPARACIÓN Cu-Pb)

BANCO DE CELDAS Zn

Marca Denver


Nº de celdas 6




Marca DELCROSA

Nº de motores 3

Hp 7.5

RPM 1740

Amperios 11.3

Diámetro de polea 5.0

Nº de faja

B-180



68

5.4. BALANCE METALURGICO GENERAL DE LOS CONCENTRADOS DE Pb – Cu - Zn

DATO

Tonelaje tratado 50 TMH

Porcentaje de humedad 4,5 %

"PLANTA CONCENTRADORA HUARI" BALANCE METALURGICO

PESOS ENSAYES QUÍMICOS CONTENIDO METÁLICO RECUPERACION RATIO

TMS % PESO %Cu %Pb %Zn Cu Pb Zn %Cu %Pb %Zn

Cabeza 50,00 100 1,20 9,80 11,80 0,60 4,90 5,90

Con. Cobre 0,47 0,95 24,54 4,00 4,80 0,12 0,02 0,02 19,33 0,39 0,38 105,80

Con. Plomo 7,50 14,99 2,70 52,25 13,10 0,20 3,92 0,98 33,73 79,93 16,64 6,67

Con. Zinc 8,92 17,84 2,60 7,10 49,30 0,23 0,63 4,40 38,66 12,93 74,55 5,60

Relave 33,11 66,22 0,15 1,00 1,50 0,05 0,33 0,50 8,28 6,76 8,42

Cab. Calc. 50,00 100 1,20 9,80 11,80 0,60 4,90 5,90 100 100 100

5.4.1. CALCULO DEL TIEMPO DE FLOTACION DEL CIRCUITO BULK

T = (N x V0 x h)

Vc

Dónde:

T = Tiempo de flotación.

N = número de celdas.

V0 = volumen de la celda. Vc = volumen de pulpa entrante al circuito de flotación.

h = es un factor de 0.75 para las celdas tipo celdas Denvery otras celdas (debido a que es necesario decantar elvolumen ocupado por el impulsor, aire capa de espumas yaccesorios).



69

5.4.2. TIEMPO DE FLOTACIÓN DE LA CELDA UNITARIA

Alimento al circuito de flotación (Q) = 1.3Densidad de pulpa (W) = 1253 gr/Lt

Gravedad del mineral (S) = 3.39

Volumen de la celda unitaria (Vc) = 100 ft3

Numero de las celdas = 1

5.4.2.1. HALLANDO K

K = (S-1)/S

K = (3.39 – 1)/3.39

K = 0,705014749, constante de sólidos.

5.4.2.2. HALLANDO PORCENTAJE DE SOLIDOS

P = ((W –

1000)*100) / (W*K)

P = ((1253 – 1000)*100) / (1253*0,705014749)

P = 28,64%, porcentaje de sólidos

5.4.2.3. HALLANDO DILUCIÓN

D = (100-P)/P

D = (100-28.64)/28.64

D = 2,49, Dilución de pulpa.

5.4.2.4. HALLANDO EL FLUJO VOLUMÉTRICO

Vc = Q (D+1/S)



70

Vc = 1.3 (2.49 + 1/3.39)

Vc = 3.62

5.4.2.5. HALLANDO EL TIEMPO DE FLOTACION

T = (N x V0 x h)

Vc

T = (1 * 100 * 0, 75) = 20.72 min.

3.62

5.5. BALANCE DE AGUA Y PULPA DE LA SECCION DE FLOTACION

DESCRIPCION SÓLIDOS AGUA PULPA

% Peso TMH TPD Ge. m3/h GPM TPH m3/h GPM %Sp d

1 Alimento Fresco 100,00 2,08 50,00 3,20 0,04 0,17 2,12 0,69 3,04 98,18 3,07

2 Producto Chancado 100,00 2,08 50,00 3,20 0,04 0,17 2,12 0,69 3,04 98,18 3,07

3 Producto Molienda 100,00 2,08 50,00 3,20 5,17 22,76 7,25 5,82 25,62 28,73 1,25

4 Concentrado Bulk 15,94 0,33 7,97 4,04 0,90 3,98 1,24 0,99 4,34 26,86 1,25

5 Relave Bulk 84,06 1,75 42,03 3,60 5,01 22,07 6,76 5,50 24,21 25,89 1,23

6 Concentrado Cobre 0,95 0,02 0,48 3,90 0,09 0,42 0,11 0,10 0,44 17,25 1,15

7 Concentrado de Plomo 14,99 0,31 7,50 4,50 1,25 5,50 1,56 1,32 5,80 20,01 1,18

8 Concentrado de Zinc 17,84 0,37 8,92 3,81 0,80 3,54 1,18 0,90 3,97 31,60 1,30

9 Relave General 66,22 1,38 33,11 3,10 5,79 25,47 7,16 6,23 27,43 19,25 1,15

11 Efluente 16,02 70,52

12 Evaporación 2,83 12,45



71

5.5.1. CHANCADO

PRODUCTO SÓLIDOS AGUA PULPA

% Peso TMH TPD G.e. m3/h GPM TPH m3/h GPM %Sp d

Alimento Fresco 100,0

0 2,08 50,00 3,20 0,04 0,17 2,12 0,69 3,04 98,18 3,07

Producto Chancado 100,0

0 2,08 50,00 3,20 0,04 0,17 2,12 0,69 3,04 98,18 3,07

5.5.2. MOLIENDA


%

Peso TMH TPD G.e. m3

/h GPM TPH m3

/h GPM %Sp d

Producto Chancado 100,0

0 2,08 50,00 3,20 5,17 22,74 7,25 5,82 25,61 28,73 1,25

Producto Molienda 100,0

0 2,08 50,00 3,20 5,67 24,96 7,76 6,32 27,82 26,86 1,25

5.5.3. FLOTACIÓNBULK

PRODUCTO SÓLIDOS AGUA PULPA %

Peso TMH TPD G.e. m3/h GPM TPH m

3/h GPM %Sp d

Alimento Combinado

100,0 0 2,08 50,00 3,20 5,17 22,74 7,25 5,82 25,60 28,73 1,25

Concentrado 15,94 0,33 7,97 4,04 0,90 3,98 1,24 0,99 4,34 26,86 1,25

Relave 84,06 1,75 42,03 3,60 5,01 22,06 6,76 5,50 24,20 25,89 1,23

5.5.4.SEPARACIÓN COBRE – PLOMO



Concentrado Bulk 15,94 0,33 7,97 4,04 0,90 3,98 1,24 0,99 4,34 26,86 1,25

Concentrado Cobre 0,95 0,02 0,48 3,90 0,09 0,42 0,11 0,10 0,44 17,25 1,15

Concentrado de Plomo 14,99 0,31 7,50 4,50 1,25 5,49 1,56 1,32 5,80 20,01 1,18



72

5.5.5. FLOTACIÓNZINC


%

Peso TMH TPD G.e. m3

/h GPM TPH m3

/h GPM %Sp d Relave Bulk 84,06 1,75 42,03 3,60 5,01 22,06 6,76 5,50 24,20 25,89 1,23

Concentrado de Zinc 17,84 0,37 8,92 3,81 0,80 3,54 1,18 0,90 3,97 31,60 1,30

Relave General 66,22 1,38 33,11 3,10 5,79 25,46 7,16 6,23 27,41 19,25 1,15

5.5.6. BALANCEGENERAL



Alimento Fresco 100,0

0 2,08 50,00 3,20 0,04 0,17 2,12 0,69 3,04 98,18 3,07

Concentrado Cobre 0,95 0,02 0,48 3,90 0,09 0,42 0,11 0,10 0,44 17,25 1,15

Concentrado dePlomo 14,99 0,31 7,50 4,50 1,25 5,49 1,56 1,32 5,80 20,01 1,18

Concentrado deZinc 17,84 0,37 8,92 3,81 0,80 3,54 1,18 0,90 3,97 31,60 1,30

Relave General 66,22 1,38 33,11 3,10 5,79 25,46 7,16 6,23 27,41 19,25 1,15

5.5.7. CANCHA DERELAVES

PRODUCTO SOLIDOS AGUA PULPA


Alimento 66,22 1,38 33,11 3,10 5,79 25,46 7,16 6,23 27,41 19,25 1,15

Efluente 16,02 70,52

Evaporación 2,83 12,45



73

2,69 50,1 3,330

1,539 15,4 11,8

1,750 26,34 3,36

1,227 23,8 21,5

5.6. BALANCE METALURGICO DE MASA

TMS/Hr % Solidos Grav. Espc. Minera l

Densidad GPM Pulpa GPM Agua Fresco

1,75 98,18 3,20

3 077 2 55 0 03 HIDROCICLON D10

0,94 60,59 3,42

1,751 3,9 2,7

MOLINO 3X4

1,75 36,1 3,280

1,335 16,0 13,6

MOLINO 4X4

0,94 61,85 3,4

1,775 3,8 2,6

2,69 50,1 3,330

1,539 15,4 11,8 BOMBA

BALANCE METALURGICO DE MASA "PLANTA

CONCENTRADORA DE HUARI"



74

CAPITULO VI

6. REACTIVOS PARA LA FLOTACION

6.1. VARIABLES MÁS IMPORTANTES EN LA FLOTACIÓN:

Densidad de pulpa

Granulometría

VARIABLES DE FLOTACION

Tiempo

pH

Agua

6.2. REACTIVOS DE FLOTACION:

Los reactivos de flotación son el componente y la variable más importante del

fenómeno de la flotación debido a que no puede efectuarse esta, sin la participación de

los reactivos. Siendo elementos tan importantes para la flotación de minerales, estos

reactivos influyen además con una gran sensibilidad, no solo el tipo de reactivo que se



75

utiliza sino que también influye toda la combinación de reactivos; sus cantidades de

dosificación, los puntos y medios en los que se alimentan los circuitos y muchos otros

que escapan a una definición precisa.

Modificadores

Reactivos que se

utilizan en la

f lotación

Depresores

Colectores

Espumantes

6.3. REACTIVOS DE FLOTACIÓN QUE SE UTILIZAN EN LA PLANTA CONCENTRADORA

DE HUARI:

6.3.1. COLECTORES Y AEROPROMOTORES:

Xantato Isopropílico de Sodio (Z-11)

Aerofloat 3418

6.3.2. ESPUMANTES:

Metil Isobutil Carbinol (MIBC).

Dowfroth 242.

6.3.3. REGULADORES Y DISPERSANTES:

Reguladores de PH: (cal).

Dispersantes: (Na2SiO3).

6.3.4. DEPRESORES Y ACTIVADORES:



76

1) Depresores:

Cianuro de Sodio (NaCN).

Sulfato de Zinc (ZnSO4).Bisulfito de Sodio (NaHSO3).

Bicromato de Potasio (K2Cr2O7).

DP – 1000.

2) Activadores:

Sulfato de Cobre (CuSO4).

6.4. CALCULOS PARA DETERMINAR LA DOSIFICACION DE REACTIVOS DE FLOTACION

El cálculo para el consumo de reactivos, tanor para el circuito Bulk, Zinc y

separación Pb – Cu, se hizo utilizando las siguientes formulas.

1. Para reactivos líquidos:

g = 14.4 * S * cc/minTM TMSD

2. Para reactivos sólidos:

Lb = cc/min * G.e. * STC 0.317 * TCSD

3. Para laboratorio metalúrgico:

g = 10 * cc * STM P

Dónde:

cc = cm3 a utilizarse.

S = % de solución de reactivo o potencia.

P = peso de mineral en gramos.



77

Tabla 1 DE CONSUMO DE REACTIVOS DE LA PLANTA CONCENTRADORA HUARI

Para 48TMSD

CAMPAÑA BERGMIN SAC.

DOSIFICACION DE REACTIVOS

(%) cc/min GR. /TM Kgrs/dia

MOLIENDA PRIMARIA

mix 10 240 800,00 40,00

D -242 100 0,5 16,67 0,83

bisulfito de sodio 5 44 73,33 3,67

cal 10 50 166,67 8,33

REMOLIENDA

mix 10 220 733,33 36,67

3418 100 1 33,33 1,67

FLOTACIÓN DEL BULK

mix 10 75 250,00 12,50 mix 10 220 733,33 36,67

z - 11 2,5 0,5 0,42 0,02

z - 11 2,5 4 3,33 0,17

Bicromato de sodio 5 220 366,67 18,33

FLOTACION DEL ZINC

sulfato de cobre 10 210 700,00 35,00

cal 10 180 600,00 30,00 dp - 1000 100 3 100,00 5,00

z - 11 2,5 60 50,00 2,50

SEPARACION Pb - Cu

cal 10 9 30,00 1,50

bisulfito de sodio 5 100 166,67 8,33

Bicromato de sodio 5 90 150,00 7,50

MIBC 100 0,5 16,67 0,83



78

Tabla 2 CONSUMO TOTAL DE KILOGRAMOS DE REACTIVOS POR TONELADA

CONSUMO DE REACTIVOS Kgr / Ton Xantato Isopropílico de Sodio (Z-11) 0,054

Metil Isobutil Carbinol (MIBC) 0,085

cal 0,797

Cianuro de Sodio (NaCN) 0,252

Sulfato de Zinc (ZnSO4) 2,265

Bisulfito de Sodio (NaHSO3) 0,240

Bicromato de Potasio (K2Cr2O7) 0,517

Sulfato de Cobre (CuSO4) 0,700 DP - 1000 0,100

3418 0,033



79

CAPITULO VII

7. ABASTECIMIENTO, ELIMINACION DE AGUA Y DEPOSITO DE RELAVES

7.1. TANQUE DE ABASTECIMIENTO DE AGUA:

El tanque de abastecimiento de agua, se encuentra en la parte superior de la

Planta a un lado de la Cancha de Gruesos, este tanque es llenado por medio de una

bomba para agua ubicada en la parte inferior de la Planta.

7.1.1. CAPACIDAD:

7.1.1.1. TANQUE GRANDE:

A = 4.20m.

B = 8.10m.

H = 2.00m.

V1 = 68.04 m3.

7.1.1.2. TANQUE PEQ UEÑO:

A = 4.20m.

B = 1.98m.

H = 2.00m.

V2 = 16.63m3.

V TOTAL = V1 + V2

V = 84.67m3

7.1.2. SISTEMA DE BOMBEO DE AGUA

La estación de bombeo está instalada en la parte baja de la planta, su función de

la bomba es elevar la capacidad necesaria de agua a un tanque de almacenamiento, para

el consumo necesario del procesamiento del mineral.



80

7.1.2.1. CARACTERÍSTICAS DE LA BOMBA DE AGUA

BOMBA DE AGUA

Tipo 40-200-1Código D3-85-Es

Bomba Hidrostal

Desnivel Hidrostal

Nº B502275

Morten 183

Tubo de descarga 2”

MOTOR DELCROSA

Nº 132S2

RPM 3460

Hz 6.0

Vol. 220/440

7.1.3. CONSUMO DE AGUA

En base de la diferencia de altura del agua, una vez llenado el tanque de agua y

después de 15min. Se toma el promedio del consumo de agua en la planta

concentradora.

1.271m3 x 60 min x 24hr = 122.03m3 agua / día

15min 1hr 1dia

7.2. ELIMINACION DE AGUA

7.2.1. OBJETIVOS

El mineral concentrado debe ser previamente reducido en su contenido de agua,

antes de ser despachado para mermar su costo de transporte y los centros de



81

comercialización, que esto exige condiciones de ventas con una humedad de menor del

10%.

En esta planta metalúrgica la eliminación de agua ocurre por sedimentación

natural en cochas de filtración y cochas de recuperación por evaporación al medio

ambiente.

7.2.2. COCHAS DE FILTRACION Y COCHAS DE RECUPERACION

Son hechos de material concreto armado, la planta metalúrgica presenta seis

cochas de filtración o depósitos; tres para el concentrado de zinc, dos para el

concentrado de plomo y uno para el concentrado de cobre, cuyas dimensiones se

presenta a continuación.

Largo = 5m.

Ancho = 2m.

Altura = 2m.

Volumen = 20m3.

Capacidad aproximado = 30tn.

A estos depósitos se

alimenta la pulpa concentrada

por medio de tuberías, amedida que esta va llenándose

se van colocando maderas con lonas de filtración, estas lonas ayudan a que el

concentrado no escape en forma de pulpa, ya que por acción de gravedad las

partículas valiosas se sedimentan y el agua es eliminado casi limpia, y si se produce

escape de concentrado, cada cochas tiene en la salida un canal que desvía hacia la

cocha de recuperación, que cada circuito contiene dos cochas.



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7.2.3. DEPOSICION DEL RELAVE

Después de la flotación del concentrado de zinc, su relave es enviado a la

relavera como relave general a una distancia aproximada de 200m. El deposito del

relave estima en un volumen de 153m3 de pulpa, que es depositado diariamente; el

depósito de relave se localiza al lado este de la planta en la parte baja, se ha adecuado

para permitir una sedimentación natural de las partículas sólidas y lograr que el agua

clarificada sea expulsada por tuberías a una canaleta, una vez tratada se transporta los

desechos de agua al rio Mantaro.

Esta relavera esta reforzada por muro de contención, para este muro se ha

considerado una longitud de 270m por una altura de 5m, con forma de un trapezoide

truncado con un ancho de 2.5m en la base y 1m en la parte superior.



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CAPITULO VIII

8. CONCLUCIONES Y RECOMENDACIONES

8.1. CONCLUCIONES

1. La planta concentradora recepciona minerales de diferentes mineralogías y esto

hace que se esté cambiando de reactivos en la sección flotación, ayudando así que los

alumnos puedan familiarizarse con los tratamientos para los diferentes tipos de

minerales.

2. El chancado del mineral de la planta concentradora Huari es deficiente a causa de

que se encuentra desgastada las chaquetas de la chancadora de quijada Tipo Blake, así

como las volantes están en mal estado, provocando así que en la tolva de finos se

encuentre minerales de granulometría mayores de una pulgada.

3. La planta concentradora de Huari trata menos de su capacidad de 50TN aun

trabajando con los dos molinos de bolas (2 y 3), estos molinos presentan un desgaste muy

significativo de sus chaquetas; provocando que se vuelen los pernos en principal del

molino Nº 2.

4. La molienda del Molino Nº 2 se torna poco aceptable cuando se le aumenta lacarga de mineral fresco provocando que vote ripios por su descarga.

5. La sección flotación de la planta concentradora consta de tres circuitos, la de

flotación Bulk, la de flotación Zinc y la de separación cobre plomo.

6. De acuerdo al cuadro metalúrgico que se adjuntó de las campañas en los anexos

del informe, en principal para la campaña de la empresa Bergmin S.A.C los resultados

para el Zn no fueron tan óptimos por lo cual se llegó a una ley de concentrado de Zn de

49.3 % y a una recuperación del 74.25 % y hubo mucho desplazamiento de zinc al

concentrado de Pb en un 16.64 %; pero también el desplazamiento de plomo al

concentrado de Zn fue de 12.93%.

Para el Cu su ley de concentrado fue de 24.54 % y una recuperación de 19.33 % y para el

Pb la ley de concentrado fue de 52.25 % y una recuperación del 79.29 %.

7. En el proceso de beneficio son utilizados el Cianuro de Sodio, Xantato Z-11, Cal,

Sulfato de Cobre, Sulfato de Zinc, Espumante todos estos en su mayoría para todas las



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campañas realizadas. Siendo los reactivos más utilizado el Sulfato de Zinc y el sulfato de

cobre.

8. En la flotación de separación Cobre plomo se utiliza como reactivo primordial el

bicromato de sodio, siendo un reactivo muy contaminante para el medio ambiente.9. En la parte mecánica y eléctrica hubo problemas, generadas especialmente por la

sobre carga de tensión cuando se operaba todos los equipos en simultaneo provocando

que se caliente la sub estación de la planta.

10. La relavera de la planta concentradora se encuentra en la parte este de la planta.

11. El circuito de plomo está configurado de tal manera q existe una sola limpieza.

12. El circuito de zinc cuenta con una sola limpieza.

13. Las cochas llenas de los concentrados se deja un tiempo de 3 días para desconchar

que es un proceso de encostalar el concentrado en sacos de 60kg cada uno y de voltear

cada días para ayudar así a secar más rápido.

14. Cuando llueve y existe peligro de rebalse de la relavera se cifonea la relavera 3

para evitar que se empoce la relavera y esta a su vez traiga problemas como debilitación

del sostenimiento de la relavera.

15. Se cuenta con un almacén de reactivos abierto las 24 horas, que es encargado al

os practicantes de turno.

16. El pH óptimo en el circuito bulk es de 7.5 y en el circuito de zinc el pH es de 10.5

en el rougher y 11.5 en las limpiezas.

8.2. RECOMENDACIONES

1. Se recomienda supervisar a todos los trabajadores de la planta en el uso diario de sus

implementos de seguridad.

2. Es necesario mantener los accesos del personal limpios, de tal manera se puedan evitar

accidentes por caídas, para cuyo efecto se debe encomendar colocar afiches de

seguridad.

3. se debe implementar el chancado secundario para mejorar la eficiencia del chancado.

4. Como realizar un buen blending para evitar el cambio de ley constantemente.

5. Para mejorar la molienda de ambos molinos se recomienda adquirir nuevas bolas de

acero y chaquetas.



8.3 BIBLIOGRAFÍA

ZEA ESPINOZA, Pedro Pablo

“Cálculos Metalúrgicos en Plantas Concentradoras”

Editorial Complejo Cultural Chávez de la Rosa – UNSA.

J. M. CURIE

“Operaciones Unitarias en Procesamiento de Minerales”

Traducido al español J. Chía A.

C. VILLACHICA – J. PARRA

“Molienda Clasificación de Minerales Polimetálicos”

BUENO BULLÓN, Héctor

“Procesamiento de Minerales”

Primera Edición - Impreso en el Perú.

SUTULOV, Alexander

“Flotación de Minerales”

Ed. Universidad de Concepción 1963.

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