informe practicas huari
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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO
DEL PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA
METALÚRGICA Y DE MATERIALES
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
“PRÁCTICAS PRE – PROFESIONAL REALIZADA EN LA
EMPRESA MINERA - METALÚRGICA BERGMIN S.A.C. –
PLANTA CONCENTRADORA HUARI - LA OROYA”
ENERO - MARZO
2
AGRADECIMIENTO
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.
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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 Zinc
con ley 49.30% obteniendo una recuperación del 74.55%
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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).
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procesar
"PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI"
FLOWSHEET CAPACIDAD 50TN
TOLVA DE GRUESOS
GRIZZLY
CHANCADORA DEQUIJADAS
TOLVA DE FINOS
BOMBA 1
HIDROCICLON D10B
MOLINO DE BOLAS 4X4
MOLINO DE BOLAS 3X3
UNDERFLOW
Rougher III
CLEANER III
CLEANER I
CLEANER II
ROUGHER I ROUGHER II
SCAVENGER
BOMBA II
RELAVE BULK
ROUGHER
CLEANER I
CLEANER II
SCAVENGER
OVERFLOW
CLEANER I
CLEANER II
CLEANER III
SCAVENGER
ROUGHER I ACONDICIONADORZINC
ROUGHER II
Concentrado
zinc
RELAVE GENERAL
BOMBA 4
CONCENTRADO BULK
BOMBA 3
ACONDICIONADORCu/Pb
Concentrado
PLOMO
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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CONTENIDO
CAPITULO I
1. GENERALIDADES:
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 Huar 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 de
laboratorio.
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 miogeosiviclinal
andina 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.
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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
molienda: molino4x4 ft
remolienda: molino 3x4 ft
flotación bulk
flotación Zinc
flotación separacion: Cu - Pb
15/03/2011
PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI Area de Almacenamientode minerales
(cancha de mineral de 1.5 Hectarea)
Area de trituracion chancadora de quijada ( set ½" a ¾")
Area de moliendamolinos denver (55%s # - 200)
Area de flotaciónbanco de celdas denver
Area de eliminación de agua(concentrados - relave)
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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 de
las 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).
Fig.
(3)
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).
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.
"PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI"
ESQUEMA DEL CIRCUITO DE CHANCADO
15-mar-11
TOLVA DE GRUESOS
GRIZZLY
CHANCADORA DEQUIJADAS
TOLVA DE FINOS
MOLIENDA
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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).
Fig. (5)
3.2.1.1. UBICACIÓN
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.
23
3.2.1.3 DETERMINACION DE LA GRAVEDAD ESPECÍFICA
Para determinar la gravedad específica del mineral, se ha utilizado el método de
fiola.
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.
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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 0.25
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 = 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
T = K *A*a
Dónde:
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 método
conocido; 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
Reemplazando datos:
R = 98851.054/24309,68 = 4.07
Esto quiere decir que cada roca que entra a la chancadora se fragmenta en cuatro
partes aproximadamente.
fig. (8)
3.4.5. EFICIENCIA DEL MOTOR
Dónde:
E = Eficiencia del motor
Hp suministrado = Potencia practica
Hp instalado = Potencia teórica
E = 24 x 100 = 70.59%
34
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
1000 10000 100000 1000000
% A
CU
MU
LAD
O P
ASA
NTE
TAMAÑO DE PARTICULAS EN MICRONES
CURVAS DE DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA
DE PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI
ALIMENTO A LATRIRURADORA
DESCARGA DELATRITURADORA
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).
Fig. (10)
"PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI"
ESQUEMA DEL CIRCUITO DE MOLIENDA
TOLVA DE FINOS
BOMBA 1
HIDROCICLON 10B
MOLINO DE BOLAS 4X4
MOLINO DE BOLAS 3X3
UNDERFLOW
OVERFLOW
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
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.
Formula:
R = F80 / P80
Dónde:
F80 = tamaño promedio de partículas en la
alimentación.
P80 = tamaño promedio de la partícula en el
producto.
42
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 271,84 0 30,92 30,92 69,08 0 0 100
3/8'' 9375 134,08 0 15,25 46,17 53,83 0 0 100
1/4'' 6350 125,46 0 14,27 60,44 39,56 0 0 100
10 1697 162,5 0 18,48 78,93 21,07 0 0 100
16 1200 36,24 0,86 4,12 83,05 16,95 0,71 0,71 99,29
25 848 23,44 2,34 2,67 85,72 14,28 1,94 2,65 97,35
65 210 52,64 27,38 5,99 91,71 8,29 22,65 25,3 74,7
100 149 12,08 12,26 1,37 93,08 6,92 10,14 35,44 64,56
140 105 16,08 13,04 1,83 94,91 5,09 10,79 46,23 53,77
200 75 7,12 10,08 0,81 95,72 4,28 8,34 54,57 45,43
325 41 17,18 12,94 1,95 97,67 2,33 10,7 65,27 34,73
-325 20,46 41,98 2,33 100 0 34,73 100 0
879,12 120,88 100 100
CURVAS DE G-G-S:
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
1 10 100 1000 10000 100000
% p
eso
tamaño en micrones
ALIMENTO DESCARGA
MOLINO 4X4 HUARI
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:
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
10 10 W = Wi
(P80)1/2
(F80)1/2
10 10 15.668= Wi
(359,29µ)1/2
(14942,63µ)1/2
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:
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.
Formula:
R = F80 / P80
Dónde:
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
CURVAS DE G-G-S:
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
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
1 10 100 1000 10000 100000
% p
eso
tamaño en micrones
ALIMENTO
DESCARGA
MOLINO 3X4 HUARI
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:
Wi = 26,938 Kw - hr/Ton
10 10 7.49 = Wi
(158.66µ)1/2
(375.79µ)1/2
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
PESOS FEED OVER UNDER
malla micron Feed over under % peso Ac (+) Ac (-) % peso Ac (+) Ac (-) % peso Ac (+) Ac (-)
3/4'' 19050 0 0 0 0 0 100 0 0 100 0 0 100
1/2'' 12700 0 0 0 0 0 100 0 0 100 0 0 100
3/8'' 9375 0 0 0 0 0 100 0 0 100 0 0 100
1/4'' 6350 0 0 0 0 0 100 0 0 100 0 0 100
10 1697 0 0 0 0 0 100 0 0 100 0 0 100
16 1200 10,49 1,27 2,99 0,82 0,82 99,18 0,34 0,34 99,66 0,33 0,33 99,67
25 848 23,04 1,45 13,61 1,81 2,63 97,37 0,38 0,72 99,28 1,52 1,86 98,14
65 210 282,82 23,23 159,97 22,22 24,85 75,15 6,14 6,86 93,14 17,88 19,74 80,26
100 149 211,16 21,69 212,97 16,59 41,44 58,56 5,73 12,59 87,41 23,81 43,54 56,46
140 105 221,80 48,73 191,64 17,42 58,86 41,14 12,88 25,47 74,53 21,42 64,97 35,03
200 75 93,74 50,27 110,07 7,36 66,23 33,77 13,29 38,75 61,25 12,30 77,27 22,73
325 41 176,36 68,24 88,29 13,85 80,08 19,92 18,03 56,79 43,21 9,87 87,14 12,86
-325 253,53 163,51 115,06 19,92 100 0,00 43,21 100 0,00 12,86 100 0,00
1272,9 378,39 894,61 100 100 100
CURVAS DE EFICIENCIA CLASIFICACION:
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
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
% P
ESO
MICRONES CICLON D10 HUARI
52
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:
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.
0
25
50
75
100
10 100 1000 10000 100000
Re
cup
era
ció
n:
%
Tamaño de Partícula: Micrones
CURVAS DE EFICIENCIA EN CLASIFICACIÓN HUARI
Hidrciclón D10
Underflow
Overflow
d50=130µd50=130µ
ux
Ea = U fx
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
Grafico (13) circuito de flotación bulk, Zn y de separación de Pb - Cu
ALIMENTO
CIRUCITO DE
FLOTACION BULK
CIRCUITO DE
FLOTACION DEL ZINC
CIRCUITO DE SEPARACION
COBRE - PLOMO
BOMBA 1
Rougher III
CLEANER III
CLEANER I
CLEANER II
ROUGHER I ROUGHER II
SCAVENGER
BOMBA II
RELAVE BULK
ROUGHER
CLEANER I
CLEANER II
SCAVENGER
CLEANER I
CLEANER II
CLEANER III
SCAVENGER
ROUGHER I ACONDICIONADOR
ZINC
ROUGHER II
Concentrado
zinc
RELAVE GENERAL
BOMBA 4
CONCENTRADO BULK
BOMBA 3
ACONDICIONADOR
Cu/Pb
ConcentradoPLOMO
Concentrado
cobre
55
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 tenga
plomo, 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.
Gráfica (14)
15-mar-11
Mineral Relave
Fresco Bulk
Concentrado
Bulk
ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN CONCENTRADO BULK
"PLANTA CONCENTRADORA HUARI"
Flotación
Rougher Bulk I
Flotación
Rougher Bulk II
SRougher III
CLEANER III
CLEANER I
CLEANER II
ROUGHER I ROUGHER II
SCAVENGER
BOMBA 2
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 -------
Dimensiones 4’x4’
RPM 556
Diámetro de volante 18 1/2 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
Marca DELCROSA
Hp 7.5
RPM 1750
Amperios 7.5
Diámetro de polea 5 in
Nº de canales de polea 2
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
Diámetro de volante 18 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
Marca DELCROSA
Nº de motores 3
Hp 7.5
RPM 1750
Amperios 13
59
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 celdas
serranas 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.
Grafica (15)
15-mar-11
Relave
Bulk Relave
zincRougher Bulk I Rougher Bulk II
"PLANTA CONCENTRADORA HUARI"ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN CONCENTRADO ZINC
Flotación FlotaciónCLEANER I
CLEANER II
CLEANER III
SCAVENGER
ACONDICIONADOR ROUGHER I ROUGHER II
Concentradozinc
60
5.2.1. ACONDICIONADOR
ACONDICIONADOR
Marca -------
Dimensiones 7’x7’
Diámetro de eje 3 in.
Diámetro de volante 16 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
Marca DELCROSA
Hp 20
RPM 1760
Amperios 24.5
Diámetro de polea 4 in
Nº de canales de polea 3
Faja Nº B-180
61
5.2.2.CELDA SERRANA Nº 1
CELDA SERRANA Nº 1
Marca -------
Dimensiones 6’x7’
Diámetro de eje 3 in.
Diámetro de volante 16 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
Hp 20
RPM 1760
Amperios 24.5
Diámetro de polea 4 in
Nº de canales de polea 3
Faja Nº B-180
62
5.2.3. CELDA SERRANA Nº 2
CELDA SERRANA Nº 2
Marca -------
Dimensiones 6’x6’
Diámetro de eje 2 in.
Diámetro de volante 16 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
Marca DELCROSA
Hp 15
RPM 1765
Amperios 18.6
Diámetro de polea 5 in
Nº de canales de polea 2
Faja Nº B-185
63
5.2.4. BANCO DE CELDAS Zn
BANCO DE CELDAS Zn
Marca Denver
Dimensiones 24’’x24’’
Nº de celdas 8
Nº de impulsor D-15
Diámetro de volante 18 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
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
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).
Grafica (16).
15-mar-11
Concentrado CONCENTRADO
Bulk PLOMO
CONCENTRADO
COBRE
"PLANTA CONCENTRADORA HUARI"ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN SEPARACION Cu- Pb
Flotación Flotación
Rougher Bulk I Rougher Bulk IIROUGHER
CLEANER I
CLEANER II
SCAVENGER
65
5.3.1. ACONDICIONADOR Nº1
ACONDICIONADOR Nº1
Marca -------
Dimensiones 5’x5’
Diámetro de eje 3 in.
Diámetro de volante 16 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
Marca ASEA
Hp 7.5
RPM 1750
Amperios 11
Diámetro de polea 4 in
Nº de canales de polea 3
Faja Nº B-180
66
5.3.2. ACONDICIONADOR Nº2
ACONDICIONADOR Nº2
Marca -------
Dimensiones 4’x4’
Diámetro de eje 3 in.
Diámetro de volante 16 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
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
Dimensiones 24’’x24’’
Nº de celdas 6
Nº de impulsor D-15
Diámetro de volante 18 in.
DESCRIPCIÓN DEL MOTOR
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
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 Denver y otras celdas (debido a que es necesario decantar el volumen ocupado por el impulsor, aire capa de espumas y accesorios).
"PLANTA CONCENTRADORA HUARI"BALANCE METALURGICO
DATO
Tonelaje tratado 50 TMH
Porcentaje de humedad 4,5 %
69
5.4.2. TIEMPO DE FLOTACIÓN DE LA CELDA UNITARIA
Alimento al circuito de flotación (Q) = 1.3
Densidad 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 m
3/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. m
3/h GPM TPH m
3/h GPM %Sp d
Alimento Fresco
100,00 2,08 50,00 3,20 0,04 0,17 2,12 0,69 3,04 98,18 3,07
Producto Chancado
100,00 2,08 50,00 3,20 0,04 0,17 2,12 0,69 3,04 98,18 3,07
5.5.2. MOLIENDA
PRODUCTO SÓLIDOS AGUA PULPA
% Peso TMH TPD G.e. m
3/h GPM TPH m
3/h GPM %Sp d
Producto Chancado
100,00 2,08 50,00 3,20 5,17 22,74 7,25 5,82 25,61 28,73 1,25
Producto Molienda
100,00 2,08 50,00 3,20 5,67 24,96 7,76 6,32 27,82 26,86 1,25
5.5.3. FLOTACIÓN BULK
PRODUCTO SÓLIDOS AGUA PULPA
% Peso TMH TPD G.e. m
3/h GPM TPH m
3/h GPM %Sp d
Alimento Combinado
100,00 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
PRODUCTO SÓLIDOS AGUA PULPA
% Peso TMH TPD G.e. m
3/h GPM TPH m
3/h GPM %Sp d
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. FLOTACIÓN ZINC
PRODUCTO SÓLIDOS AGUA PULPA
% Peso TMH TPD G.e. m
3/h GPM TPH m
3/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. BALANCE GENERAL
PRODUCTO SÓLIDOS AGUA PULPA
% Peso TMH TPD G.e. m
3/h GPM TPH m
3/h GPM %Sp d
Alimento Fresco
100,00 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 de Plomo 14,99 0,31 7,50 4,50 1,25 5,49 1,56 1,32 5,80 20,01 1,18
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
5.5.7. CANCHA DE RELAVES
PRODUCTO SOLIDOS AGUA PULPA
% Peso TMH TPD G.e. m
3/h GPM TPH m
3/h GPM %Sp d
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
5.6. BALANCE METALURGICO DE MASA
2,69 50,1 3,330
1,539 15,4 11,8
TMS/Hr % Solidos Grav. Espc. Mineral
Densidad GPM Pulpa GPM Agua Fresco 1,750 26,34 3,36
1,227 23,8 21,5
1,75 98,18 3,20
3,077 2,55 0,03
0,94 60,59 3,42
1,751 3,9 2,7
0,94 61,85 3,4
1,775 3,8 2,6
1,75 36,1 3,280
1,335 16,0 13,6
2,69 50,1 3,330
1,539 15,4 11,8 BOMBA
MOLINO 3X4
MOLINO 4X4
HIDROCICLON D10
BALANCE METALURGICO DE MASA "PLANTACONCENTRADORA DE HUARI"
74
CAPITULO VI
6. REACTIVOS PARA LA FLOTACION
6.1. VARIABLES MÁS IMPORTANTES EN LA FLOTACIÓN:
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
Agua
pH
Densidad de pulpa
VARIABLES DE FLOTACION
Granulometría
Mineral (pulpa)
Tiempo
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.
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:
Reactivos que se
utilizan en la
flotación
Modificadores
Depresores
Colectores
Espumantes
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/min TM TMSD
2. Para reactivos sólidos:
Lb = cc/min * G.e. * S TC 0.317 * TCSD
3. Para laboratorio metalúrgico:
g = 10 * cc * S TM P
Dónde:
cc = cm3 a utilizarse.
S = % de solución de reactivo o potencia.
P = peso de mineral en gramos.
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Tabla 1 DE CONSUMO DE REACTIVOS DE LA PLANTA CONCENTRADORA HUARI
CAMPAÑA BERGMIN SAC.
Para 48TMSD
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
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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
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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 PEQUEÑO:
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.
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7.1.2.1. CARACTERÍSTICAS DE LA BOMBA DE AGUA
BOMBA DE AGUA
Tipo 40-200-1
Código 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, a
medida 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.
83
84
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 la
carga 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
85
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.
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6. Se debe dar una pronta solución para el molino Nº 2 ya que este puede provocar un
accidente inesperado por la expulsión de sus pernos.
7. Se debe tener mucho cuidado al momento de suministrar reactivos a los alimentadores
de clarson evitar desperdiciar, ya que estos tienen un precio.
8. Adquirir equipo especial para los trabajadores que preparan los reactivos ya que
muchos de ellos son tóxicos y deben de tener mucho cuidado.
9. Es necesario levantar más los diques de contención de la relavera, porque puede
desbordarse hacia los pastos de la comunidad de Huari.
10. Se sugiere recircular el agua que utiliza la planta concentradora y así economizar el
consumo de esta.
11. Se recomienda un estudio eléctrico de toda la planta y sub estación con la finalidad
de poner en operación todos los equipos, se tuvieron muchos inconvenientes con
respecto a la energía eléctrica.
12. para evitar la pérdida de concentrado desde las cochas se recomienda la
implementación de un disco de tambor.
13. para hacer un muestreo constante del proceso de flotación se recomienda colocar un
muestre ador mecánico.
14. Configurar el circuito de flotación zinc de tal manera que cuente con 3 limpiezas y tres
tanques acondicionadores, de tal manera q al primer tanque se adicione la cal, al segundo
el sulfato de cobre y al tercero se adiciona el z11 de esta manera aumentan ando el
tiempo de contacto y el espumante pudiendo trabajar como una celda cuyo concentrado
posea una buena calidad y se envié a las cochas.
15. El motor de la celda de agitación la velocidad de movimiento es demasiado por el cual
funciona como licuadora y como una celda de agitación, no le da el tiempo de contacto
del zinc con el sulfato de cobre.
16. Cambiar y/o reparar los dosificadores clarkson.
17. Cambiar las celdas de separación Pb – Cu en base a las pruebas de cinética de
flotación.
18. colocar señalización en zonas de riesgo y peligro.
19. incrementar las charlas de seguridad y salud ocupacional.
20. arreglar el potenciómetro que es necesario para los practicantes para verificar el Ph y
deducir así el proceso de flotación.
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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.
ASTUCURI Venancio
“Fundamentos y Aplicaciones Principales de la Flotación de Minerales”
Lima Ed. Ciencias 1981
ARTHUR, F.
“flotación selectiva de sulfuros”.
Chile ciencias 1999