INFORME PRACTICAS HUARI

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ

FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES “PRÁCTICAS PRE – PROFESIONAL REALIZADA EN LA EMPRESA 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

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 minerometalúrgicas 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. 2

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% 3

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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"PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI" FLOWSHEET CAPACIDAD 50TN

TOLVA DE GRUESOS CHANCADORA DE QUIJADAS GRIZZLY

TOLVA DE FINOS OVERFLOW HIDROCICLON D10B

UNDERFLOW

MOLINO DE BOLAS 3X3

MOLINO DE BOLAS 4X4

BOMBA 1

Rougher III ROUGHER I

ROUGHER II

SCAVENGER

RELAVE BULK

BOMBA II

CONCENTRADO BULK

CLEANER I

BOMBA 3

CLEANER II

CLEANER III

RELAVE GENERAL

SCAVENGER

CLEANER I

ROUGHER II

ROUGHER I

ACONDICIONADOR ZINC

BOMBA 4 CLEANER II

Concentrado zinc

CLEANER III

Concentrado PLOMO

SCAVENGER

ROUGHER ACONDICIONADOR Cu/Pb

CLEANER I

CLEANER II

procesar

5 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.

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

TMS Cabeza Con. Cobre Con. Plomo

CONTENIDO METÁLICO

ENSAYES QUÍMICOS

% PESO

%Cu

%Pb

RECUPERACION

%Zn

Cu

Pb

Zn

%Cu

%Pb

RATIO

%Zn

50,00

100

1,20

9,80

11,80

0,60

4,90

5,90

0,47

0,95

24,54

4,00

4,80

0,12

0,02

0,02

19,33

0,39

0,38

105,80

7,50

14,99

2,70

52,25

13,10

0,20

3,92

0,98

33,73

79,93

16,64

6,67

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

Con. Zinc

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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 CuZn 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 9

(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 11

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 Por el sur Por el oeste anexo Por elde oeste Huar

Campamentos ferroviarios, hacienda Quiulla. Rio Huari y anexo de Huashapampa. Carretera Central y rio Mantaro. 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.

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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.

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:

14

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

15

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

16

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. 17

 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

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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.

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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) 20

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).

"PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI" ESQUEMA DEL CIRCUITO DE CHANCADO 15-mar-11

TOLVA DE GRUESOS CHANCADORA DE QUIJADAS GRIZZLY

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. 21

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.

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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 1 2 3

pesos 50 75 100

P 176,6 176,6 176,6

M 226,6 251,6 276,6

W 672,9 672,9 672,9

S 707,7 726,1 743 G.e

G.e 3,2895 3,4404 3,3445 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

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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)

25

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 26

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 Marca Abertura de entrada Abertura de salida Potencia del motor

BAKLE DELCROSA 10'' x 16'' 3/4'' x 16'' 24Hp

r.p.m.

330

voltaje

440v

amperaje

30A

cos(ø)

0,85 27

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.

28

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

N

TAMAÑO DE

ALIMENTO A LA

DESCARGA DE LA

PARTICULA

TRIRURADORA

TRITURADORA

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

=

38100– 19000

96.7 - 80 96.7 – 73.57

X = P80 = 24309,68µ

Para determinar el P80 se ha determinado por interpolación. 101600 – X

=

101600– 38100

80.8 - 80 80.8 – 63.5

X = P80 = 98851.054µ 29

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.

CURVAS DE DISTRIBUCIÓN GRANULOMÉTRICA DE PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI 100 ALIMENTO A LA TRIRURADORA

% ACUMULADO PASANTE

90 80 70

DESCARGA DE LA TRITURADORA

60 50 40 30 20 10 0 1000

10000

100000

1000000

TAMAÑO DE PARTICULAS EN MICRONES

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 30

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

31

3.4.6.3.

CALCULO DEL INDICE DE TRABAJO DE LA CHANCADORA

[

√

]

√

WI =

2.024 10

-

√ 24309, 68µ

10 √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)

32

3.5.1. CARACTERÍSTICAS FAJA GRANDE longitud de eje

12,01

diámetro de polea

0,3

ancho de faja

0,453

altura de inclinación marca

3,3 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

33

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:

34

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: V 1 = 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

100

500

Vf V muestra 532

32 35

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

36

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).

"PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI" ESQUEMA DEL CIRCUITO DE MOLIENDA

TOLVA DE FINOS

OVERFLOW

HIDROCICLON 10B

UNDERFLOW

MOLINO DE BOLAS 3X3

MOLINO DE BOLAS 4X4

BOMBA 1

Fig. (10)

37

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 tipo

pirelly vulcanizado flexible - 150

tiempo de vuelta

60

Fig. (11) 38

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: 39

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) 40

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.

41

MALLAS micrones alimento descarga %peso

alimento

descarga

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

20,46

41,98

2,33

100

0

34,73

100

0

879,12

120,88

100

100

CURVAS DE G-G-S: 100 90 80 70 60 % peso

-325

50 40 30 20

ALIMENTO DESCARGA

10 0 1

10

MOLINO 4X4 HUARI

100

1000

10000

100000

tamaño en micrones

42

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 43

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: 10

10

W = Wi (P80)

1/2

(F80)

1/2

10

10

15.668= Wi (359,29µ)

1/2

(14942,63µ)

1/2

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

44

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

Vp = (1m3 / 0.665) x 1.8

de pulpa

(Se tiene 1.8TMPH)

= 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 45

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 MALLAS

micrones

alimento

descarga

%peso Acum. (+)

DESCARGA 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

91,14

220,52

10,30

100,00

0,00

19,78

100,00

0,00

885,01

1114,99

100

-325

100,00

46

CURVAS DE G-G-S: 100 90 80 70

% peso

60 50 40 30

ALIMENTO

20

DESCARGA

10 0 1

MOLINO 3X4 HUARI

10

100

1000

10000

100000

tamaño en micrones

a) Hallando F80 del alimento 848 – X

=

848 – 210

98.01 – 80 98.01– 73.68

X = F80 = 375.79µ b) Hallando P80 del producto. 210 – X

=

210 – 149

87,58 – 80 87,58 – 66.7

X = P80 = 158.66µ c) Hallando el radio de reducción: R = 375.75 / 158,66 R = 2.37 47

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: 10

7.49 = Wi (158.66µ)

10 1/2

(375.79µ)

1/2

Wi = 26,938 Kw - hr/Ton

48

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:

4.3.5.1.

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

Vp = (1m3 / 0.99) x 2.2

de pulpa

(Se tiene 2.2 TMPH)

= 2,22 m3

caudal de pulpa

2,22 m3 / h

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

49

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.

50

PESOS malla

micron

FEED

Feed

over

under

% peso

Ac (+)

OVER Ac (-)

% peso

UNDER

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

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

-325

100

100

CURVAS DE EFICIENCIA CLASIFICACION: 100 90 80

% PESO

70 60 50 40 30 20 10 0 10

100

CICLON D10 HUARI

1000

10000

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

51

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 fx

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.

CURVAS DE EFICIENCIA EN CLASIFICACIÓN HUARI

Hidrciclón D10

Recuperación: %

100

Underflow Overflow

75

50

25

d50=130µ

0

10

100

1000

10000

100000

Tamaño de Partícula: Micrones

52

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).

53

BOMBA 1

Rougher III

ALIMENTO ROUGHER I

ROUGHER II

SCAVENGER

RELAVE BULK

BOMBA II

CONCENTRADO BULK

CLEANER I

CIRUCITO DE FLOTACION BULK

BOMBA 3

CLEANER II

CLEANER III

RELAVE GENERAL

SCAVENGER

CLEANER I

ROUGHER II

ROUGHER I

ACONDICIONADOR ZINC

BOMBA 4 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

CLEANER II

Concentrado cobre

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

54

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.

"PLANTA CONCENTRADORA HUARI" ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN CONCENTRADO BULK 15-mar-11

Mineral Fresco

Flotación Rougher III Rougher Bulk I ROUGHER I

ROUGHER II

Concentrado Bulk

S Flotación SCAVENGER Rougher Bulk II

Relave Bulk

BOMBA 2

CLEANER I

CLEANER II

CLEANER III

Gráfica (14) 55

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

56

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

57

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

58

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.

"PLANTA CONCENTRADORA HUARI" ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN CONCENTRADO ZINC 15-mar-11

Relave Bulk

Flotación CLEANERI Rougher Bulk I ACONDICIONADOR

ROUGHER I

Flotación SCAVENGER Rougher Bulk II

Relave zinc

ROUGHER II

Concentrado zinc

CLEANER II

CLEANER III

Grafica (15)

59

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

60

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

61

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

62

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

63

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 Bulk

Flotación ROUGHER Rougher Bulk I

Flotación SCAVENGER Rougher Bulk II

CONCENTRADO PLOMO

CLEANER I

CLEANER II

CONCENTRADO COBRE

Grafica (16).

64

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

65

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

66

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

67

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

"PLANTA CONCENTRADORA HUARI" BALANCE METALURGICO DATO Tonelaje tratado Porcentaje de humedad

50 TMH 4,5 %

PESOS

TMS Cabeza Con. Cobre Con. Plomo

CONTENIDO METÁLICO

ENSAYES QUÍMICOS

% PESO

%Cu

%Pb

RECUPERACION

%Zn

Cu

Pb

Zn

%Cu

%Pb

RATIO

%Zn

50,00

100

1,20

9,80

11,80

0,60

4,90

5,90

0,47

0,95

24,54

4,00

4,80

0,12

0,02

0,02

19,33

0,39

0,38

105,80

7,50

14,99

2,70

52,25

13,10

0,20

3,92

0,98

33,73

79,93

16,64

6,67

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

Con. Zinc

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).

68

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)

69

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

SÓLIDOS

DESCRIPCION % Peso

TMH

TPD

AGUA 3

PULPA 3

Ge. m /h GPM TPH m /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

0,90

0,99

4 Concentrado Bulk

15,94 0,33

5 Relave Bulk

84,06 1,75 42,03 3,60

6 Concentrado Cobre

7,97 4,04

3,98 1,24

4,34 26,86 1,25

5,01 22,07 6,76

5,50 24,21 25,89 1,23

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

11 Efluente 12 Evaporación

5,79 25,47 7,16

6,23 27,43 19,25 1,15

16,02 70,52 2,83 12,45

70

5.5.1. CHANCADO

PRODUCTO

Alimento Fresco Producto Chancado

SÓLIDOS % Peso TMH TPD 100,0 0 2,08 50,00 100,0 0 2,08 50,00

AGUA G.e.

3

m /h GPM

PULPA TPH

3

m /h GPM

%Sp

d

3,20

0,04

0,17

2,12

0,69

3,04 98,18

3,07

3,20

0,04

0,17

2,12

0,69

3,04 98,18

3,07

5.5.2. MOLIENDA SÓLIDOS PRODUCTO

Producto Chancado Producto Molienda

% Peso TMH TPD 100,0 0 2,08 50,00 100,0 0 2,08 50,00

AGUA 3

PULPA 3

G.e.

m /h GPM

TPH

m /h GPM

%Sp

d

3,20

5,17 22,74

7,25

5,82 25,61 28,73

1,25

3,20

5,67 24,96

7,76

6,32 27,82 26,86

1,25

5.5.3. FLOTACIÓN BULK SÓLIDOS PRODUCTO

AGUA

PULPA

Alimento Combinado

% Peso TMH TPD 100,0 0 2,08 50,00

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

3

3

G.e.

m /h GPM

TPH

m /h GPM

%Sp

d

3,20

5,17 22,74

7,25

5,82 25,60 28,73

1,25

5.5.4.SEPARACIÓN COBRE – PLOMO SÓLIDOS PRODUCTO

Concentrado Bulk Concentrado Cobre Concentrado de Plomo

AGUA

PULPA

% Peso

TMH

TPD

G.e.

15,94

0,33

7,97

4,04

0,90

3,98

1,24

0,99

4,34 26,86

1,25

0,95

0,02

0,48

3,90

0,09

0,42

0,11

0,10

0,44 17,25

1,15

14,99

0,31

7,50

4,50

1,25

5,49

1,56

1,32

5,80 20,01

1,18

3

m /h GPM

TPH

3

m /h GPM

%Sp

d

71

5.5.5. FLOTACIÓN ZINC SÓLIDOS PRODUCTO

% Peso

TMH

TPD

AGUA 3

PULPA

G.e.

m /h GPM

TPH

3

m /h GPM

%Sp

d

Relave Bulk Concentrado de Zinc

84,06

1,75 42,03

3,60

5,01 22,06

6,76

5,50 24,20 25,89

1,23

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 SÓLIDOS PRODUCTO

Alimento Fresco

% Peso TMH TPD 100,0 0 2,08 50,00

AGUA G.e.

3

m /h GPM

PULPA TPH

3

m /h GPM

%Sp

d

3,20

0,04

0,17

2,12

0,69

3,04 98,18

3,07

Concentrado Cobre Concentrado de Plomo Concentrado de Zinc

0,95

0,02

0,48

3,90

0,09

0,42

0,11

0,10

0,44 17,25

1,15

14,99

0,31

7,50

4,50

1,25

5,49

1,56

1,32

5,80 20,01

1,18

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 SOLIDOS PRODUCTO

Alimento Efluente Evaporación

% Peso 66,22

TMH

TPD

1,38 33,11

AGUA 3

PULPA

G.e.

m /h GPM

TPH

3,10

5,79 25,46

7,16

3

m /h GPM

%Sp

6,23 27,41 19,25

d 1,15

16,02 70,52 2,83 12,45

72

5.6. BALANCE METALURGICO DE MASA

2,69 1,539 TMS/Hr Densidad 1,75 3,077

% Solidos Grav. Espc. GPM Pulpa GPM Agua 98,18 2,55

50,1 15,4

3,330 11,8

Mineral Fresco

3,20 0,03

1,750 1,227

26,34 23,8

3,36 21,5

0,94 1,751

60,59 3,9

3,42 2,7

0,94 1,775

61,85 3,8

HIDROCICLON D10

MOLINO 3X4 MOLINO 4X4

1,75 1,335

36,1 16,0

3,280 13,6

2,69 1,539

50,1 15,4

3,330 11,8

BOMBA

3,4 2,6

BALANCE METALURGICO DE MASA "PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI"

73

CAPITULO VI 6. REACTIVOS PARA LA FLOTACION 6.1. VARIABLES MÁS IMPORTANTES EN LA FLOTACIÓN:

Densidad de pulpa

Granulometría

Tiempo VARIABLES DE FLOTACION pH Agua

6.2. REACTIVOS DE FLOTACION:

Mineral (pulpa)

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 74

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 flotación

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: 75

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 = TM

14.4 * S * cc/min TMSD

2. Para reactivos sólidos: Lb TC

=

cc/min * G.e. * S 0.317 * TCSD

3. Para laboratorio metalúrgico: g = TM

10 * cc * S P

Dónde: cc = cm3 a utilizarse. S = % de solución de reactivo o potencia. P = peso de mineral en gramos. 76

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

100

0,5

16,67

0,83

5

44

73,33

3,67

10

50

166,67

8,33

mix

10

220

733,33

36,67

3418

100

1

33,33

1,67

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

5

220

366,67

18,33

sulfato de cobre

10

210

700,00

35,00

cal

10

180

600,00

30,00

100 2,5

3

100,00

5,00

60

50,00

2,50

10

9

30,00

1,50

bisulfito de sodio

5

100

166,67

8,33

Bicromato de sodio

5

90

150,00

7,50

100

0,5

16,67

0,83

D -242 bisulfito de sodio cal REMOLIENDA

FLOTACIÓN DEL BULK

Bicromato de sodio FLOTACION DEL ZINC

dp - 1000 z - 11 SEPARACION Pb - Cu cal

MIBC

77

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

78

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. 79

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

80

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.

81

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.

82

83

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

84

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.

85

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. 86

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 87