facultad de procesos-escuela profesional de …

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA

FACULTAD DE PROCESOS- ESCUELA PROFESIONAL DE

INGENIERIA METALURGICA

TITULO:

EVALUACION TECNICA DEL DIMENSIONAMIENTO DE PLANTA

CONCENTRADORA HILARION DE LA COMPAÑÍA MINERA MILPO

Tesis presentado por el Bachiller:

PAUCAR MAYTA JULIO CESAR

Para optar el Título Profesional de

Ingeniero Metalurgista

AREQUIPA- PER~U--~~-=-----, UNSA- SADI

2015 No. Doc. __ 8?.~ .. /i.~ .. /.9.._Q_Cj_5_ ___ ·

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PRESENTACION

Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos, Señor Director de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Señores Miembros del Jurado, pongo a consideración de Uds. la presente tesis, con la cual pretendo optar el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista.

El presente trabajo de tesis titulado: "EVALUACION TECNICA DEL DIMENSIONAMIENTO DE PLANTA CONCENTRADORA HILARION DE LA COMPAÑÍA MINERA MILPO", presenta tres capítulos en los cuales se extrae un resumen de cada capítulo acontinuacion:

CAPITULO 1: INTRODUCCION.

Se detalla la ubicación del proyecto, su accesibilidad, los trabajos desarrollados en laboratorio metalúrgico con las muestras proporcionadas por la compañía minera MILPO, se extrae un resumen de las pruebas metalúrgicas tales como, que nos servirán como una matriz de datos de ingeniería para diseñar los equipos principales de una concentradora, así mismo se estima la valorización de concentrados considerando un precio promedio anual de los últimos 15 años con las penalidades y premios respectivos a partir de los datos obtenidos en laboratorio y de la base de datos de comercialización de la Unidad Minera CERRO LINDO.

CAPITULO 2: DIMENSIONAMIENTO DE LOS EQUIPOS DE PLANTA CONCENTRADORA.

Se consideran los criterios teóricos básicos para el diseño de equipos y su escalamiento a escala industrial, para el circuito de chancado, molienda se considera como dato fundamental la prueba de índice de trabajo, en los circuitos de flotación para realizar el escalamiento se considera únicamente el tiempo de residencia, para validar la dimensión de los equipos seleccionados realizamos una simulación matemática y sus respectivos balances de materia, para selección de equipos de la sección de espesadores y filtrado se realizan los cálculos se realizan en base a la calidad de concentrados y el balance metalúrgico proyectado.

CAPITULO 3: ESTIMACION ECONOMICA.

Para esta etapa se concederán una matriz de datos del proyecto que se realizó para unidad CERRO LINDO, y la respeCtiva cotización de los equipos proporcionada por los fabricantes, se realizara un flujo de caja y los indicadores de evaluación VAN, TIR

OBJETIVOS GENERALES.

El objetivo de la presente tesis es dimensionar una planta concentradora polimetálica para el PROYECTO HILARION de la compañía minera MILPO.

OBJETIVOS ESPECIFICOS.

Estimar las dimensiones de los equipos en base al comportamiento metalúrgico obtenido en laboratorio y de acuerdo con los criterios teóricos desarrollados por

los fabricantes e investigadores

Hacer un estimado del costo unitario y el costo de instalación de planta concentradora.

Realizar el diagrama de flujo de planta concentradora propuesto de acuerdo con los cálculos desarrollados para el tratamiento del proyecto Hilarión.

ANTECEDENTES

Compañía Minera Milpa S.A.A. de acuerdo a su plan de exploraciones, tiene previsto continuar con las exploraciones y a la vez complementarlos con estudios para el procesamiento del mineral que explotara, del Proyecto Hilarión, el cual tiene como objetivo, a comparación de los estudios que le preceden, poder conocer las recuperaciones metalúrgicas, para hacer un hacer un flujo de fondos conociendo previamente la calidad de los concentrados, y también se requiere hacer un estudio de diseño de planta concentradora y sus dimensionamiento de cada una de las etapas de procesamiento de minerales.

Proyecto Hilarión de la compama minera MILPO S.A.A. se encuentra en su primera fase de proyecto para este determinado estudio dimensionamiento de equipos, circuito de planta concentradora a partir de datos obtenidos en un laboratorio tercero.

Se evalúa las dimensiones de los equipos y circuitos de planta concentradora con el objetivo de evaluar el costo de los equipos y el flujo de fondos para viabilizar el proyecto

Es en tal sentido que Compañía Minera Milpa S.A.A. desea estimar el costo de

inversión para el Proyecto Hilarión la construcción de una planta concentradora

polimetálica.

EVALUACION TECNICA DEL DIMENSIONAMIENTNO DE PLANTA

CONCENTRADORA HILARION DE LA COMPAÑÍA MINERA MILPO

CAPITULO 1

1. INTRODUCCION .............................................................................................. 1

1.1. Ubicación y accesibilidad del proyecto ......................................................... 2

1.2. Concepto de evaluación de proyecto minero en fase de exploración .......... 2

1.3. Trabajos a nivel de laboratorio para diseñar una planta concentradora ....... 3

1.4. Descripción del Estudio metalúrgico a escala laboratorio ............................ 3

1.4.1. Caracterización mineralógica y composición química del mineral de

Hilarión ............................................................................................... 4

1.4.2. Características del mineral. ................................................................ 6

1.4.3. Pruebas de moliendabilidad ............................................................... 7

1.4.4. Determinación del Work lndex por el método Estándar Bond ............ 9

1.4.5. Estudio Microscópico de las pruebas de molienda ............................ 9

1.4.6. Flotación de sulfuros de Plomo y Plata ............................................ 1 O

1.4.7. Flotación de sulfuros de Zinc ........................................................... 14

1.4.8. Modelo Cinético de Agar y Barrett .................................................. 16

1.4.9. Pruebas en ciclo cerrado .................................................................. 19

1.5. Balance metalúrgico proyectado para el mineral de Hilarión ...................... 22

1.6. Estimación de la valorización económica de los concentrados .................. 22

1.7. Penalidades por: As, Sb, Hg, Cd, Bi y otros, premios por: Au y Ag. En los

concentrados de Plomo y concentrado de Zinc .......................................... 24

CAPITULO 11

2. DIMENSIONAMIENTO DE LOS EQUIPOS DE PLANTA CONCENTRADORA.

2.1. Criterios generales de escalamientos de laboratorio a nivel industrial ......... 26

2.1.1. Parámetros básicos de producción para el diseño de planta ............. 27

2.2. Sección de Chancado .................................................................................. 28

2.2.1. Diseño de la sección chancado ......................................................... 30

2.2.2. Dimensionamiento de los equipos del área de chancado .................. 31

2.2.3. Sección de almacenamiento y transporte del mineral:

dimensionamiento de tolvas y fajas transportadoras ........................ .41

2.2.4. Simulación del circuito de Chancado en MOL Y -COP TOOLS .......... .46

2.3. Sección de Molienda y Clasificación húmeda .............................................. .48

2.3.1. Método Bond para dimensionar molino de Bolas ............................. .48

2.3.2. Método de Krebs para dimensionar el hidrociclon ............................ .49

2.3.3. Dimensionamiento del molino ............................................................ 51

2.3.4. Dimensionamiento del hidrociclon, diámetro d50 ............................... 53

2.3.5. Selección de la bomba para el hidrociclon ......................................... 57

2.3.6. Determinación de tamaño de bola máximo, collar de bolas,

% del nivel de llenado del molino, % de volumen de llenado ............. 58

2.3.7. Simulación de los circuitos de molienda y clasificación en MOLY-

COP TOOLS ...................................................................................... 60

2.4. Sección de Flotación de minerales

2.4.1. Escalamiento de laboratorio a nivel industrial

2.4.2. Cinética del proceso de Flotación minerales

2.4.3. Reactivos y dosificaciones

2.4.4. Dimensionamiento de los Circuitos Plomo y Zinc

2.4.5. Simulación de los circuitos Pb y Zn

64

65

65

70

73

77

2.5. Sección Espesamiento ... : ............................................................................. 80

2.5.1. Dimensionamiento del espesador de concentrado de Plomo ............ 81

2.5.2. Dimensionamiento. del espesador de concentrado de Zinc ................ 81

2.5.3. Dimensionamiento del espesador de relave final. .............................. 81

2.6. Sección Filtrado ............................................................................................ 83

2.6.1. Dimensionamiento de filtros tambor para el concentrado de Plomo y

concentrado de Zn, usando catálogos Metso .................................... 84

2.6.2. Dimensionamiento de la unidad de vacío .......................................... 84

2.7. Manejo de relaves e impacto ambiental ....................................................... 87

2.8. Balance de agua en el diseño de planta concentradora ............................... 90

CAPITULO 111

3. ESTIMACION ECONOMICA ............................................................................ 92

3.1. lnversiones ................................................................................................... 92

3.1.1 Resumen de costos de equipos de planta ........................................ 92

3.1.2 Costo de capital - Proyecto Hilarion Fase 1, Planta concentradora .. 93

3.1.3 Total de inversión del proyecto .......................................................... 94

3.2 Costos de.operación .................................................................................. 94

3.2.1 Costos directos .................................................................................. 94

3.2.2 Costos indirectos ............................................................................... 96

3.2.3 Costos de operación Total ................................................................. 97

3.3 Financiamiento ........................................................................................... 97

3.3.1 . Flujo de caja ..................................................................................... 98

3.4 Presupuesto de ingresos y egresos ........................................................... 98

3.4.1 Ingresos y egresos ............................................................................. 98

3.4.2 Punto de equilibrio ............................................................................. 98

3.5 Estados financieros .................................................................................... 98

3.5.1 Indicadores de evaluación VAN, TIR ................................................. 98

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES . ................................................................. 1 01

Conclusiones ........................................................................................................ 1 01

Recomendaciones ................................................................................................ 1 01

Bibliografía .................................................... ; ...................................................... 102

INDICE DE CUADROS

Cuadro 01: B 1 n t 1 , · t d d' a a ce me a urg1co proyec a o por 1a ........................................... 1

Cuadro 02: Distribución de especies mineralógicas ............................................ 5

Cuadro 03: Análisis químico del mineral Hilarión ................................................. 6

Cuadro 04: Tamaño de partícula vs tiempo de flotación ...................................... 7

Cuadro 05: Grado de liberación mineralógica a malla 55.65%, m-200 ................ 9

Cuadro 06: Distribución de fracciones de 75 y 37 micrones ............................... 1 O

Cuadro 07: Evaluación del Ph de flotación de circuito Pb ................................... 11

Cuadro 08: Selección de colectores y dosificaciones óptimas ............................ 12

Cuadro 09: Análisis químico de pruebas para colectores ................................... 12

Cuadro 10: Selección de depresores para el circuito de Plomo .......................... 13

Cuadro 11: Resultados obtenidos de la selección de depresores para el circuito

Pb .................................................................................................... 13

Cuadro 12: Selección y dosificaciones de colectores para el circuito de Zn ....... 14

Cuadro 13: Resultados obtenidos en la dosificación de colectores en el circuito ..

De Zn ............................................................................................... 15

Cuadro 14: Resumen de dosificaciones de los circuitos ..................................... 16

Cuadro 15: Análisis químico para la cinética de flotación ................................... 18

Cuadro 16: Análisis químico de muestras de las pruebas en ciclo cerrado ........ 21

Cuadro 17: Análisis químico de muestras generadas en la prueba Na 41 ......... .21

Cuadro 18: Balance proyectado anual de producción de concentrados ............. 22

Cuadro 19: Análisis químico de los concentrados .............................................. 24

Cuadro 20: Tonelaje Nominal para el diseño de planta ...................................... 28

Cuadro 21: Ratios de parámetros para la sección chancado ............................. 28

Cuadro 22: Distribución granulométrica del Alimento a chancado ...................... 29

Cuadro 23: Distribución granulométrica del producto de chancado .................... 29

Cuadro 24: Análisis granulométrico y balances en el grizzli ............................... 32

Cuadro 25: Selección de cedazos para la zaranda 1 ......................................... 34

Cuadro 26: Especificaciones técnicas para selección chancadoras Symons ..... 35

Cuadro 27: Análisis granulométrico en la clasificación de las zarandas ............. 36

Cuadro 28: Selección de cedazos para la zaranda 2 ......................................... 38

Cuadro 29: Análisis granulométrico de chancadoras secundaria y terciaria ...... .40

Cuadro 30: Especificaciones técnicas para selección fajas transportadoras ...... 45

Cuadro 31: Factor de conversión al punto de corte ............................................ 55

Cuadro 32: Recarga inicial de bolas para el molino de bolas 13x15 ................... 59

Cuadro 33: Tendencias de los valores de R y K con algunas variables de flotación;

Kimpel 1985 ..................................................................................... 66

Cuadro 34: Cinética de flotación del Pb ............................................................. 67

Cuadro 35: Cinética de flotación del Zn .............................................................. 68

Cuadro 36: Recuperaciones parciales y acumulados en fracciones de tiempo .. 69

Cuadro 37: Características físicas de los reactivos de flotación ......................... 71

Cuadro 38: Consumo y preparación de los reactivos de flotación ...................... 71

Cuadro 39: Condiciones físicas y dosificaciones de la prueba W 41 del ciclo

Cerrado ........................................................................................... 72

Cuadro 40: Volumen requerido para las celdas de flotación de los circuitos de ... .

Pby Zn ............................................................................................ 74

Cuadro 41: Cantidad de celdas por fabricante ................................................... 76

Cuadro 42: Caracterfsticas técnicas de las celdas Ok ........................................ 76

Cuadro 43: Resumen de las pruebas de sedimentación .................................... 80

Cuadro 44: Tipos de filtración ............................................................................. 82

Cuadro 45: Resultado de ensayos ABA de muestras de relave ......................... 89

Cuadro 46: Distribución volumétrica porcentual de especies mineralógicas en el

Relave ............................................................................................. 90

Cuadro 47: Resumen de los equipos seleccionados .......................................... 92

Cuadro 48: Costo total de los principales equipos seleccionados ...................... 93

Cuadro 49: Costo de capital de inversión ........................................................... 94

Cuadro 50: Costos de consumo de energía en Planta ....................................... 95

Cuadro 51: Costos de consumo de Reactivos en Planta .................................... 96

Cuadro 52: Costos de Salarios del personal en Planta ...................................... 96

Cuadro 53: Costo unitario para Planta .......... : .................................................... 97

Cuadro 54: Flujo de caja económico y financiero proyectado ............................. 99

INDICE DE FIGURAS

Figura 01 Efecto tiempo de molienda en las mallas +65, -200, -400 ........... 8

Figura 02 Recuperación del Pb en función al tiempo de flotación ............. 17

Figura 03 Recuperación del Zn en función al tiempo de flotación ............. 17

Figura 04 Esquema desarrollo de la prueba en ciclo cerrado No 41 .......... 20

Figura 05 Alimentador de orugas- Modelo ARTESA 914 mm .................. 31

Figura 06 Grizzly de 4" de abertura en 45 ................................................. 31

Figura 07 Partes de una chancadora de mandíbulas ................................ 33

Figura 08 Partes de una zaranda convencional de dos pisos ................... 35

Figura 09 Partes de una chancadora Symons ........................................... 37

Figura 1 O Esquema de componentes de una faja transportadora ............ .45

Figura 11 Diseño y selección del diagrama de flujo del área de chancado ..

-PROYECTO HILARlO FASE 1. ............................................... .47

Figura 12 Selección de D-50 del hidrociclon ............................................. 54

Figura 13 Diseño y selección del diagrama de flujo de molienda y .............. .

clasificación- PROYECTO HILARION FASE 1 ......................... 56

Figura 14 Selección de bombas METS0 ................................................... 57

Figura 15 Modelamiento matemático de la función matemática de la

función Selección y la función Fractura ..................................... 62

Figura 16 Modelamiento matemático del diagrama de flujo de molienda y

Clasificación .............................................................................. 63

Figura 17 Esquema de primera campaña de pruebas de flotabilidad ........ 65

Figura 18 Modelo de celda Sk-240 ............................................................ 76

Figura 19 Partes de una celda Ok ............................................................. 76

Figura 20 Diseño y selección del diagrama de flujo de flotación del

circuito Pb- PROYECTO HILARION FASE 1 •.••..•••...••....•...••...• 78

Figura 21 Diseño y selección del diagrama de flujo de flotación del

circuito Zn- PROYECTO HILARION FASE 1. ............................ 79

Figura 22 Esquema del es pesador de puente ........................................... 82

Figura 23 Esquema de un filtro tambor. ..................................................... 83

Figura 24 Esquema de la unidad de vacío y el filtro tambor ...................... 85

Figura 25 Diseño y selección del diagrama de flujo de Espesamiento,

Filtrado y Recuperación de Agua .............................................. 86

Figura 26 Propuesta final de Planta Concentradora - PROYECTO

HILARION FASE 1 .................................................................. 100

Abreviaturas, nomenclatura y composición química de las especies

minerales mencionadas en el presente informe.

Abreviatura nombre composición química.

ARCs arcillas filosilicatos de Al, hidratados

CABs carbonatos (variada)

CLOs cloritas filosilicatos ferromagnesianos.

cp calcopirita CuFeS2

cz cuarzo Si02

ef es fa le rita (Zn,Fe)S

ep epídota Ca2(FeAI)3[(Si04)(Si207)/0/(0H)]

GGs "gangas" (variada)

gn galena PbS

LMs "limonitas" mayormente FeO(OH)

po pirrotita Fe1-xS

py pirita FeS2

ser sericita KAI2 [Si3AI)01 O/(OH,F)2]

EVALUACION TECNICA DEL DIMENSIONAMIENTO DE PLANTA

CONCENTRADORA HILARION DE LA COMPAÑÍA MINERA

MIL PO

CAPITULO 1

1. INTRODUCCION.

Las pruebas metalúrgicas del mineral Hilarión, realizadas en el Laboratorio

Metalúrgico Chapi S.A.C. se iniciaron en el mes de septiembre del 2008,

con el objeto de definir el esquema de flotación, que permita recuperar los

valores de plomo, plata y zinc contenidos en el mineral.

El diseño de la planta para una capacidad de tratamiento de 3500 TM/dia

también es considerado.

El esquema definido aplica el método de flotación diferencial para flotar

inicialmente la galena y obtener un concentrado de plomo con contenido

importante de plata y luego, el sulfuro de zinc es activado y recuperado. El

esquema diseñado fue definido mediante pruebas de flotación batch y de

ciclo cerrado.

Los resultados metalúrgicos obtenidos mediante pruebas de ciclo cerrado

se resumen en la siguiente tabla:

BALANCE METALURGICO PROYECTADO- CICLO CERRADO-PRUEBA 41 PRODUCTOS PESOS Ensayes: *Onz-Au/TM, % Recuperación Metálica: %

TMSD % Pb *Ag Zn Cu Fe Pb Ag Zn Cu Mineral 3500 100 1.67 1.87 5.2 0.051 13.54 100 100 100 100 Conc. Plomo 84.39 2.41 58.7 61.41 3.47 0.26 5.28 84.75 79.18 1.61 12.29 Conc. Zinc 334.58 9.56 0.27 0.96 49.47 0.31 12.41 1.55 4.91 90.94 58.11

Fe 100 0.94 8.76

Rela~ 3081.03 88.03 0.26 0.338 0.44 0.0172 13.889 13.71 15.91 7.45 29.60 90.30

Cuadro 01: Balance metalúrgico proyectado por día.

Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.

Respecto a los elementos contaminantes,· se detalla en los siguientes:

subtítulos 1.7. Penalidades.

1

1.1. Ubicación y accesibilidad del proyecto.

El Proyecto Hilarión, se encuentra circundada por altas cumbres de la

cordillera Chaupi Janca y cerro Mina Punta, en el paraje de Chiuruco, en

el distrito de Huallanca, provincia de Bolognesi, departamento de

Ancas h.

El proyecto Hilarión está ubicado a 7,1 Km de la ciudad de Huallanca,

delimitado por los cerros Jupaytaugana al Oeste, Tranca al Nor Oeste,

Mina Punta al Nor Este y Yurajalapu al Sur, teniendo a 1.5 Km. al Este,

fuera de la concesión, a la Quebrada Cajón Rajra. El Proyecto de

exploraciones Hilarión no se encuentra en una zona ANP o zona de

Amortiguamiento. La ubicación del Proyecto minero se indica en el Mapa

Político (M-1 ).

Geográficamente se localiza en la zona occidental de los Andes

Centrales Peruanos, enmarcada dentro de las siguientes coordenadas

geográficas:

Longitud Oeste:

Latitud Sur:

77° O' 27.8" W

9° 59' 3.2" S

Las coordenadas UTM referenciales son:

Este: 279 970

Norte: 8 895 800

Zona: 18

Altitud Promedio: 4 750 m.s.n.m.

1.2. Evaluación de proyecto minero en fase de exploración.

En la evaluación de proyectos mineros es necesario: mostrar los

supuestos principales del proyecto, para cada año de vida del proyecto

(inversiones, ingresos, costos), calcular los gastos que no son efectivo,

pero que implican un escudo fiscal para el proyecto (depreciación,

amortización, valor residual).

Se construye el flujo de caja económico y financiero, en base a los datos

de comercialización de la Unidad minera Cerro Lindo y la calidad de

concentrados obtenidos en laboratorio.

2

1.3. Trabajos a nivel de laboratorio para diseñar una planta

concentradora.

El estudio metalúrgico se inició con un trabajo de planificación previa en

la definición de los parámetros de molienda y flotación, tal que permita

recabar la información importante para realizar un diseño de planta. Para

ello se procedió de la siguiente manera:

Establecer las muestras a considerar para obtener el blending adecuado

a las leyes que debe tener el mineral a tratar .

./ Homogenizar el lote establecido .

./ Cuartear el lote de mineral en fracciones de 1 kilo .

./ Realizar la Caracterización del mineral G.E., Wi, Densidad

aparente

./ Realizar las pruebas para determinar el tiempo de molienda .

../ Efectuar el análisis granulométrico de verificación de la muestra

molida con el tiempo de molienda establecido .

./ Realizar el estudio microscópico para determinar los minerales .

./ Realizar pruebas de flotación con 1 kilo de muestra con la

dosificación de reactivos, pH, y tiempo de molienda, variables

para poder realizar nuestro diseño de experimento y encontrar los

mejores parámetros para una buena calidad de concentrado y

alta recuperación .

./ Realizar pruebas metalúrgicas de ajuste de dosificación de

reactivos .

./ Realizar pruebas en ciclos cerrados para comprobar el posible

esquema de flotación .

./ Por ultimo realizar los cálculos necesarios para diseñar la planta.

1.4. Descripción del Estudio Metalúrgico a escala laboratorio.

El estudio metalúrgico comprende todas las pruebas metalúrgicas

realizadas a escala laboratorio con el fin de conocer sus

comportamientos de flotabilidad, moliendabilidad, grado de impurezas,

grado de liberación, índice de trabajo, reactivos más apropiados,

parámetros óptimos: Ph, Cinética de flotación, pruebas de

sedimentación, Prueba de impacto (índice de chancabilidad).

3

Son datos necesarios para dimensionar equipos, a medida que el

proyecto avanza se hace necesario entrar en mayores detalles y a la vez

ajustar las variabilidades.

1.4.1. Caracterización mineralógica y composición química del

mineral de HILARION.

Los minerales que más predominan son los carbonatos seguido

por los sulfuros, cuarzo, magnetita, limonitas y cerusita y otros

minerales de escasa significación, cloritas y plagioclasas.

Los sulfuros observados fueron Calcopirita, Esfalerita, Galena,

Pirita, y Pirrotita.

Las menas importantes son la Galena y la Esfalerita de la

variedad Marmatita siendo la Calcopirita de poca abundancia.

Las gangas metálicas están formadas por Pirita, Pirrotita,

Limonitas. En la ganga no metálica se tiene abundantes

carbonatos y silicatos.

De acuerdo al estudio microscópico se puede concluir lo

siguiente:

~ El mineral portador de Plomo es la Galena. Siendo

probable la existencia de Cerusita (PbC03) entre los

minerales identificados como carbonatos.

~ Los minerales portadores de Zinc son la Esfalerita y

Marmatita. Siendo también probable la ocurrencia de

Smithsonita (ZnC03) entre los minerales identificados

como carbonatos.

~ El mineral portador de cobre es la calcopirita la cual se

encuentra bastante diseminada en una porción de

esfalerita.

~ No se ha observado presencia de minerales directamente

portadores de Plata lo cual estaría indicando que la Plata

está dentro de la molécula de la Galena, que se confirma

con a alta correlación lineal del par Ag-Pb según los

análisis químicos.

4

Partículas libres %Volumen Observaciones CBs 18.3 Carbonatos OPs 16.3 minerals opacos cz 7.6 Cuarzo LMs 4.2 Limonitas ser 2.8 Sericita ep 0.7 Epídota ARCs 0.7 arcillas CLOs 0.0 Cloritas PGLs 0.0 plagicloasas Total libres 50.5 Partículas Mixtas cz/CBs 17.3 Carbonatos en playas dentro de cuarzo cz/ser/CBs 5.9 Carbonatos reemplazando parcialmente a sericita dentro de cuarzo cz/ser 4.2 Playas de sericita dentro de cuarzo CBs/ser 2.8 Carbonatos reemplazando parcialmente a sericita CBs/ep 2.8 Playas de epídota dentro de carbonatos CBs/ARCs 1.4 Playas de arcillas asociadas con carbonatos CBs/LMs 1.4 Playas de carbonatos asociados con minerales opacos limonitizados. ser/LMs 1.4 Playas de sericita asociada con minerales opacos limonitizados. cz/OPs 1.4 Minerales opacos asociados con cuarzo cz/ep/CBs 1.4 Amarres complejos de cuarzo/epidota con playas de carbonatos CBs/OPs 0.7 Carbonatos con diseminaciones de minerales opacos CBs/CLOs 0.7 Carbonatos asociados con playas de cloritas ser/OPs 0.7 Sericita asociada con minerales opacos. ser/ARCs 0.7 Amarre complejo de sericita/arcillas CLOs/cz 0.7 Playas de cuarzo dentro de cloritas. CLOs/LMs 0.7 Playas de cloritas asociadas con minerales opacos limonitizados OPs/ep 0.7 Minerales opacos diseminados dentro de epídota cz/CBs/CLOs 0.7 Amarres complejos de cuarzo/cloritas asociadas con playas de carbonatos cz/CLOs/PGLs 0.7 Amarres complejos de cuarzo/cloritas/plagioclasas cz/ep/OPs 0.7 Amarres complejos de cuarzo/epídota, con diseminaciones de minerales opacos CBs/ARCs/OPs 0.7 Arcillas asociadas con playas de carbonatos y diseminaciones de minerales opacos cz/CBs/ser/ep 0.7 Amarres complejos de cuarzo, sericita y epídota, con playas de carbonatos. cz/CBs/ep/LMs 0.7 Amarres complejos de cuarzo, epídota, playas de carbonatos y de limonitas cz/ser/CLOs/LMs 0.7 Amarres complejos de cuarzo asociado con cloritas y sericita y playas de limonitas Total Mixtas 49.5 Total General 100.0

Cuadro 02: Distribucion de especies mineralogicas.

Fuente: Labotario Metalurgico Chapi S.A.C.

5

El análisis de las leyes del mineral permite concluir, que el 19.2%

del plomo contenido está como óxido y por lo tanto dicho

porcentaje limitará la recuperación de plomo y plata en su

concentrado de plomo, debido a que gran parte de la plata se

encuentra, en este caso en la estructura de la galena

Análisis Químico del Mineral "·: ·~ ·" "''· EleritE:mto, ó. ·

Comp'ú~sto · •. Sím~olo~ •.. ·.Ensaye: · Unidad L¡''•

Plomo Pb 1.67 % Zinc Zn 5.2 % Cobre Cu 0.051 % Hierro Fe 13.5 % Manganeso Mn 0.22 % Arsénico As 0.068 % Antimonio Sb 0.002 % Bismuto Bi 0.005 % Cadmio Cd 0.04 % Insolubles --- 41.39 % Mercurio Hg 0.47 ppm Oro A u 0.002204 Onz/TM Plata Ag 1.87 Onz/TM Cobre oxidado CuOx 0.005 % Plomo oxidado PbOx 0.32 % Zn oxidado ZnOx 0.058 %

Sulfato 804 15.24 %

Cuadro 03: Analisis quimico del mineral Hilarion.

Fuente: Laboratorio Metalurgico Chapi SAC

1.4.2. Características del mineral.

Gravedad Especifica

Densidad Aparente

Ph Natural

Índice abrasión

: 3.20 gr/cc

: 1.64 TM/m3 (P80 =766 u)

: 7.1

:0.098

Densidad aparente: se define como la masa contenida en la

unidad de volumen que ocupa la muestra incluye el espacio

poroso y el material sólido, el índice de abrasión, se define como

desgaste de aceros causados por el mineral abrasivo, los aceros

pueden ser chaquetas y bolas de molinos, forros de chancadoras,

dichos aceros son· una aleación al manganeso

6

1.4.3. Pruebas de moliendabilidad.

Las pruebas de molienda se efectuaron en las condiciones

siguientes:

Tamaño de molino: 8x8 Pulgadas

Solidos: 66.67 %

Muestra de mineral: 1000 Gramos

Volumen de bolas: 30 %

Velocidad de molino: 110 RPM

Tiempos de molienda: 8-13 Minutos.

Con la finalidad de determinar el tiempo de molienda del mineral,

en el cual se obtiene una granulometría adecuada para la

flotación, es decir un 080 del orden de 120 micrones, se

efectuaron pruebas de molienda en función al tiempo, con las

cuales se determinó que, para el mineral Hilarión, el tiempo

adecuado de molienda es de 11 minutos.

-Molienda f\/licrones Distribución, %

, Minutos- 080 050 +M65 -m200 :-m400 o 725 348 63,81 18,31 11,75 8 163 79 8,46 48,34 31,47 9 144 73 5,55 51,25 32,01 10 132 64 3,39 55,12 35,78 11 123 61 2,32 58,09 35,89 12 113 56 1,37 60,91 38,51 13 105 54 1,02 63,98 39,88

Cuadro 04: Tamaño de partícula vs tiempo de flotación

Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C

Para obtener la granulometría adecuada para la flotación del

mineral Hilarión es necesario 11 minutos de molienda, en cuyo

producto, el 58% del mineral es inferior a la malla 200 ó a 75

micrones, tamaño para el cual, generalmente la recuperación de

sulfuros, mediante _flotación, alcanza la máxima recuperación

los concentrados en esta malla, tal como se detalla en el cuadro

04.

Se muestra mayores detalles de la prueba de moliendabilidad y

el índice de trabajo en el Anexo 10.

7

Tamaño de Particula Vs Tiempo de Molienda

80

1 • +M65 o -m200 A -m400 1

70 64,0

(J.)

60 ....... e ctl en ctl

a_

-- 50 o "O

e (]) ....... (J.) 40 o:: o

"O ctl

:::J 30 E :::J o <(

~ 20

10

o o 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

Tiempos de Molienda (min)

Figura 01: Efecto del tiempo de molienda en las mallas +65, -200, -400.


En la figura 01, se detalla en el grafico la relación de tamaño de

partícula en función al tiempo de molienda, la curva de color

rosado nos muestra en función a la malla m-200, alcanza un 60%

m-200 a los 11 minutos de molienda, para la realización de

pruebas flotación a escala de laboratorio con esta misma malla se

debe realizar el escalamiento a nivel industrial; La curva celeste

representa a los gruesos de la molienda, a los 11 minutos muestra

2.3% en la malla m+65 y finalmente la fineza de la molienda está

representada por la recta de color verde que a los 11 minutos

alcanza una finesa de 35.9% en la malla m-400.

8

1.4.4. Determinación del Work lndex por el método Estándar Bond.

Wi 44,5

P1 °·23 X Gpb 0

'82

X (101\(P;o-10/'.(Fso )

P1 : Malla de corte

Gbp : Índice de moliendabilidad

P80 : Pasante del producto al 80%

F80 : Pasante del alimento al 80%

Wi : kwt/tc

Se realizaron dos pruebas de work index de Bond a malla de corte

a 100 (150 micrones), los resultados fueron:

F80 P80 Moliendabilidad Work index

Prueba #1:

Prueba #2:

767 102

766 102

1.73

1.74

En los anexos se detalla cada una de las pruebas.

14.2

14.23

El promedio del Work indexes 14.22 Kwh/TC o 15.67 Kwh/TM.

Este valor obtenido indica que el mineral de Hilarión posee una

dureza media, en el A11exo 10 se detalla la prueba de Work lndex.

1.4.5. Estudio Microscópico de las pruebas de molienda.

El estudio de microscopia tuvo como finalidad dar a conocer la

mineralogía de Hilarión y analizar el grado de liberación de las

especies valiosas a una molienda de 56% -m200.

;. m·ana %·peso· cp: ef , gn·· .. PY· ggs . .. " ~

.+m65 4.88 65.67 6.69 97.49 97.88 ·. +m100 14.80 77.80 39.03 97.63 97.62 :tm200. 48.77 88.04 57.59 98.57 98.25 f:m400 31.55 69.67 96.45 89.41 99.25 99.34

Grado.de Lib_eracion . 21.98. 88.09 62.40 98:59 ... 98.48

Cuadro 05: Grado liberación mineralógica a malla 55.65% -200


Analizando las tablas y gráficos de la distribución granuloquímica

(Ver cuadro 05), se concluye que en el alimento a las pruebas de

flotación el porcentaje de partículas mayores y menores al

tamaño óptimo de flotación, a 75 micrones, ha sido el siguiente:

9

':'j::raffi~ño':de'1'· ~~:.'MineraE:;;; •. ~'·Millerates de:··.¡; Minerales de\ :·Mifieráiés de ~<~::P!ictícutíl./Y. :.::, .. eórÜp~siio: .. ~··•· .. :;:. · .•.. Ptóm~{ . .. ·} ::: .. :tpí~ta .. ::~: ;:, · ;,·::.,.zi~c• .. ·•• : ·:'.

r·:':.:..+:7s,.t:;; .. ;; 42.o 24.4 24.8 44.o

1~;:<.'+&7.JÍ:. :.'.) 64.11 47.6 48.0 60.4

··,<t":':}?A; ':;i 58.0 76.6 75.2 66.0 k.;~' ;c::'a7Jio;''f .· 35.89 52.4 52.0 39.6

Cuadro 06: Distribución de fracciones de 75 y 37 micrones


Los valores correspondientes de distribución metálica para las

fracciones de 75 y 37 micrones se encuentran en rangos

adecuados para la flotación (ver cuadro 06).

Del Grado de liberación obtenido se concluye:

Es necesario liberar más a la Galena principalmente.

~ La Esfalerita se encuentra bastante liberada.

~ La calcopirita será muy difícil de liberar mediante molienda

lo cual no es preocupante por la baja ley de Cobre.

~ Se puede observar también que el grado de liberación tanto

de la Pirita como de la Ganga son bastante altos.

1.4.6. Flotación de sulfuros de Plomo y Plata.

El método de flotación aplicado fue el diferencial con el propósito

de recuperar inicialmente un concentrado de plomo con el mayor

contenido posible plomo y como subproducto plata y a

continuación se flotó los sulfuros de zinc modificando el PH de

la pulpa, mediante la adición de cal, y la activación de los

sulfuros de zinc con Sulfato de cobre, para la realización de las

pruebas de flotación considero los siguientes parámetros.

ETAPA MOLIENDA FLOTACION Porcentaje de solidos 66.7 30 Peso del mineral, gr 1000 1000 Velocidad de operación RPM 110 1500

Calidad de agua Potable Potable

10

En las pruebas experimentales a escala batch se evaluaron de

manera aislada los colectores, siguiendo con los depresores, con

distintos reactivos. Hasta generar una matriz de pruebas

experimentales y seleccionar los reactivos con mayor beneficio.

Evaluación Ph de flotación de los sulfuros de Plomo y Plata.

Es la primera variable de flotación que se experimenta,

basándonos como referencia teórica del Ph de flotación de la

galena PbS que es un rango entre 8 a 9 de Ph.

Para elevar el Ph se adiciono cal a la pulpa y se acondiciono, se

mantuvieron constantes los colectores, depresores y espumantes

PRUEBA gr/TM COSUMO DE REACTIVOS gr/TM ~ECUPERACIONES 0

CAL Ph ZnS04 NaCN A-242 A-25 MIBC Pb Zn Ag

1 500 6.50 75 25 5 5 40 55.56 2.60 51.54 2 550 7.50 75 25 5 5 40 78.72 3.28 72.06 3 600 7.50 75 25 5 5 40 72.25 3.07 67.71 4 900 7.20 75 25 5 5 40 58.30 1.60 58.85 5 600 8.20 75 25 10 10 40 80.80 4.35 75.08 6 680 8.50 75 25 10 10 40 85.24 6.13 81.01 7 750 8.80 75 25 10 10 40 81.88 3.39 77.66

Cuadro 07: Evaluación del Ph de flotación de circuito Pb.


Se obtiene un Ph 8.5 óptimo para la flotación de sulfuros de Pb,

de acuerdo como se observa en el Cuadro 07, con un consumo

de cal de 680 gr/TM

Evaluación de colectores para los sulfuros de Plomo y Plata.

El primer trabajo consistió en experimentar de manera paralela el

comportamiento metalúrgico del mineral a un esquema basado en

el empleo de Xantatos y a otro basado en Ditiofosfatos con la

finalidad de seleccionar el esquema que resulte más beneficioso

para el mineral. Siendo los colectores con mejor comportamiento

metalúrgico para el mineral, fueron los Aerofloats 242 y 25, para

la primera etapa de sulfuros de plomo y plata, se evaluó la

11

interacción de las variables: Molienda, pH por adición de cal y

Colectores.

Los depresores de adicionaron en forma de complejo en 3/1 de

proporción, el complejo es la mezcla de 3 partes de ZnS04 y 1

parte de NaCN.

PRUEBA MOLie.IDA CONSUMO DE REACTIVOS gr/TM

(m in) CAL PH ZnS04 NaCN A-242 A-25 MIBC

6 13 900 8.3 75 25 5 10 40 7 9 600 8.0 75 25 10 10 40 8 11 600 7.8 75 25 10 5 40 9 13 600 7.8 75 25 10 10 40

10 9 900 8.4 75 25 10 5 40 11 11 900 8.4 75 25 10 10 40 12 13 900 8.4 75 25 10 5 40

Cuadro 08: Selección de colectores y dosificaciones óptimas.


Ce PRIMARIO PLOMO RECUPERACION METALICA ~

PRUEBA %Pb %Zn Ag0z/1M %Fe Pb Zn Ag Fe

6 37.28 3.4fl 42.48 t).96 60.09 1.82 61.76 1.46 7 30.58 5.07 32.77 8.84 80.80 4.35 75.08 3.56 8 32.24 4.58 36.96 7.33 77.26 3.35 76.46 2.67 9. 32.04 6.24 31.80 7.30 85.24 6.13 81.01 3.37 10 38.63 4.34 . 39.26 7.15 79.25 3.08 78.07 2.35 11 35.59 4.19 37.59 7.16 81.88 3.39 77.66 2.55 12 34.46 4.20 37.31 7.13 81.54 3.28 77.79 2.64

Cuadro 09: Análisis químico de pruebas para colectores


El análisis de los resultados obtenidos determinó la selección de

los dithiofosfatos A-25 y A-242 en dosis de 10 gr/TM cada uno, lo

significativo del pH 8.5 en la flotación de los sulfuros de plomo -

plata la mayor recuperación.

Siendo la prueba número 9 que se muestran en la figuras

anteriores, con una recuperación de 85.24% de Plomo y 81.01%

de Plata. Se seleccionó al ditiofosfato A-25, debido a que es un

fuerte colector para los sulfuros de cobre, plomo, zinc activado, y

metales preciosos, y el ditiofosfato A-242 es un colector selectivo

12

para sulfuros de plomo con respecto a sulfuros de Zinc, en

general los ditiofosfatos son líquidos, casi insolubles en agua, son

de cadena larga y actúan en condiciones acidas a neutras.

Evaluación de depresores: sulfato de Zinc y Cianuro:

Los reactivos depresores indicados se evaluaron de manera

aislada manteniendo constante los colectores ya seleccionados,

en estas pruebas se varió las dosificaciones del complejo y

también se probó dosificando de manera separa el ZnS04 y

NaCN. Las condiciones y resultados metalúrgicos se resumen en

las tablas siguientes:

PRUEBA CONSUMO DE REACTIVOS gr/TM CAL PH ZnS04 NaCN A-25 MIBC

18 900 8.5 45 15 10 40 19 900 8.5 60 20 10 40 20 900 8.5 45 15 10 40 21 900 8.5 60 20 10 40 22 900 8.5 60 15 10 40 23 900 8.5 75 15 10 40

Cuadro 10: Selección de depresores para el circuito de Plomo.


La adición de ZnS04 y NaCN en las pruebas N°18 y No 19 se

dosificaron por separado mientras que en las pruebas de la No 20

a la No 23 (Ver cuadro 10), fueron en forma de complejo en la

proporción de 3/1 .

PRUEBA CALIDAD DEL Ce DE PLOMO RECUP. METALICA% %Pb %Zn AgOzfTM %Fe Pb Zn Ag Fe

18 59.61 3.88 66.90 4.37 86.15 7.14 77.75 3.94 19 64.05 2.50 74.30 2.94 69.76 2.84 65.56 1.93 20 62.55 3.06 68.78 4.49 83.75 3.29 75.63 2.30 21 62.38 2.97 67.01 5.07 87.25 5.08 77.33 3.66 22 62.98 2.98 69.74 4.45 82.79 4.49 70.11 3.19 23 64.45 2.69 73.95 4.06 85.90 3.78 77.00 2.72

Cuadro 11: Resultados obtenidos de la selección de depresores

para el circuito de Plomo


13

El análisis de los resultados metalúrgicos obtenidos indican que la

mejor eficiencia depresora se logra combinando los reactivos,

ZnS04 y NaCN, en forma de complejo, para una mezcla de 75%

y 25% respectivamente.

En la prueba 21 de la figura 10, se obtiene las recuperaciones

más optimas de 87.25% de Pb y 77.23% de Ag, la prueba 18

también la consideramos casi similares a la prueba 21, pero

debido a consideración de manipuleo de reactivos puros como el

cianuro es preferible manipular un reactivo químicamente estable

como el complejo.

1.4.7. Flotación de sulfuros de Zinc.

Se evaluaron aerofloats y xantatos como colectores de los

sulfuros de zinc. El grado de molienda es de 11 minutos,

considerando además es la segunda etapa de flotación,

específicamente para sulfuros de Zinc.

En ésta serie de pruepas se evaluaron el pH, el tiempo de

acondicionamiento de los sulfuros de Zinc es 1 O minuto,

relativamente alto debido a que en la etapa anterior se usó

depresores de Sulfuro de Zinc, la se activación se realizó con

sulfato de cobre, ver Cuadro 12.

PRUEBA MOLIENDA ~ONSUMO DE REACTIVOS gr/TM EN LA FLOTACION DE ZIN

(m in) CAL 1 PH 1 CuS041WF-570I Z-11 1 Z-6 IWF-5701 MIBC

14 11 900 10.70 500 o 7.5 7.5 o 30 ---- ·-- ···"--

17 11 900 10.70 500 o 7.5 7.5 o 30 26 11 1000 11.00 600 o 15.0 o o 30

~ __ ,., ---··~·-

27 13 1000 11.20 500 o 15.0 o o 30 28 11 1000 11.20 500 o 15.0 o o 30

'""·--" ----~- -·-·· _.,

30 11 1000 11.20 500 o 15.0 o o 30 33 11 1000 11.00 600 o 5.0 o 10 30 38 11 1000 11.00 600 150 15.0 o 50 30 39 11 1000 11.00 600 100 15.0 o 100 30

Cuadro 12: Selección y dosificaciones de colectores, circuito Zn


14

El pH para la flotación primaria de los sulfuros de zinc se evaluó

en el rango de 10.5 a 11.0 con la finalidad de no perjudicar la

flotación de la marmatita, Se seleccionó a los xantatos debido a

que tienes un buen rendimiento en condiciones alcalinas, también

porque en esta etapa el contenido de metales preciosos es

mínimo y también porque resulta relativamente económico el uso

de ros xantatos.

CONCENTRADO DE ZINC ~ECUPERACION METALICA '}

PRUEBA % Pb 1 %Zn IAgOzllMI %Fe Pb 1 Zn 1 Ag 1 Fe 14 0.42 46.72 1.57 11.07 5.39 94.63 12.39 25.74

------·-··-------·-

17 0.47 47.51 1.54 10.33 5.27 89.83 11.70 23.95 26 0.28 53.67 1.09 9.56 4.19 91.84 9.45 18.43 -- -~ ----27 0.25 52.37 0.74 9.97 6.20 93.86 10.68 17.01 28 0.26 49.99 1.03 10.81 4.98 93.72 10.10 21.28

~·· - -·--- - -~·~ '

30 0.20 49.37 1.09 11.45 6.08 93.46 11.18 28.29 33 0.19 50.26 1.06 10.51 3.17 86.49 7.96 16.46 38 0.18 52.60 1.16 11.02 6.76 92.80 14.89 14.80 39 0.18 51.72 0.93 9.64 3.04 92.36 7.73 14.11

Cuadro 13: Resultados obtenidos en la dosificación de colectores

en el circuito de Zinc.


Estos resultados definen el consumo del colector xantato en 15 g

Z11/TM de mineral tratado, necesario para la flotación de los

sulfuros de zinc, en el Cuadro 13, se muestran los resultados de

los análisis químicos del Cuadro 12.

15

1.4.8. Modelo cinético de Agar y Barrett.

El modelo Agar es de primer grado, es el modelo _más aplicado

para escalar, el criterio de Agar, que es ampliamente conocido y

aplicado en planta, quien hizo un desarrollo para estudiar

sistemáticamente circuitos de flotación.

Rt: Recuperación acumulada para un tiempo determinado.

Ri: Ultima recuperación de la prueba.

t: Tiempo de flotación.

9: Factor de corrección cuando t=O.

k: Constante cinética de flotación.

El objetivo de las pruebas de cinética fue definir los tiempos de

flotación para las etapas rougher, scavenger y cleaner, de los

circuitos de plomo y de zinc.

Los tiempos de flotación considerados fueron: 15, 30, 60, 120,

180, 300, 480 y 720 segundos. Las condiciones de operación de

molienda y dosificación de reactivos, fueron las siguientes (ver

Cuadro 14), en la Figura 02 y Figura 03 se muestran los gráficos

más al detalle de la cinética de flotación de los elementos

valiosos y contaminantes en cada circuito.

ITEM 1 VARIABLES 11 Consumo de reacti~.ros grrrM

REACTIVOS Molienda Ph Ca O ZnS04 NaCN A-25 A-242 MIBC CuS04 Flotacion de sulf. de Zn 11 8.5 900 75 25 10 10 40 o Flotacion de sulf. de Pb 11 11 1000 o o o o 30 600

Cuadro 14: Resumen de dosificaciones de los circuitos.


16

1 Z-11 o 15

90

80

70

'#. Clf 60 -o ro "5 E 50 :::1·

:¡_ e o 40 '(3 ro (¡; c. 13 30 Q)

0:::

20

10

o

100

90

80

~ o

Clf 70 -o ro "5 60 E :::1 (.) <( 50 e o '(3 ro 40 Cii c. :::1 (.) 30 Q)

0:::

20

10

o

CINETICA DE FLOTACIÓN EN EL CIRCUITO DE PLOMO

~ ~

h v f

----R-Cu -+-R-Pb --R-Zn

j ~ ---.-R-Ag --R-Fe

e

-------- ... !!!-" . .

~

15 30 60 120 180 300 480 720

Tiempo de Flotacion: SEGUNDOS

Figura 02: Recuperación del Pb en función al tiempo de flotación.

Fuente: Propia

CINETICA DE FLOT ACION EN EL CIRCUITO DE ZINC

....

---- -----R-Cu

/ -+-R-Pb -+-R-Zn

/ _..,_R-Ag

--R-Fe

V ...

/ v--/

/ ...,.,. v-/ --/ .6

K ..--::

~

15 30 60 120 180 300 480 750

Tiempo de Flotación: SEGUNDOS

Figura OJ: Kecuperac1ón del Ln en tunc1ón al tiempo de tlotac1ón

Fuente: Propia

17

90

80

70

60

50

40

30

20

10

o

100

90

80

70

60

50

40

30

20

10

o

En la figura 02 se muestra el concentrado de Pb obtenido en

función al tiempo, el concentrado de Pb alcanza un 80 % de

recuperación en 160 segundos y la plata en 360 segundos al

80%.

La velocidad con que flotan las partículas, y por eso es

importante el tiempo de flotación. Este es una variable

fundamental de diseño y corresponde al tiempo máximo que hay

que darle a las partículas más lentas para que puedan ser

extraídas de la pulpa.

En los siguientes cuadros se muestra mayores detalles de la

cinética de flotación de minerales valiosos y contaminantes, para

las pruebas experimentales del mineral HILARION.

En la figura 03, se muestra que la recuperación al 80% de Zn

ocurre a los 44 segundos, para las curvas de R-Cu, R-Ag y R

Pb representan valores de poca importancia ya el concentrado

que se obtiene no llegan al 1% de contenido en el concentrado

de Zn, la curva que si toma interés particular el R-Fe ya que el

fierro es un contaminante tal como se aprecia los análisis

químicos del siguiente cuadro. En general en los primeros

minutos de flotación de cualquier mineral sulfurado, se obtienen

grados de concentrado que se aproximan al grado del

concentrado final a obtener luego del tratamiento del mineral.

~n el caso del mineral Hilarión, los resultados obtenidos al inicio

de las pruebas de cinética dieron los resultados siguientes:

CIRCUITO DE FLOTACION Tiempo Peso Cu Pb Zn Ag Fe Sulfuros de Plomo 15 20 0.11 56.25 3.1 59.5 4.41

30 14 0.13 51.8 3.44 53.03 5.56 Sulfuros de Zinc 15 112.2 0.26 0.24 46 0.93 11.87

30 56.5 0.19 0.31 36.19 1 14.02

Cuadro 15: Análisis químico para la cinética de flotación.


18

Se observa que el concentrado de zinc obtenido en los primeros

15 segundos de flotación tiene un grado menor al 50% y que el

contaminante principal es el hierro, que en este caso ensaya

11.87%. Caso similar no sucede con el concentrado de plomo que

tiene un grado aceptable de 56.25%, con bajo contenido de hierro

4.41%.

La razón principal del bajo grado del concentrado de zinc

obtenido, en este caso, se debe a la alta proporción de marmatita,

variedad de esfalerita con impurezas de Fe (hasta el 20%)

debido a inclusiones de pirrotita (FeS) y a veces también de

calcopirita (CuFeS2), la presencia de Cu en el concentrado de Zn

es mínimo, de baja importancia como para considerarlo como

contaminante.

1.4.9. Pruebas en ciclo cerrado.

Las pruebas de ciclo cerrado se efectuaron con 4, 5 y 7 ciclos,

con la finalidad de evaluar la configuración del esquema

propuesto en base a los datos recopilados en las pruebas de

flotación batch. Los resultados metalúrgicos se evaluaron

mediante balances realizados con los valores promedio de

leyes del mineral, concentrados y relave.

Los resultados metalúrgicos de los ciclos cerrados obtenidos se

resumen en el Cuadro 16, en el Cuadro 17, se muestra Jos

análisis químicos de las muestras generadas en la prueba final No

41, y en la Figura 04, representa a todo el esquema desarrollado

para realizar la prueba No 41, partiendo de la matriz de pruebas

realizadas anteriormente tanto en bach, ciclo abierto y ciclo

cerrado.

19

ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACION EN iA PRUEBA DE CICLO CERRADO PRUEBA 41

RELAVE FINAL

1 CIRCUITQ DE FLOT ACION DE PLOMO 1

FLOTACION UNITARIA

CONC.Pb UNITARIO

CONC. Pb

1 CIRCUITO DE FLOT ACION DE ZINC 1

WF-570 50.0

MIBC

12.3

WF-570 MIBC 25.0 8.2

CONC. Zn

Figura 04: Esquema del desarrollo de la prueba en ciclo cerrado No 41.


20

T~ST· éoriéent, '" -Ensayes: %, *Onz/TM - Recuperación Metálica: % ...

•· '· 1--,Rb. *Ag Zrí· Cu '.' . Fe- Pb , Ag -Zn Cu 25 ..

58,80 65,46 2,98 0,18 5,11 83,47 83,00 1,36 8,48 . -

34 o 58,97 65,42 3,33 O, 17 5,58 83,28 85,52 1,51 7,73 ~

36- '0 56,77 60,07 3,66 0,19 6,25 84,93 80,25 1,76 9,43 ' .. 40 ' ~- . .:..J ¿'

. ' ·a.. ' 57,06 60,63 3,82 0,18 7,35 87,02 82,57 1,87 9,13 .,

41 52,17 55,11 3,88 0,17 8,53 84,80 80,00 2,03 9,05 -- '1' .-- ·' --

25 < 0,50 1,56 45,84 0,25 12,45 3,13 8,74 92,44 51,91 34 o 0,31 1,57 50,78 0,31 10,73 1,69 7,64 88,72 54,33 36 z 0,35 1,32 49,61 0,24 10,47 2,06 6,87 92,97 46,78

'40 - -l.N 0,19 1,05 51,68 0,27 10,13 1,07 5,16 91,44 49,09 41 0,27 0,96 49,47 0,31 12,41 1,54 4,89 90,55 57,85

Cuadro 16: Análisis químico de las muestras de las pruebas en ciclo

cerrado.


Resultados del la Prueba de Ciclo Cerrado (Prueba 41)

Fe 0,89 0,97 1,15 1,38 1,71

9,64 7,20 7,54 6,88 8,72

DESCRIPCION PESO ENSAYE QUIMICO CONTENIDO METALICO RECUPERACION gr % nz!T A %Pb %Zn %Cu %Fe Ag Pb Zn Cu Fe %Ag %Pb %Zn %Cu

CONC. CLEANER Pb 21.5 0.31 65.79 56.22 3.62 0.32 6.50 2Q.42 0.17 0.01 0.00 0.02 9.81 10.97 0.23 2.02 CONC. CLEANER Pb 23.6 0.34 64.46 55.47 3.62 0.20 6.59 21.96 0.19 0.01 0.00 0.02 10.55 11.89 0.25 1.38 CONC. CLEANER Pb 24.6 0.36 62.83 53.03 3.62 0.17 8.74 22.31 0.19 0.01 0.00 0.03 10.72 11.84 0.26 1.23 CONC. CLEANER Pb 26.2 0.38 61.68 51.63 3.97 0.16 9.02 23.33 0.20 0.02 0.00 0.03 11.21 12.28 0.31 1.23 CONC. CLEANER Pb 72.6 1.05 62.03 52.12 3.82 0.17 7.59 65.01 0.55 0.04 0.00 0.08 31.23 34.36 0.82 3.62 CONC.SCV.Pb 5 16.5 0.24 7.46 0.51 5.15 0.18 10.23 1.78 0.00 0.01 0.00 0.02 0.85 0.08 0.25 0.87 Rw. Cleaner 1 Pb 5 15.5 0.22 10.09 7.44 5.75 0.20 10.61 2.26 0.02 0.01 0.00 0.02 1.08 1.05 0.26 0.91 Rw. Cleaner 11 Pb 5 3.6 0.05 28.87 21.06 5.09 0.43 9.88 1.50 0.01 0.00 0.00 0.01 0.72 0.69 0.05 0.45 CONC. CLEANER Zn 59.8 0.86 1.03 0.19 49.23 0.23 9.40 0.89 0.00 0.42 0.00 0.08 0.43 0.10 8.65 4.03 CONC. CLEANER Zn 67.1 0.97 1.29 0.21 49.63 0.28 9.42 1.25 0.00 0.48 0.00 0.09 0.60 0.13 9.79 5.51 CONC. CLEANER Zn 77.9 1.12 1.45 0.24 49.25 0.32 9.97 1.63 0.00 0.55 0.00 0.11 0.78 0.17 11.28 7.31 CONC. CLEANER Zn 114.4 1.65 1.54 0.35 43.35 0.28 11.79 2.54 0.01 0.72 0.00 0.19 1.22 0.36 14.58 9.39 CONC. CLEANER Zn 256.8 3.71 1.25 0.28 49.43 0.24 10.43 4.63 0.01 1.83 0.01 0.39 2.23 0.65 37.31 18.06 CONC. SCV. Zn 5 20.8 0.30 2.28 1.07 3.60 0.14 20.17 0.68 0.00 0.01 0.00 0.06 0.33 0.20 0.22 0.85 Rw. Cleaner 1 Zn 5 134.8 1.95 1.42 0.56 12.67 0.17 27.56 2.76 0.01 0.25 0.00 0.54 1.33 0.69 5.02 6.72 Rw. Cleaner 11 Zn 5 86.6 1.25 1.77 0.59 13.66 0.18 29.74 2.21 0.01 0.17 0.00 0.37 1.06 0.46 3.48 4.57 Rw. Cleaner 111 Zn 5 31.6 0.46 2.15 0.78 18.80 0.24 28.98 0.98 0.00 0.09 0.00 0.13 0.47 0.22 1.75 2.22 RELAVE GENERAL 1 810.3 11.70 0.51 0.29 0.21 0.01 13.38 5.97 0.03 0.02 0.00 1.57 2.87 2.13 0.50 2.37 RELAVE GENERAL • 820.9 11.85 0.39 0.27 0.21 0.01 13.26 4.62 0.03 0.02 0.00 1.57 2.22 2.01 0.51 2.41 RELAVE GENERAL 843.3 12.17 0.35 0.24 0.22 0.02 11.54 4.26 0.03 0.03 0.00 1.40 2.05 1.84 0.55 4.94 RELAVE GENERAL~ 850.0 12.27 0.35 0.24 0.26 0.02 11.30 4.29 0.03 0.03 0.00 1.39 2.06 1.85 0.65 4.98 RELAVE GENERAL~ 2549.1 36.80 0.35 0.26 0.44 0.02 11.34 12.88 0.10 0.16 0.01 4.17 6.19 6.02 3.30 14.94

CABEZA CALCULAD 6927.5 100 2.08 1.59 4.91 0.05 12.31 208.17 1.59 4.91 0.05 12.31 100 100 100 100 CABEZA ENSAYADA 4000.0 100 1.87 1.67 5.20 0.05 13.54 CABEZA PLOMO 6927.5 100 2.08 1.59 4.91 0.05 12.31 2.08 1.59 4.91 0.05 12.31 CABEZA ZINC 6723.4 97.05 0.50 0.27 4.79 0.04 12m 0.50 0.27 4.79 0.04 12.07

Cuadro 17: Análisis químico de muestras generadas en prueba No 41.


21

%Fe 0.16 0.18 0.25 0.28 0.65 0.20 0.19 0.04 0.66 0.74 0.91 1.58 3.14 0.49 4.36 3.02 1.07 12.72 12.77 11.41 11.27 33.90

100

1.5. Balance metalúrgico proyectado para el mineral de Hilarión.

El balance metalúrgico de los concentrados nos permitirá hacer una

evaluación preliminar de los flujos de caja. Tal como se observa en los

siguientes balances para ambos concentrados finales, el mineral de

HILARION si alcanza calidades de concentrado comercialmente

aceptables. Ver Cuadro 01.

1.6. Estimación de la valorización económica de los concentrados.

Se realiza una valorización preliminar de los concentrados para

determinar su calidad de concentrado puesto en el mercado, hacer un

flujo de fondos, y determinar el costo de una planta de beneficio de

minerales para este determinado proyecto minero metalúrgico.

Se consideran 360 días de operación al año, con una producción diaria

de 3500 TMD, las leyes de recuperación obtenidas en la prueba de ciclo

cerrado No 41 y el precio promedio de los metales del 2014.

1 BALANCE PROYECTADO 1 Ensayes

1 PRODUCTO 11 T.M.S. 11 %Peso 11 %Cu 1 %Pb. %Zn. Ag Oz/TM %Fe.

Cabeza 1260000 100 0.04 1.67 5.20 1.87 13.50 Conc. Pb. 30331 2.41 0.26 58.70 3.47 61.41 5.28 Conc. Zn. 124521 9.88 0.25 0.47 49.11 1.54 11.11 Relave 1105148 87.71 0.02 0.24 0.30 0.48 9.50

Cuadro 18: Balance proyectado anual de producción de concentrados


1

Para realizar los cálculos de una futura valorización de concentrados se

consideraron los precios promedios de los metales del 2000 al2014

Precio promedio Anual Ag: 14.15 $/Oz

Precio promedio Anual Pb: 1444.59 $/TM

Precio promedio Anual Zn: 1736.60 $/TM

Fuente de datos: BOLSA DE METALES DE LONDRES.

A. AJUSTANDO EL PESO: Por manipuleo -1%

Ce Pb (humedad: 9.8) 27082.13 TMS

CcZn (humedad: 8.1) 113216.12 TMS

B. C: AJUSTANDO EL CONTENIDO FINO Y PAGABLE: Por

recuperación metalúrgica en fundición al 95%

22

Ce Pb 15102.35 TMF

Ce Zn 52820.41 TMF

D: VALOR DEL CONCENTRADO NETO: Valor del concentrado sin

considerar castigos ni premios.

Ce Pb 33406393.3 UU$

CcZn 109972099.8 UU$

E: COSTO DE MAQUILA: Costo de refinación.

Ce Pb 13541063.2 UU$

CcZn 56608058.15 UU$

F: AJUSTE DE MAQUILA POR ESCALADORES: Valor adicional

cuando el precio del metal este por encima del pactado.

Ce Pb 574141.08 UU$

CcZn 3192694.48 UU$

G: PENALIDADES: Precio pagado por contaminantes por encima de

los límites permisibles.

Ce Pb 0.00 UU$

Ce Zn 1729376.18 UU$ (Cd, Fe)

H: OTROS METALES PAGABLES: Ag: Precio pagado por los

contenidos de metales preciosos en el Ce Plomo.

Ag en: Ce Pb 14079942.73 UU$

Ag en: Ce Zn 0.00 UU$

1: FOB

Ce Pb 15165.59 UU$

UU$ Ce Zn 62260.30

J: VALOR DEL CONCENTRADO

Ce Pb

CcZn

TOTAL VENTAS:

Neto (impuestos: 30%):

42493411.98 U U$

48379710.72 UU$

55 133 381 U$$ Anuales

38 593 367 U$$ Anuales

Se concluye que el análisis preliminar de ingresos por ventas de

concentrados con estas calidades obtenidas a nivel laboratorio, en un

escenario conservador se obtendría 38 593 367 U$$ ingresos anuales,

manteniendo los precios promedios de los metales del 2000 al 2014.

23

1.7. Penalidades por: As, Sb, Hg, Cd, Bi y otros, premios por: Au y Ag.

En los concentrados de Plomo y Zinc.

Las penalidades las generan los elementos contaminantes que se

encuentran por encima de los límites permisibles para la refinarías, y en

la cual se paga una sanción económica, debido a que ocasiona pérdidas

en el proceso de fundición o pueden afectar a la legislación ambiental.

En cuanto a los premios de los concentrados, provienen del contenido

de metales preciosos.

En el concentrado Plomo se tiene los contaminantes más significantes

al Fe + Zn: 6.51% se encuentra por debajo del límite, el Bi: 0.28%

excede el limite permisible, los demás elementos están por debajo de los

límites permisibles y como premio se tiene 85 ozrrM, no presenta

contenido de Oro.

En el concentrado de Zinc, los contaminantes principales son el Fe:

12.89% y Cd: 0.35% los demás elementos cumplen con los límites

permisibles, el contenido de plata no alcanza un contenido pagable.

Todos estos valores los podemos ver el Cuadro 19.

Cuadro 19: Análisis químico de los concentrados


24

2. DIMENSIONAMIENTO

CONCENTRADORA.

[1\PITULO 11

DE LOS EQUIPOS DE PLANTA

El Diseño de la planta se ha realizado con los datos del balance Metalúrgico

Proyectado.

El diagrama de flujo propuesto es una alternativa para el procesamiento del

mineral de Hilarión, con el cual se ha diseñado la planta concentradora y

estimado el costo de inversión y operación.

En el diagrama de flujo se contempla que la sección de chancado será

de 3 etapas, teniendo el producto final una granulometría de 100% -1/2".

Las tolvas de finos deben tener una capacidad mínima de un día de

operación.

La Sección molienda contempla 2 circuitos en. paralelo. Cada circuito

constara de un molino de 13' x 15' y 2 ciclones D-20" y se incluirán celdas

unitarias en la descarga de los molinos.

El esquema de flotación propuesto, fue evaluado satisfactoriamente

mediante pruebas de ciclo cerrados, En el esquema, se propone la flotación

de los sulfuros de plomo - plata diferencialmente y los sulfuros de Zinc en

una segunda etapa de flotación.

Se producirán dos concentrados uno de Plomo y otro de Zinc que serán

enviados a los espesadores y luego filtrados. La granulometría de ambos

concentrados es fina (Pb: 74.55% -m200 y Zn: 88.36% -m200), se

recomienda los filtros de presión que trabajan con granulometría más fina.

Adicionalmente se diseñó un tratamiento de relaves, el cual incluye un

espesamiento del relave final como una etapa de recuperación de agua y

remanentes de reactivos, luego del espesamiento se clasifica en ciclón D-

18 METSO, para obtener finos y gruesos, los finos pasaran a la presa de

relaves y los gruesos serán bombeados a interior de mina, que será usado

como relleno hidráulico con mayores detalles se puede ver en la Figura 26.

25

2.1. Criterios generales de escalamiento de laboratorio a nivel

industrial.

Estudios sobre la materia han demostrado que los parámetros

determinados por los métodos descritos, son directamente escalables a

otras condiciones de interés. En términos generales, el criterio de

escalamiento propuesto por el grupo de investigadores encabezados por

J.A. Herbst es el siguiente:

1° la función selección especifica Si, dentro de los rangos

normales de las distintas variables de operación y diseño es

constante y determinada solamente por características

intrínsecas del mineral. ·

2° la función fractura Bi es igualmente invariable.

Lo anterior es particularmente valido frente a variaciones en el nivel de

llenado del molino y velocidad de giro, Sin embargo se han observado

importantes efectos de la distribución de tamaño de carga de bolas y el

diseño de algunos revestimientos, también se han observado efectos no

tan importantes del porcentaje de sólidos en el molino y del grado de

finesa del producto descargado.

En la presente discusión, abordaremos por separado los problemas de

diseño de celdas, circuitos de flotación, basados en resultados

metalúrgicos y parámetros obtenidos a escala laboratorio.

La flotación se considera como un proceso cinético, proporciona una vía

simple de solución al problema de escalamiento enfocado al diseño de

circuitos industriales. Jaime Sepulveda.

Por todo esto se recomienda que el ensayo de laboratorio o piloto a ser

escalado sea ejecutado bajo condiciones lo más cercana posibles a la

situación proyectada.

La tercera LEY DE LA CONMINUCION, desarrollada por Bond, tiene

un carácter netamente empírico y su objetivo fue establecer una

metodología confiable para dimensionar equipos y circuitos de

conminucion, este método proporciona una primera estimación del

consumo real de energía necesario para triturar y/o moler un material

26

determinado en un equipo de conminución a escala industrial, con un

error de +-20%, sin embargo debido a su simplicidad, el procedimiento

estándar de Bond continua siendo utilizado en la industria minera para

dimensionar chancadoras y molinos de bolas a escala de piloto,

semiindustrial e industrial.

De acuerdo a los estipulado por Bond, el parámetro de Work indexes

función del mineral, del equipo de conminución y de las condiciones de

operación. Tenemos entonces la siguiente expresión para determinar la

energía necesaria para reducir un mineral desde un tamaño inicial F80

hasta un producto de tamaño P80, conociendo previamente el Work

índex.

Tercera Ley de Bond:

E _ w· ( 10 10) - l* ----.../PBO F80

2.1.1. Parámetros básicos de producción para el diseño de planta.

Los parámetros generales para el diseño de planta concentradora

polimetálica se basan en la capacidad que se desea procesar,

disponibilidad de los equipos, humedad, consumo de energía,

índice de trabajo, etc.

Siendo las leyes de cabeza Pb: 1.67%, Zn: 5.2% y Ag: 1.87

Oz/TM, y cuyo tonelaje producido por mina 3500 TMD, En

cuanto a la calidad de concentrados se llega a obtener en

concentrado de Pb: 58.7% con una recuperación de 85.14% y la

Ag: 61.41 Oz/TM, con una recuperación de 79.55% y libre de

contaminantes. En el concentrado de Zinc se concentra hasta un

50.89% con una recuperación de 90.91%, presenta como

contaminante al Fe: 11%

27

TM/Dia Dis pon ibilida d Hr operación Humedad Otros

CHANCADO 3500 66.6 16 3

MOLIENDA 3500 97 24 3 15.67 Kwh/TM

FLOTACION 3500 97 24 - 3.2 gr/cc

FILTRADO Pb 84.78 83 20 8.5 5.46 gr/cc

FILTRADOZn 325.14 83 20 9 4.05 gr/cc

Cuadro 20: Tonelaje Nominal para el diseño de planta.


2.2. Sección de Chancado.

En una planta de procesamiento de minerales, la reducción de tamaño

del mineral se realiza en una secuencia de etapas. Esta reducción de

tamaño permite una clasificación y métodos empleados. El termino

chancado se aplica a la conminucion del material extraído de mina, y se

subdivide en etapas, los límites entre ellos no son rígidos, en la tabla se

presentan los rangos de aplicación de cada una de las etapas de

reducción de tamaño y consumo promedio de energía involucrados en

cada una de ellas.

ETAPA Sub-etapa Rango Tamaño Ratio Reduccion Consumo Blergia

Primario 100 a 10 cm 4/1 max: 8/1 0,3 a 0.4 Kw h/TM

CHANCA DO Secundario 10 a 1 cm 3/1 max: 5/1 0.3 a 2 Kw h/TM

Terceario 1 a 0.5 cm 2/1 max: 3/1 0.4 a 3 Kw h/TM

Cuadro 21: Ratios de parámetros para la sección chancado.

Fuente: Trituración y molienda de minerales TECSUP

Al decidir entre una chancadora primaria tenemos chancadora giratoria y

chancadora de mandíbula, para una aplicación particular el principal

factor es el tamaño máximo del mineral que deberá tratarse, la

capacidad requerida, el costo de capital y costo de mantenimiento.

Las chancadoras secundarias toman carga más liviana puesto que

reciben el producto de la etapa primaria,· las chancadoras usadas en

chancado secundario y terciario son esencialmente las mismas excepto

para el chancado terciario que usa una abertura de salida más fina,

estas dos etapas se realizan con chancadoras de cono.

28

Distribución Granulométrica del mineral de mina Tamaño Partícula %en Peso Tamaño

Malla Micrones Pass Acum Parcial Dao- D5o 20" 500000 100 o o o 12" 300000 84.5 15.5 15.5 274576 8" 200000 66.8 33.2 17.7 131148 5" 125000 48.5 51.5 18.3 o 4" 100000 40.1 59.9 8.4 o

3 5/8" 90000 36.8 63.2 3.3 o 3 1/2" 87700 36 64 0.8 o

3" 75000 31.6 68.4 4.4 o 2 5/8" 63000 27.4 72.6 4.2 o

2" 50000 23.1 76.9 4.3 o 1.625 40000 19.7 80.3 3.4 o 1 1/4" 31500 16.3 83.7 3.4 o 7/8" 22400 13.2 86.8 3.1 o 5/8" 16000 11.2 88.8 2 o 1/2" 12700 10.4 89.6 0.8 o

7/16" 11200 10 90 0.4 o 2.5 8000 8.9 91.1 1.1 o 3.5 5600 7.8 92.2 1.1 o 5 4000 7 93 0.8 o 10 2000 6.1 93.9 0.9 o 16 1000 4.9 95.1 1.2 o 60 250 2.4 97.6 2.5 o 200 74 0.9 99.1 1.5 o -200 -74 o 100 0.9 o

Total: 100

Cuadro 22: Distribución granulométrica del Alimento a chancado


PRODUCTO FINAL DE CHANCADO

Tamaño Partícula % 080 Malla Micrones Pass 1-1 1/2" 12700 100 o

7/16" 10000 80.6 9917 3/8" 9500 77 o 4/9" 9000 73.3 o 3/4" 8500 69.6 o

5/18" 7500 62.3 o 1/4" 6350 54 o 3 2/3 5000 44.5 o

4 4750 42.9 o 10 2000 24.4 o 16 1000 16.6 o 35 500 11.3 o 60 250 7.8 o 120 125 5.1 o 200 74 3.5 o 250 63 0.4 o -400 -74 o o

Cuadro 23: Distribución granulométrica del producto de chancado


29

2.2.1. Diseño de la sección chancado.

El diseño de esta sección se toma en cuenta el funcionamiento

practico de los equipos por ejemplo: una chancadora de quijadas

opera en circuito abierto, una chancadora cónica secundaria

también trabaja en circuito abierto y una chancadora terciaria

opera en circuito cerrado siempre debido a que es la última

oportunidad para fracturar las partículas que resultaron de

mayores tamaños en la descarga de set.

El producto final de chancado será la alimentación a molienda

cuyo tamaño de partícula al 80% es 9917 micrones, se considera

este como producto final de Chancado porque con esta

distribución de tamaño de partículas se realizó la prueba de

INDICE DE TRABAJO.

Densidad aparente: 1.8 gr/cc.

Wi de impacto: 17.08 Kw-h/TM.

Humedad 3

2.2.2. Dimensionamiento de los equipos del área de chancado.

Como punto inicial vemos la distribución de tamaños de partículas

del mineral de mina, (ver Cuadro 22) siendo el tamaño máximo

de 50 cm, a continuación se determinara el tonelaje para

chancado considerando los parámetros básicos para esta

sección.

Tratamiento nominal

Tonelaje real (3500/16+ 1 0%)

Operación horas por día

Disponibilidad de Chancado

ALIMENTADOR DE GRUESOS

Modelo

Capacidad

Motor

Ancho

300

25

914

TMD 3500

TMHr 262.5

hrs 16

% 66.6

Artesa

TMH

Hp

mm

Ver anexo 1: Catalogo de apron feeder METSO

30

GRIZZLY

Alimento al Grizzly 262.5

Eficiencia de Tamizado,% 70

Separación de Barras: 4

% Passante en el mineral 40.1

Tonelaje menor a 4 pulgadas 105.26

Tonelaje tamizado en el grizzly: 73.68

Alimento a la Chancadora 188.82

-. , ___ ~~ -· --

yr-~..:.-:=~ ;··,-~·-r.,..-,----·~~~c·-~· · . .,:~:..,

TMSPH

%

pulgadas

menos 4"

TMSPH

TMSPH

TMSPH

~~~4~~-~· \:( ~ ~ -,:)-:rTD·.--.L,~~---·~·----··-:

(STRUCIUf>.,\ .. 10

/:· i . f:· ,

80!.11;.~ ~.-

!.tOTDR H:DR.~}...'LlCO . ~- -

Figura 05: Alimentador de orugas- Modelo ARTESA 914 mm.

Figura 06: Grizzly de 4" de abertura en 45°.

31

w N

Tamaño Partícula

Malla Micrones

20 500000 12" 300000 8" 200000 5" 125000 4" 100000

3 5/8" 90000 3 1/2" 87700

3" 75000 2 5/8" 63000

2" 50000 1.625 40000 1 1/4" 31500 7/8" 22400 5/8" 16000 1/2" 12700

7/16" 11200 2.5 8000 3.5 5600 5 4000 10 2000 16 1000 60 250 200 74 -200 -74

Total:

Pass

100 84.5 66.8 48.5 40.1 36.8 36

31.6 27.4 23.1 19.7 16.3 13.2 11.2 10.4 10 8.9 7.8 7

6.1 4.9 2.4 0.9 o

Alimento al Grizzly Alimento a la Chancadora Primaria Finos del Grizzly %en Peso Tamaño Peso %en Peso Tamaño Peso %en Peso Tamaño Peso

Acum Parcial Dao- Dso TMS/Hr Peso Parcial Pasante Dao- Dso TMS/Hr Peso Parcial Pasante Dao- Dso TMS/Hr

o o o o o o 100 314374 0.00 0.00 0.00 100.0 o 0.000 15.5 15.5 274576 40.69 15.5 21.5 78.5 o 40.69 0.00 0.00 100.0 o 0.000 33.2 17.7 131148 46.46 17.7 24.6 53.8 188668 46.46 0.00 0.00 100.0 o 0.000 51.5 18.3 o 48.04 18.3 25.4 28.4 o 48.04 0.00 0.00 100.0 o 0.000 59.9 8.4 o 22.05 8.4 11.7 16.7 o 22.05 0.00 0.00 100.0 o 0.000 63.2 3.3 o 8.66 0.99 1.4 15.3 o 2.60 6.06 8.23 91.8 o 6.064 64 0.8 o 2.10 0.24 0.3 15.0 o 0.63 1.47 2.00 89.8 76385 1.470

68.4 4.4 o 11.55 1.32 1.8 13.2 o 3.47 8.09 10.97 78.8 o 8.085 72.6 4.2 o 11.03 1.26 1.8 11.4 o 3.31 7.72 10.47 68.3 o 7.717 76.9 4.3 o 11.29 1.29 1.8 9.6 o 3.39 7.90 10.72 57.6 o 7.901 80.3 3.4 o 8.92 1.02 1.4 8.2 o 2.68 6.25 8.48 49.1 o 6.247 83.7 3.4 o 8.93 1.02 1.4 6.8 o 2.68 6.25 8.48 40.6 o 6.248 86.8 3.1 o 8.14 0.93 1.3 5.5 o 2.44 5.70 7.73 32.9 o 5.696 88.8 2 o 5.25 0.6 0.8 4.7 o 1.58 3.68 4.99 27.9 o 3.675 89.6 0.8 o 2.10 0.24 0.3 4.3 o 0.63 1.47 2.00 25.9 o 1.470 90 0.4 o 1.05 0.12 0.2 4.2 o 0.32 0.74 1.00 24.9 o 0.735

91.1 1.1 o 2.89 0.33 0.5 3.7 o 0.87 2.02 2.74 22.2 o 2.021 92.2 1.1 o 2.89 0.33 0.5 3.3 o 0.87 2.02 2.74 19.5 o 2.021 93 0.8 o 2.10 0.24 0.3 2.9 o 0.63 1.47 2.00 17.5 o 1.470

93.9 0.9 o 2.36 0.27 0.4 2.5 o 0.71 1.65 2.24 15.2 o 1.654 95.1 1.2 o 3.15 0.36 0.5 2.0 o 0.94 2.20 2.99 12.2 o 2.205 97.6 2.5 o 6.56 0.75 1.0 1.0 o 1.97 4.59 6.23 6.0 o 4.594 99.1 1.5 o 3.94 0.45 0.6 0.4 o 1.18 2.76 3.74 2.24 o 2.756 100 0.9 o 2.36 0.27 0.4 0.0 o 0.71 1.65 2.24 0.0 o 1.654

100 262.5 71.93 100 o 188.82 73.68 100 76385 73.684

Cuadro 24: Analisis granulometrico y balances en el grizzly

DIMENSIONAMIENTO DE LA CHANCADORA PRIMARIA

Para dimensionar una chancadora se requiere primeramente

estimar el consumo energético para triturar desde un F80 hasta

un P80, se aplica la tercera ley de Bond, y adicionalmente

también es necesario conocer el tonelaje que va triturar, que son

los gruesos que obtienen en la clasificación del grizzliy

Capacidad 188.82 TM/hr

F80 314374 Micrones 12.17 Pulg

P80 76385 Micrones

Ratio Reducción 4.12

Wi, método impacto 17.08 Kw-Hr/TM

E: Consumo específico de energía

Potencia necesaria

Potencia instalada

3.04 Pulg

0.314 Kw-hr

80 Hp

99 HP

Dimensión menor de la boca de alimentación 30 Pulg

30"x42" 100 Hp FLSMITH CATALOGOS

Ver anexo 03: Catalogo de chancadora de mandíbulas.

CILINDRO DE AJUSTE

PLACA PROTECTORA --..,

QUIJADA MÓVIL

Figura 07: Partes de una Chancadora de mandíbulas.

33

DIMENSIONAMIENTO DE LA ZARANDA VIBRATORIA No 1.

Variable

Alimentación, TMS/Hr

Humedad del mineral, %

Densidad aparente

Apertura del tamiz, 1-1

Tipo de apertura

Malla 2"

262.50

3

1.8

50000

Rectangular

Malla 1/2"

76.50

3

1.8

12700

Rectangular

Eficiencia esperada, % 75 60

Ver Anexo 08: Catalogo de zarandas.

ZARANDA 1: (1 er piso) ZARANDA 1: (2do piso)

A= 6.0 Pies A= 3 Pies

L = 14.0 Pies L= 8 Pies

Largo/Ancho = 2,5, para este caso resulta una zaranda.

En el nivel superior se coloca el cedazo de 2" de abertura, en el

2do nivel se colocara de 1/2" de abertura cuyo pasante ira

directo a las tolvas de finos.

El ángulo de inclinación simple es de 15° y movimiento circular 0-

150, de acuerdo con los catálogos FLSmith se requiere un motor

de 25 Hp, para una zaranda convencional (Ver anexo 05)

Factores de corrección Fuente Símbolo Valor 1 M al/a 2" 112"

A: Capacidad especifica tph/pie2 Malla2" Malla 1/2' Fe= tabla 1 4.28 2.47

B: Porcentaje de rechazos alimentadm 42.06 46.3 Fe= tabla 2 0.86 0.82 C: porcentaje de tamaño mitad % 33.1 53.7 Fe= tabla 3 0.83 1.258 D. posicion del tamiz : 1 2 Fe= tabla 4 1 0.9 E.Tamizado en humedo (no se usa) 1 1 Fe= tabla 5 1 1 F. Densidad ton/m3 x 62 .43= lb/pie3 112.4 112.4 Fe= tabla 6 1.1 1.1 G: porcentaje de area abierta% del tot 72.96 54 Fe= tabla 1 0.73 0.54 H:Forma de abertura del tamiz rectang. rectang. Fe= tabla 8 1.2 1.2 J: % eficiencia esperada 75.00 60 Fe= tabla 9 1.7 2.25

Factor de seguridad 1.2 1.2 Toneladas cortas x hora 294.00 85.68 FACTOR TOT ÁL DE CORRECCIÓN, Ft 5.09 3.75 # Numero de CEDAZOS 1 1'1/etálica 1'1/etálica

Area: (TcHr/Factor total de correcion)xFactor de seguridad 69.34 27.41

Cuadro 25: Selección de los cedazos para la zaranda 1.

Fuente: Propia.

34

3"

4"

4 Ji''

sw·

7"

.s.~~~~ e.~,~:.Y_J,:.!)~~:·f1

~~r~~un :...1.of.S.~!!'"tt

$?~,-e..¡:!~ fit,..-f'~•t 1..~!!'~~¡.

L~P.,.,.-.;.,... ~.,t~Jt'.,;-,.

Figura 08: Partes de una zaranda convencional de dos pisos.

Fina 13 41 3-13 Z7-90 Medio 580 lOO Grueso 33 60 3-16 27-100

Fíno 29 57 5-16 50-132 Medio 44 73 10-16 90-145 485 145 Grueso 56 89 13-19 141-18]

Fino 2.9 64 3-16 36-163 Medio 54 89 6-16 82-163 485 2.15 Grueso 70 105 10-25 109-227

Fino 35 70 5-13 90-209 Medio 54 89 6-19 136-281 485 320 Grueso 98 133 10-25 190-336

Fino 51 105 5-16 190-408 Medio 95 133 10-19 354-508 435 420 Grueso 127 178 13-25 454-599

15

20

27

55

110

Cuadro 26: Especificaciones técnicas para la selección de chancadoras

Symons

35

w 0\

ITEM 1 era Zaranda 1 er nivel 1era Zaranda 2do nivel 2daZaranda i Malla Abertura M. media Feed O'size U'size Feed O'size U'size Feed O'size U'size 1 8~ 200000 100 100 ·too 100 100 100 100 100 100 2 en

~· 125000 111803 100 100 100 100 100 100 100 100 100 ? ... 100000 94868 100 100 100 10G- 100 100 100 100 100 " .. 4 3EJ8" 90000 88843 92.09 38.84 100 10G- 100 100 100 100 100 5 3112" 87700 81102 90.13 86.08 100 100 100 100 100 100 100 6 ?"

" 75000 68739 79.23 70.69 100 100 100 100 100 ·TOo 100 7 2 E.J8" 63000 56125 6-8.72 55.86 100 100 100 100 100 100 100 8 2" 50000 44721 57.94 40.65 100 100 100 100 100 100 100 9 1.625 40000 35495 49.42 3t.23 93.63 9'3.63 90.29 100 tOO ·too 100 10 1 1/4" 31500 26563 40.89 24.03 81.89 81.89 72.40 100 99.83 99.72 100 11 7/8" 22400 18931 33.11 18.86 67.77 67.77 50.90 100 95.64 93.10 100 12 S/8" 16000 14255 28.09 15.89 57.78 57.78 35.67 100 85.90 77.75 100 13 112" 12700 11926 26.09 14.74 53.69 53.69 29.44 100 61.52 39.01 100 14 7116" 11200 94€6 25.08 14.17 5t.63 51.63 26.91 98.85 49.19 28.02 85.38 15 2.E· 8000 6693 22.33 12.60 4Edl6 45.90 21.90 91.93 38.44 19.28 71.21 16 ?e

.J,.J 5600 4733 19.57 11.05 40.28 40.28 18.57 81.76 31.57 14.21 61.24 17 5 4000 2828 17.E-6 9.91 36.1E· 36.15 16.55 73.61 26.47 10.80 53.26 18 10 2000 14g 15.30 8.64 31.50 31.50 14.40 64.18 t8.80 6.S6 39.72 19 16 1000 500 12.29 6.94 25.31 25.31 11.57 5155 13.20 3.99 28.90 20 60 250 10' w .. 6.02 3.40 12.40 12.40 5.67 25.25 6.32 1.66 14.29 21 100 150 125 3.76 2.12 --e

1.1~· --e l.l._o 3.54 15.78 4.65 1.14 10.64

22 150 106 88 3.01 1.70 6.20 6.20 2.83 12.63 3.83 0.90 8.84 23 200 74 64 2.26 '1.27 , "" ~.o ... · 4.65 2.12 9.47 3.13 0.71 7.26 24 270 53 so 0.24 0.14 0.49 0.49 0.23 1.01 2.36 0.50 5.53 25 325 37 40 0.04 0.02 0.08 0.08 0.04 0.17 1.92 0.39 4.53

080. micrones 75886.12 82745.97 30204.24 30204.24 35090.31 5223.55 15225.32 16875.86 992:6.91 - --- --- ------------

1 feed Ore, ton/hr [- 262.50 --18.5.00 76.50! -76.50 --u-50.21 26.291 639.61 435.-tO 2E-4.S11

Cuadro 27: Análisis Granulometrico en la clasificacion de las zarandas Fuente: Propia

DIMENSIONAMIENTO CHANCADORA SECUNDARIA.

Radio de reducción de la chancadora cónica STO

F80 78218 micrones 3.1 Pulg

P80 2201 O micrones 0.87 Pulg

Rr 3.55

Capacidad de chancado:

Wi, método Bond

216.39 TMS/Hr

17.08 Kw-Hr/TM,

E: Consumo específico de energía 0.54 Kw-hr/TM

Potencia necesaria 157 Hp

Factor de servicio 80 %

Potencia instalada 197 HP (167 Kw)

CATALOGO SYMONS: Symons 5.1/2 ft Std.

186 Kw max, Motor de 200 Hp

Ver Cuadro 26: Catalogo de chancadoras cónicas.

ESTRLJC1UP.A PRlr-;•:;::p,".l...

P¡_:...T A~ ()~o.i~•,.t. C·t; AL:I.~E~HA.CIQ-!,'

Figura 09: Partes de una chancadora Symons.

37

DIMENSIONAMIENTO DE ZARANDA VIBRATORIA No 2

Variable

Alimentación, TMS/Hr

Densidad aparente

Apertura del tamiz, 1J

Tipo de apertura

Eficiencia esperada, %

Malla 1/2"

690

1.8

12700

Rectangular

60

Factores de corrección Fuente Malla 112"

A: Capacidad especifica tph/pie2 Fe= tabla 1 2.47 B: Porcentaje de rechazos alimentadol Fe= tabl 38.48 0.886 C: porcentaje de tamaño mitad % Fe= tabl 31.57 0.805 D. posicion del tamiz : Fe= tabl 1 1 E.Tamizado en humedo (no se usa) Fe= tabl 1 1 F. Densidad ton/m3 x 62 .43= lb/pie3 Fe= tabl 112.4 1.124

G: porcentaje de area abierta % del tot Fe= tabl 54 0.54 H:Forma de abertura del tamiz Fe= tabl Rectang. 1.15 J: % eficiencia esperada Fe= tabl 60 2.25 Factor de seguridad 1.1 Toneladas cortas x hora 793 FACTOR TOT ÁL DE CORRECCIÓN, Ft 2.76 Numero de Zarandas 2 Area: (TcHr!Factor total de correcion)xFactor de seguridad 158

Cuadro 28: Selección de cedazos para la zaranda 2.

Fuente: Propia

Zaranda 2: (2 Pisos: Primer piso%" y Segundo piso%")

A = 8 Pies L= 20 Pies

La potencia necesaria será de 30 Hp, 15° de inclinación.

El segundo piso será el que determine el producto final de la

sección de chancado.

Para el dimensionamiento de las zarandas se utilizó los factores

de corrección que se muestran el anexo 09: Factores de

corrección para el dimensionamiento de zarandas.

38

DIMENSIONAMIENTO DE LA TRITURADORA TERCIARIA

F80 18005

P80 10117

Rr 1.84

Capacidad de chancado:

Wi, método Bond

micrones

micrones

Consumo específico de energía

334.08 TMS/Hr

17.12 Kw-Hr/TM

0.43 Kw-hr/TM

190 Hp

80 %

Potencia necesaria

Factor de servicio

Potencia instalada 239 Hp (178Kw)

De acuerdo al catálogo del fabricante, una chancadora, tiene una

capacidad de 282 TMP/Hr con una abertura de descarga de 1/2

pulgada. La selección final es entonces:

CATALOGO SYMONS: Symons 7.1/2 ft Std.

261 Kw max, Motor de 300 Hp

Ver Cuadro 26: Catalogo de chancadoras cónicas.

Chancadora estándar Symons opera en circuito abierto,

normalmente produce un producto mayor a 1", su ratio reducción

es de 4 a 6 veces que su tamaño alimentación, normalmente

trabaja en circuito abierto y generalmente no trabaja a cavidad

llena, este tipo de chancadora la seleccionamos para nuestra

chancadora secundaria.

Chancadora Symons de cabeza corta opera en circuito cerrado,

por lo general produce un producto menor a 1", su ratio reducción

esta entre 2 a 4 veces de su tamaño de alimentación, esta

chancadora es ideal para nuestra chancadora terciaria.

39

+::-. o

i

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25

Malla Abertura Ch. SECUNDARIA Ch. TERCIARIA Alimentacion Descarga Alimentacion Descarga

8" 200000 100 100 100 100 5" 125000 100 100 100 100 4" 100000 100 100 100 100

3 5/8" 90000 91.21 100 100 100 31/2" 87700 89.04 100 100 100 ., ..

..J 75000 76.92 100 100 100 2 5/8" 63000 65.24 100 100 100

2" 50000 53.26 100 100 100 1.625 40000 43.79 99.999808 100 100 11/4" 31500 34.31 99.27 99.61 100 7/8" 22400 25.67 81.77 90.20 100 5/8" 16000 20.09 53.84 74.98 99.99 1/2" 12700 17.86 43.19 54.00 96.51

7/16" 11200 16.88 39.77 39.27 80.99 2.5 8000 14.58 33.93 23.98 46.55 3.5 5600 12.65 28.63 17.30 31.20 5 4000 11.32 24.61 13.13 24.25 10 2000 9.86 19.14 7.99 15.73 16 1000 7.92 14.32 4.85 10.14 60 250 3.88 6.99 2.01 4.53

100 150 2.43 4.72 1.37 3.26 150 106 1.94 3.83 1.08 2.64 200 74 1.46 3.02 0.84 2.13 270 53 0.15 1.46 0.58 1.65 325 37 0.03 1.10 0.45 1.33

080, micrones 78218 22009.556 18005 10117 ---

Cuadro 29: Análisis granulometrico de las Chancadoras Secundaria y Terciaria

2.2.3. Sección de almacenamiento y transporte de mineral:

dimensionamiento de tolvas y fajas transportadoras.

Se presentan algunos cálculos primarios para la concepción

básica en las dimensiones de tolvas frecuentemente usadas en

minería. Las consideraciones preliminares para la construcción

de tolvas son:

1. Capacidad de almacenamiento en TM según abastecimiento.

2. Densidad aparente del mineral en TM/M3.

3. Propósito de la tolva y el efecto que tendrán sus dimensiones

básicas.

4. Angulo de reposo del mineral a almacenar.

5. Localización y topografía de la tolva.

DIMENSIONAMIENTO DE TOLVA DE GRUESOS.

Es un paralelepípedo rectangular en su parte superior y un prisma

rectangular invertido en su parte inferior con ángulo de 45° la

parte superior generalmente tiene una parrilla para no dejar

pasar los materiales más grandes que la recepción de la

chancadora, en la parte inferior central tiene un apron feeder ..

CALCULO DE DIMENSIONES BASICAS:

TMD: 3500

H/a: 1.25 a/b:

Densidad aparente:

Factor Seguridad %:

Angulo de reposo:

Volumen de tolva (m3):

Altura (H): 15.28 m

Altura (h):

Ancho( a):

Largo(b):

7.83 m

12.22 m

9.78 m

Área de descarga: 1 x1 m

1.25

1.8

10

40°

2138 m3.

41

Vtotal = Vparalelepipedo + Vpiramide truncada

h Vtotal = a * b * H + - * (a * b) 3

(j ( )2) F.s. a a a az + a¡l25 3500x- =a*(-)* (1.25 *a)+(-)(-) ·

1.8 1.25 . 3 1.25 2

..Jaz + bz h=---

2

tg(45) = 't

Tolva de gruesos seleccionado: paralelepípedo y en la parte

inferior prisma invertido ver Anexo 17.

DIMENSIONAMIENTO DE TOLVA DE FINOS

Se diseñó con la forma cilíndrica en su parte superior y cono

invertido en su parte inferior, para evitar obstrucción del

mineral, ubicados entre las secciones de chancado y molienda se

recepciona el producto pasante de la zaranda que cierra un

circuito chancado terciario, cuentan con un acceso de

emergencia por una escalerilla con la debida protección de

seguridad.

42

CALCULO DE DIMENSIONES BASICAS.

TMD 1750

H/D 1.25

Densidad aparente:

Factor Seguridad:

Angula de reposo

Volumen de tolva (m3)

Diámetro: 6.22 m

Altura (H): 7. 77 m

Altura (h): 3.11 m

Diámetro de descarga: 1 m

1.8 gr/cm3

10 %

40°

1070 m3

Vtotal = Vcilindro + Vcono truncado

2 11: 2 h Vtotal = n * D * H + - * D * 3

1750x F. s. = n * D2 * (_E_) + (rr) (D2) (D) 1.8 1.25 3 2

1.1 rr rrD 3

3500x- = -D 3 + -1.8 1.25 6

Tolva de finos seleccionada: cilíndrica y en su parte inferior es

cónica semitruncada, ver Anexo 18.

43

Diseño y selección de una faja transportadora.

Son muchas las consideraciones a ser tenidas en cuenta para la

correcta selección de una correa transportadora. A continuación

se brinda una lista de los datos a obtener para la selección final,

debiéndose considerar que a veces es necesario modificar un

requerimiento a los efectos de satisfacer otro más importante.

1) Esquema de la instalación.

2) Material transportado:

3) Capacidad máxima de transporte.

4) Ancho de la correa.

5) Distancia entre centros de tambores.

6) Desnivel entre centros de tambores.

7) Diámetro de tambores de mando y reenvío.

8) Mando.

9) Sistema tensor.

1 O) Rodillos portantes o polines.

11) Polines de retorno.

12) Velocidad de la correa.

13) Potencia instalada.

14) Sistema de carga.

15) Sistema de descarga.

16) Horas de trabajo al día.

Para la-selección de una faja transportadora, además de tener en

cuenta todo lo analizado para componentes estructurales y no

estructurales de un sistema transportador, esta etapa del diseño

se realiza en la etapa de ingeniería, donde ya se tenga los datos

de infraestructura civil, en la Figura 1 O se detalla los

componentes de una faja transportadora para la sección de

chancado.

Para nuestro caso en estudio en el diseño de circuito de

chancado se requerirán de 05 fajas transportadoras y 01 faja

transportadora reversible para cambiar de posición de descarga a

la tolva de finos.

44

Estación actualmente de carga

Alimentador Estaciones de carga Cubierta Rodillo de transición

Estaciones de impacto . L.~ .·.·_··. > -_ .• t~;;z~, ··• '0-··:·;~~J::pa::mhormotriz ~w~·-;. .• ··>Bce· j·i\ Limpiadortangencial

Polee~:, rero.mo odillo~~es~odillo de contracurvado

. Limpiador Rod1llo de retorno Rodillo de desviación Rod1llo de contracurvado

Figura 10: Esquema de los componentes de una faja transportadora.

Especificaciones Técnicas

Se muestra en la siguiente tabla:

BC16 400 o -12/4 12-20/5.5 20-25/7.5 0.8-2 40-80 -----·--· - '-~·-·· . "· ~ - -~'-. --· -·- .. -· ....... ------ ---~--- .--~-" - .... ~--·-----·

.................. _ --·····--·-··~~--- ·- ---·· ----

BC20 so o o -12/4. 12-20/5.5 20 ~ 30/7 .5_: 10 0.8-2 78-191 .. ----- - -·· .

BC22 550 o -12/5.5 12-20/7.5 20-25/10 0.8-2 80-200 ....

_ BC2~ 600 . º -12/5.5 12- 20/7:~ 20 ~30(11 0.8-2 100-250

BC26 650 o -12/5.5 12-20/7.5 20-30/11 0.8-2 131-323 ... BC30 800 o -10/5·~- 10: 1!)/5.5 -_7.5 1s- 2sn1-1s 1-2 278-546

BC36 900 o -10/7.5 12 - ~0/11 :- 15 20 - 25/15 - 22 1-2 300-546 - - -----··- - -- ...

. BC40 '1000 0-10/7.5 10- 20/11 - 15 20- 2?/15 ~_?2 .. 1-2 435-546

BC47 1200 o -10/11 12 - 20/15 - 22 20 - 25/22 - 30 1-2 655 -1284

Cuadro 30: Especificaciones técnicas para la selección de fajas

transportadoras

Con las especificaciones de los fabricantes podemos seleccionar el

ancho de faja de 800 mm (32 Pulgadas) para la sección de chancado,

en el Anexo 06 se detalla las características de las fajas a seleccionar

45

2.2.4. Simulación del circuito de chancado en MOL Y-COP TOOLS.

Una vez definidos las dimensiones de los equipos y los circuitos,

procedemos a simular las operaciones de chancado, con el

objetivo de realizar los ajustes necesarios y validar los parámetros

de operación tanto para el consumo energético, como para la

malla en cada etapa.

Como primera condición se requiere del índice de chancabilidad

este valor nos proporciona el ensayo de impacto y también se

requiere los valores de las constantes de las funciones selección y

fractura que se obtuvieron al realizar la prueba índice de Bond

(ver anexo 1 0).

Tal como se diseñó al inicio se realiza los balances de manera

aislada para la chancadora de quijadas, las chancadoras cónicas

y las zarandas, luego se realiza los ajustes, en circuito abierto, y

para la última etapa de chancado se realiza en circuito cerrado.

A continuación se detalla el diagrama de flujo para la sección de

chancado con la lista de equipos y parámetros de operación

básicos, ver Figura 11.

46

-+:>. -.....¡

DIAGRAMA DE FLUJO SECCION CHANCADO TOLVA DE

GRUESOS

Ch. DE MANDIBULAS Grizzly Alimentacion = 189 TMS/Hr

F80 = 314374

73.68 TMS/Hr

Under Zaranda # 1 Descarga(-1/2") =

01 Grizzly: 4" de Abertura 01 Ch. Mandibulas: 30'x42'- 100 Hp

76385

01 Ch. Secundaria: Symons 5 1/2 ft Std- 200 Hp 01 Ch. Secundaria: Symons 7 ft Std - 300 Hp 01 Tolva de Gruesos: Una tolva de 4000 TM 02 Tolva de Finos: Tolvas de 2000 TM 01 Zaranda Vibratoria# 1: Dos niveles: Cedazos de 2" y 112" 01 Zaranda Vibratoria# 2: Dos niveles de 5/8" y 1/2" 06 Fajas transportadoras: Cinco fajas y una faja reversible.

ZARANDA VIBRATORIA# 1 Alimentacion = 263 lMS/Hr

Alimentacion = 245.42 TMS/Hr F80 = 78218 micrones P80 = 22010 micrones

Under Zaranda # 2

ZARANDA VIBRATORIA# 2 Alimentacion = 690 TMS/Hr

Descarga(-1/2") = 254.51 1 TMS/Hr

Ch. SECUNDARIA Alimentacion = 334 TMS/Hr FSD : 18005 micrones P80 = 10117 micrones

Figura 11: Diseño y selección del diagrama de flujo del area de chancado- PROYECTO HILARION FASE 1

Fuente: Elaboracion propia.

2.3. Sección de Molienda y Clasificación húmeda.

La molienda es una operación que permite la reducción del tamaño del

mineral hasta tener una granulometría final deseada, en esta operación

de molienda es donde se realiza la verdadera liberación de los minerales

valiosos y que se encuentran en condiciones para su separación de las

gangas.

Por lo general, la molienda está precedida de la sección de trituración y

por lo tanto la granulometría de los minerales que entran a esta sección

es casi uniforme. Los tamaños del F80 20 mm a 5 mm, hasta obtener un

P80 de malla 200 a malla 1 OO.

Se denomina clasificación a la separación de un conjunto de partículas

de tamaños heterogéneos en dos porciones, la clasificación se realiza

por diferencia de tamaños y gravedad especifica que originan diferentes

velocidades de sedimentación entre las partículas de un fluido.

La etapa de molienda necesariamente requiere de una clasificación del

producto molido para darle mayor uniformidad a la liberación de

partículas valiosas.

2.3.1. Método Bond para dimensionar molino de Bolas.

El método de Bond será discutido en mayor detalle porque ha

encontrado amplia aceptación en la industria minera-metalúrgica.

El método tiene dos grandes ventajas desde el punto de vista de

la ingeniería. En primer lugar, es muy simple, y en segundo lugar,

la experiencia demuestra que es efectivo para muchas

circunstancias.

Por otra parte, cuando el molino de laboratorio se elige

suficientemente grande para obtener una buena similitud, el

ensayo se convierte en escala piloto. Para evitar el costo de

construir y operar un sistema piloto se ha desarrollado

métodos aproximados de diseño, el método consta de 8 etapas

de acuerdo con Fernando Concha A. Universidad de

Concepción.

ETAPA 1: Ensayo normalizado de moliendabilidad de Bond

ETAPA 2: Cálculo dellndice de Trabajo del ensayo

48

ETAPA 3: Escalamiento a molinos mayores

ETAPA 4: Corrección para otras condiciones de operación

K1 es un factor de conversión a circuito abierto

K2 es un factor de conversión a molienda seca

K3 es un factor de corrección por sobre tamaño en la

alimentación

K4 es un factor de corrección por la fineza de molienda

K5 es un factor de corrección por razón de reducción

ETAPA 5: Cálculo de la energía específica consumida para una

razón de reducción determinada

ETAPA 6: Cálculo de la potencia para mover los medios de

molienda.

2.3.2. Método de Krebs para dimensionar el hidrociclon.

Por muchos años los hidrociclones han sido referidos

simplemente como ciclones y son ampliamente utilizados en

circuitos de molienda para hacer clasificación de partículas. El

rango de trabajo de los ciclones está entre 40 a 400 micrones, son

muy pocas las aplicaciones en tamaños más finos que 5 u más

gruesos que 1 OOOu. Los ciclones se usan con gran ventaja en

circuitos de molienda primaria, secundaria y de remolienda.

Parámetros básicos para un hidrociclón

Un ciclón "estándar" se define como aquel en el cual existe

relación adecuada y geométrica entre el' diámetro del ciclón, área

de ingreso, tubo de vórtex, orificio ápex y la longitud suficiente que

provee el suficiente tiempo de retención para la clasificación

apropiada de las partículas.

El parámetro más importante es el diámetro de ciclón. Esto es el

diámetro interno de. la cámara cilíndrica que recibe la

alimentación. El siguiente parámetro en importancia es el área

de tubo de ingreso, este es generalmente un orificio rectangular

con la dimensión mayor paralela al eje del ciclón. El área básica

49

se considera generalmente como 0.05 veces al cuadrado del

diámetro del ciclón.

El otro parámetro de importancia que el vórtex, por donde

descarga el rebose de partículas finas. Se sabe que la función

primaria de este tubo de vórtex es el control de la separación y el

flujo que abandona el ciclón. El tamaño del vórtex igual a 0,35

veces al diámetro del ciclón.

La sección cilíndrica es otra parte importante, está entre la

cámara de alimentación y la sección cónica, tiene el mismo

diámetro que la cámara de alimentación, su función es

incrementar el tiempo de retención. Para un ciclón estándar la

longitud debe ser igual al diámetro.

Luego, la sección cónica que tiene un ángulo generalmente entre

1 oo - 20° su función es similar a la sección cilíndrica proveer

tiempo de retención. La sección cónica termina en el orificio apex

que tiene como dimensión critica el diámetro interno de dicho

punto de descarga, debe ser lo suficiente amplio para evitar

que el ciclón se obstruya.

El tamaño normal del apex mínimo es de 1 O% del diámetro del

ciclón y puede ser tan grande como 35%.

Por lo anterior, si hallamos el diámetro del ciclón, tendríamos

determinadas las dimensiones básicas geométricas de sus partes.

Criterios de Selección de hidrociclones

La selección exacta de un hidrociclon depende de un número de

factores interrelacionados y se logra en forma óptima por

simulación, realizada por el fabricante de estos equipos, en

función al flujo de pulpa, D-50 y variables de operativas de la

molienda, vemos el anexo 04: Diámetro de ciclones, basado en el

flujo de pulpa y la presión, para comprobar la selección del

diámetro de ciclón.

50

La operación del hidrociclon dentro de los circuitos de molienda es

crítica, ya que con este equipo se controla la granulometría que

requiere la flotación, al mismo tiempo es el equipo que genera

carga circulante en el circuito cerrado de molienda.

2.3.3. Dimensionamiento del molino.

ETAPA 1: Ensayo normalizado de moliendabilidad de Bond

En la prueba de moliendabilidad se busca determinar el tiempo de

molienda para una liberación de una partícula deseada, en cada

ensayo se muele y tamiza para obtener una relación matemática

entre el tiempo y la granulometría, se determinaron que el

F80:767 micrones y P80: 102 micrones. Gb: 1.73

ETAPA 2: Cálculo del Índice de Trabajo del ensayo.

Por comparación de ensayos realizados según la etapa 1 con

resultados experimentales de molienda a escala laboratorio, Bond

concluyó que el material se podía caracterizar mediante un

parámetro que denominó Índice de Trabajo Wi (Work lndex).

Wi 44,5

P1 °·23 x Gpb 0·82 x (10/VP80 -10/~

Wi = 14.22 Kwhffc o 15.67 Kwh/TM

ETAPA 3: Escalamiento a molinos mayores.

Para utilizar el Índice de Trabajo en molinos mayores, Bond

propuso las Expresiones de escalamiento que siguen:

Wi= (2.44/D)A0.2 paraD< 3.81 m

Wi= 0.914 paraD> 3.81 m

ETAPA 4: Corrección para otras condiciones de operación.

Para utilizar el índice de trabajo en otras condiciones de

operación, es necesario introducir factores de conversión tales

que el índice de trabajo Wi para un caso determinándose las

relaciones Wid mediante:

K1 es un factor de conversión a circuito abierto: 1

K2 es un factor de conversión a molienda seca: 1

51

K3 es un factor de corrección por sobre tamaño en la

alimentación: 1

K4 es un factor de corrección por la fineza de molienda: 1

K5 es un factor corrección por razón de reducción: 1

K6 es un factor de corrección de eficiencia de molienda: 1

Wi(corregido)= K1xK2xK3xK4xK5xK6xWi = 15.67 Kwh/TM

ETAPA 5: Energía específica consumida para una razón de

reducción determinada: E = 9.86 Kwh

. ( 10 10 ) E = Wt(correg) ~- ~ vPBO vFBO

Kwh

ETAPA 6: Potencia mecánica:

Para la conminución, en la cual previamente se especificara la

capacidad deseada del circuito cerrado molienda/clasificación:

Pm = 1 060.26 Hp

Pm = 1.341 * Wi(correg) * TMH . HP

ETAPA 7: Potencia eléctrica del motor.

Suponiendo una eficiencia de 80%+10% perdidas: Pe=1514.6 Hp

Pe= Pm * (1~0) HP

ETAPA 8: Dimensiones del molino de bolas industrial.

[ Pe(Hp) ]1/3.5

D = Kb * (%Vp)0.461*(%Cs)Lsos* (Lfv)

mNERACION K6 Wi(correg E(kwhfTM) Pm(Hp) Pe(Hp) D(Pies) L(Pies) %Error 1 1 15.67

D = 13.25 Pies

L = 15.30 Pies

%Vp 40

9.86 1060.27 1514.67

LID= 1.2

%Cs = 72

13.25 15.90 1

52

ETAPA 9: Tabla de itineracion:

Una vez calculado el valor teórico de D, en caso que D resulte

diferente a 8 pies deberemos entonces recalcular el factor K6 y

repetir las etapas anteriores, se trata de un procedimiento de

cálculo itinerario, hasta que se obtenga una máxima relativa de 1

% para valores de D calculados entre iteraciones sucesivas.

ITINERACION K6 Wi(correQ) ~(kwhfTM Pm(Hp) Pe(Hp) D(Pies L(Pies) %Errorl~ 1 1 15.7 9.9 1060.3 1514.7 13.2 15.9 2 0.91 14.3 9.0 969.1 1384.4 12.9 15.2 2.54 3 0.91 14.3 9.0 969.1 1384.4 12.9 15.2 o

D = 13.00 Pies

L = 15.00 Pies

Motor= 1384 Hp 1032 Kw

Se instalara un motor de 2000 Hp para cada molino.

2.3.4. Dimensionamiento hidrociclon, diámetro D-50.

Si se desea obtener 60% - m 200, como producto de molienda de

acuerdo con las pruebas de flotación que se realizaron, entonces

las dimensiones deben cumplir con este condición además se

sabe que por diseño del circuito de molienda la carga circulante

se consideró 2.5. Seleccionamos un modelo Krebs, para lo cual

solo se requiere calcular el diámetro del hidrociclon, este modelo

de hidrociclon tiene una geometría predefinida en base al

diámetro del hidrociclon.

Como punto de partida para seleccionar el diámetro, se requiere

determinar el flujo de pulpa de alimentación al hidrociclon, y la

presión requerida, usando la hoja de cálculo LEYES DE BOND en

MOL Y COP TOOLS, al mismo tiempo se puede comprobar

usando el anexo 04 de DISEÑO E INSTALACION DE

CIRCUITOS DE CONMINUCION, en caso que el flujo sea alto

se reparte el flujo de pulpa en una batería de ciclones.

53

Una vez definidos el diámetro y la caída presión para el

hidrociclon, se determinara el 050 requerido usando los modelos

de Plitt, Arterburn y el grafico de selección de Diámetro vs d50.

Ecuación de Plitt:

0.9771 * Dco.46 * Dio.6 * Do1.z1 * e(o.o63*Cv) dso - -------------=------------::--::-----:--:---

- Du0.71 * ho.3s * Q0.4S * (p _ l)o.s

Ecuación de Arterburn:

(53 - Cv)-1.43

( 1.65 ) d =06213*Dc0

·66 * * *327 so . 53 p- 1 .

1.6 3 4 6.5 10 14 16,5 20 24 30 36 40 48 1000

__1Qfi __lO_g_ L1..l::. 120 83 ftº ~ r- r- ¡-U' r-

14_ ~ 1= ~ ~ r- r-

1= ¡::

·diámetro pulg

100 Üj 48 cu e: j;¿

.J( r- r-._r 10 '=

!--r

1-...... ...... ...... 'In .... ~ . j~

25 Zb ~~ V

~ 20 23 e 0

'ª . o

! "OI.rl 1 o '12:

!i :

Diámetro de ciclón (mm)

Figura 12: Selección de D-50 del hidrociclon.

54

De acuerdo con los cálculos que se realizaron en la hoja de

cálculo LEYES DE BOND, se obtuvo un flujo de 38 LUseg para 2

hidrociclones con una diámetro D-20, para un flujo de pulpa al

60% solidos con una caída de presión de 5.15 Psi.

En la tabla de Diseño e instalación de circuitos de conminución (

ver anexo 04), se puede comprobar y seleccionar el diámetro y

presión más óptimo para nuestro circuito. Finalmente se

seleccionó dos hidrociclones D-20, para cada circuito.

Luego determinamos el 050 aplicando los modelos de Plitt,

Arterburn y la tabla conversión al punto de corte

%pasante en el rebase Factor

99 0.49

90 0.79

a o 1.06

70 1.36

60 1.77 .--• ~-J~··'"'""'-~- '" ..__ -·---..-- ..... ----~-----··- --·--~,.---·-- """- ------

50 2J4

Cuadro 31: Factor de conversión al punto de corte.

CALCULOS:

A) Caudal de alimentación (Q) = 137.08 m3/h

8) % Solidos en Volumen (Cv) = 31.91 %

C) Diámetro seleccionado De =20.00 Pulgadas

O) F80 de FLOTACION = 123.00 micrones

d50: MODELO PLITT: 117.95 micrones

d50: MODELO ARTERBURN: 116.28 micrones

d50: GRAFICO: 132.75 micrones

De los tres modelos de d50 obtenidos se puede apreciar que el

d50: 132.75 micrones es el único mayor al F80 de flotación, por lo

tanto este valor se considera como d50 del circuito, y se aplicara

como dato en los cálculos de simulación. En la Figura 12 también

se puede contrastar que este valor es bastante cercano.

55

. ..,...__ _________ .\ f FAJA REVERSIBLE

A FlOTACION Pb ~

Tolva de Finos No 1 2000 1M

AGUA

13x15 Pies Molino de

Bolas 1

' : \ .~'

CONCENTRADO DE Pb: 0.6 TMS/hr

Bombas METSO HR-150 No 1 Y 2

02 FAJA "TRANSPORTADORAS

Bombas METSO HR-150 W3y4

02 MOLINOS DE BOLAS: 13x15 Pies - Motor 2000 Hp 08 HIDROCICLONES D-20 KREBS 02 CELDAS SK-240 04 BOMBAS METSO HR -150

Tolva de Finos W 2 2000 1M

13x15 Pies Molino de Bolas 2

.... __ - --- -- -, ~ ,.

~.:~~ ;: ~:-~:~ ~ (

·~--

/

CONCENTRADO DE Pb: 0.6 TMS/hr

FIGURA 13: Diseño y selección de diagrama flujo de molienda y clasificacion PROYECTO HILARION FASE 1

Fuente: Propia

56

2.3.5. Selección de bomba para el hidrociclon.

ft

Para la selección de una bomba para pulpas se realiza una serie

de procedimientos, que generalmente lo realiza una empresa de

ingeniería dedicada al transporte de fluidos, una vez que se defina

toda la infraestructura de la planta, para determinar con exactitud

las perdidas por altura y accesorios.

Por lo general, para bombear pulpa al hidrociclon se opera con

una bomba centrifuga de trabajo pesado, en donde los fabricantes

nos ofrecen catálogos de bombas con sus respectivas variables:

altura de bombeo y caudal.

m 100 '

300 90

BO ¡

250

70

HM 50 /HM 75 HM 150 300 ' : : l !

' ¡ <· ' ··-- -¡- . ' ..; -·---- ! - . " --

200 60

50

150

40

100 30

' 1 , r 1 t ,

. -~_ji .. ~ 1 ~-+;rl-H . ~~· 1. ') • ll ·~1·7

,HR 50 i . • HRJ5 ! ~: HR!U! 1 j~ ) ~R200 i HR~~ {,~ • ' ' 1 t ¡ ¡

-;...,-

20

50

10_,__:1::---_L._-x---±--'--:ro=--:;t:±-::oo:-'-----:2;i;;:;---'----;-4r.Oo:---"-;;i;;;;--;;l~~---:;-2;;j;;:;-~ m3{hr

50 150 200 300 soo 1000 2000 4000 5000 10000 U SG PM

Figura 14: Selección de bombas METSO

57

Para nuestro caso tenemos el caudal 27 4 m3/hr, en cuanto a la

altura neta asumiremos que requiere una altura de 100 Pies, de

acuerdo con el catálogo de la Figura 14 seleccionamos una

bomba HR-150 METSO, las características de dicha bomba son

las siguientes:

Dimensiones de conexión: la entrada de 150 mm y la salida de

100 mm, peso total de 630 Kg

2.3.6. Determinación del tamaño de bola máximo, collar de bolas,

porcentaje del nivel de llenado del molino y porcentaje de

volumen de llenado.

Para determinar el tamaño de bolas, carga de bolas y distribución

de bolas, recurrimos al programa de MOL Y COP TOOLS las

cuales están basados de las correlaciones empíricas propuestas

por Ettore Azzaroni

DIMENSIONES DEL MOLINO Y CONDICIONES DE

OPERACIÓN:

Diámetro: 13.00 Pies

Longitud: 15.00 Pies

%Velocidad Critica: 72.00

Velocidad del Molino: 15.30 RPM

Densidad de bolas: 4.65 TM/m3

Volumen de molino: 56.49 m3

% de llenado de bolas: 40.00

Peso de carga de bolas: 104.98 TM

Tamaño de descarte: 0.50 Pulgada

Características del mineral chancado:

Densidad del mineral:

lndice de trabajo:

3.2 TM/m3

15.67 Kw-hr/TM

Tamaño de alimentation: 9933 micrones.

58

TAMAÑO DE BOLA OPTIMA RECOMENDADA:

De acuerdo con la fórmula de AZZARONI: 3.4 Pulgadas

El diámetro seleccionado seria de 3.5 pulgadas.

d * = 6 06 F o.2sa ( W. )o.4 1 (N D)o.2s 8 • 80 Ps 1

db = tamaño de bola

FSO = 80% tamaño pasante en la alimentación fresca

p5

= densidad del mineral

Wi = indice de trabajo del mineral

N = porcentaje de velocidad critica del molino

Pulgadas 3.5 3 2.5 2 1.5 1 0.5 3.5 18.4 18.4

3 27.4 24.2 3.2 2.5 20.8 14.0 3.9 2.9

2 16.3 7.2 2.0 3.2 4.0 1.5 12.5 3.0 0.8 1.3 3.6 3.7

1 4.4 0.9 0.2 0.4 1.08 2.46 -0.73 0.5 0.3 0.1 0.0 0.0 0.13 0.31 -0.223 -0.14

Cuadro 32: Recarga inicial de bolas para el molino de bolas 13x15.

La recarga diaria se hará con las bolas de 3.5" y 2.5"

59

2.3.7. Simulación de los circuitos de molienda y clasificación

en MOL Y -COP TOO L.

Para llegar a esta etapa, se asume que tenemos definidos las

dimensiones del molino, el hidrociclon y sus condiciones de

operaciones. Es necesario haber iniciado el dimensionamiento de

manera aislada tanto el molino y el hidrociclon considerando los

parámetros que se asumieron y se obtuvieron en la prueba de

índice de trabajo a nivel de laboratorio después se realiza la

simulación en circuito para realizar los ajustes de parámetros.

1 o Se determina la función selección y la función fractura, están

funciones son las mismas tanto a nivel laboratorio como a escala

industrial, en la hoja de cálculo BaiiParam-Batch se ingresan los

datos que se obtuvieron en la prueba como: dimensiones del

molino de laboratorio, F80, P80, distribución granulométrica de la

alimentación y descarga, gravedad específica, consumo de

energía y peso de las bolas y se resuelve el cálculo aplicando la

función SOLVER, así obtenemos las constantes de las funciones

SELECCIÓN y FRACTURA.

2° Usamos la hoja de cálculo BaiiSim-Direct, ingresamos las

constantes de selección y fractura, las dimensiones del molino y el

hidrociclon que se dimensionaron, caída de presión, carga

circulante y la distribución de tamaño de partículas de la

alimentación fresca al molino. Luego procedemos a usar la

ITIRACION para buscar una óptima relación de parámetros de

operación.

3° Hacemos uso de la hoja de cálculo BaiiParam-Direct donde

ingresamos las constantes de las funciones halladas en las

hojas anteriores; selección, fractura, distribuciones de mallas,

usamos la herramienta SOLVER para ajustar los datos, esta hoja

de cálculo nos permite comprobar las dimensiones del hidrociclon

y sus parámetros (psi, carga circulante, diámetro de corte,

distribuciones de partículas de la alimentación, rebose y

descarga). Esta hoja nos ha permitido hacer el escalamiento

industrial.

60

Para la realización del modelamiento matemático de los circuitos

de molienda en MOL Y COP TOOLS debemos tener en cuenta

que se basa en la TEORIA MODERNA DE CONMINUCION, esta

teoría introduce dos nuevos conceptos la FUNCION SELECCIÓN

( S ) y la FUNCION FRACTURA ( B ), en el primer parámetro se

refiere a la moliendabilidad, es decir a la cinética de molienda,

con relación al segundo parámetro se refiere a la distribución

primaria de partículas, producidos como resultado de un evento

de fractura.

Estos dos conceptos se desarrollan tanto a escala laboratorio

como a escala industrial, ya que son invariables ambas funciones,

en nuestro caso lo utilizamos al usar la herramienta MOL Y COP

TOOLS, al realizar una simulación de molienda es necesario tener

los valores de las constantes de estas funciones para hacer el

escalamiento a nivel industrial. Para lo cual usaremos la

herramienta SOLVER en Excel.

Solver forma parte de una serie de comandos a veces

denominados herramientas de análisis de hipótesis. Con Solver,

puede encontrar un valor óptimo (mínimo o máximo) para un

análisis de hipótesis fórmula en una celda, denominada la celda

objetivo, sujeta a restricciones o limitaciones en los valores de

otras celdas de fórmula en una hoja de cálculo. Solver trabaja con

un grupo de celdas llamadas celdas de variables de decisión, o

simplemente celdas de variables, que participan en el cómputo de

fórmulas en las celdas objetivo y de restricción. Solver ajusta los

valores en las celdas de variables de decisión para cumplir con

los límites en las celdas de restricción y producir el resultado

deseado para la celda objetivo.

61

0\ N

Moly-Cop Tools ™ (Version 3.0)

BALLPARAM_BATCH: Estimacion de parametros de molienda de laboratorio.

Prueba No 1 1 1

FUNCION SELECCION :

alphaO alpha1 alpha2 Dcrit

Expansion de: alpha02 alpha12

0.001475 1.092

4.0 6222

FUNCION FRACTURA:

beta O beta1 beta2

Expanded Form beta01

Funcion objetivo:

0.19145 0.538

14.9

1 · o.oool

0.121

100

~ r:::: m 10 ~ :::!:! o

1

e

e y

10

"""

/ó

?

1/ ri

/ v

~

100

1/

:1' .ó / 1~

\ 1! \ 1

ll"l

-o-Feed O Discharge (Exp.)

--Discharge (Adjusted) --o-SiE*10

1 11 1

1000 10000 100000

Tamaño de particula, microns

1 Nota: Los calculas actuales no son validos, si SOLVER no ha resueltoo ha corrido mas de 2 -.eces. J

Figura 15: Modelamiento matematico de la Funcion Selección y la Funcion Fractura para el mineral Hilarion.

O\ l.¡.)

Moly-Cop Tools ™ (Version 2.0) Remarks CIRCUITO DE MOLIENDA HILARION

Molino de bolas 13x15 y Ciclan D-20

psi 1 - - 5.891

# of Cyclones Vortex

Apex

% Solids

~-

~

ton/hr ~ Water, 1 F80 9916 m3/hr

kWh/ton ~ Wio 17.86

45.31-+

Gross kW % Balls

%Critica! % Solids

--1168.4 40.00 72.00 72.00

Simulation N°

40.00 % Solids %-200 MESH

123.9 P80

Circ.Load ~ m3/hr ~

Water,

1

m3/hr 1 75.21

1 r-=======i L _j ~~ "!· ..,...,..,..'7'7~

% Solids 1 59.521

Figura 16: Modelamiento matematico del diagrama de flujo de Molienda y Clasificacion Fuente: Propia

2.4. Sección de Flotación de minerales.

La flotación se define como un proceso físico-químico mediante el cual·

se produce la separación de los minerales sulfurados a recuperar del

resto de los minerales ganga, que componen la mayor parte de la roca

original. La pulpa proveniente de la molienda, con los reactivos

necesarios para la flotación ya incorporados alimenta a las celdas de

flotación. En el fondo de las celdas se hace burbujear aire, a través de

las aspas de agitadores rotatorios ubicados uno por celda, lo cual

mantiene la pulpa en constante agitación para permitir que todas las

partículas de mineral dispersas en la pulpa mantengan el mejor contacto

con los reactivos, el agua y el aire para que con ello el proceso de

flotación se lleve a cabo en forma eficiente. Los reactivos, que se

incorporan a la pulpa en la etapa de molienda para dar el tiempo de

residencia que cada uno de ellos necesita para conseguir una pulpa

homogénea a la entrada de la flotación, en general cada reactivo tiene

diferente naluraleza y cumplen distintas funciones.

DISEÑO DE CIRCUITOS DE FLOTACION

El diseño de circuitos de· flotación normalmente se inicia con un conjunto

de ensayos batch escala laboratorio, donde se evalúa el efecto de las

variables típicas de flotación sobre la recuperación y de ley de

concentrado, Ph, reactivos, dilución de pulpa, tiempos de

acondicionamiento y de flotación, tal como se detalla en la Figura 17. En

el siguiente procedimiento se realiza las pruebas en circuito abierto.

Se seleccionan los niveles óptimos de las variables y luego se corre un

nuevo conjunto de ensayos en el entorno del suboptimo determinado

inicialmente. Luego se hacen pruebas en circuito cerrado para

determinar el tiempo de flotación de cada celda o banco.

Siendo un mineral polimetálico se empieza a flotar primero los sulfuros

de Pb y Ag debido a que tienen alto grado de asociatividad y su Ph: 8 al

mismo tiempo se deprime los sulfuros de Zn y Fe, en la segunda etapa

se acondicionan a otros parámetros para concentrar los sulfuros de Zn.

64

Galena Esfalerita Pirita Marmatita Ganga

Cal: Ph 11 Circuito Activador: ZnS04 Plomo Colectores:Z-11

Depresor: W-570 Espumantes: MIBC

Cal: Ph 8.5 RELAVE DEL Depresores: CIRCUITO Pb ZnS04+NaCN Colectores: A-25, A-242 Espumantes: MIBC CONCENlRADO

PLOMO

Circuito Zinc

Figura 17: Esquema de la primera campaña de pruebas de flotabilidad Fuente: Elaboracion propia

2.4.1. Escalamiento de laboratorio a nivel industrial.

Se usa para dimensionamiento, junto a pruebas de laboratorio

que deben escalarse al tamaño equivalente industrial, scaling up.

En el se escala tiempo y no leyes ni recuperaciones, que deben

ser las mismas que se obtienen en una prueba de laboratorio.

El tiempo de laboratorio se debe multiplicar por un factor (1.6

- 1.8 ó 2) para obtener el tiempo de residencia a escala

industrial. Si un circuito rougher, tiene en el laboratorio un tiempo

de 2 minutos, el tiempo de residencia en planta debe ser de 4

minutos (2 x 2'). De acuerdo con el libro: FLOTACION

FUNDAMENTOS Y APLICACIONES. Sergio Castro.

2.4.2. Cinética del Proceso de Flotación.

La cinética del proceso de flotación de espumas se puede definir

como la cantidad de mineral trasportado por la espumas como

concentrado que se extrae de la celda en la unidad de tiempo,

donde a partir de este concepto se busca un modelo

matemático que describa el proceso de flotación, bajo

presunciones basadas en la teoría de los hechos establecidos por

el estudio del mecanismo de la flotación.

El tiempo de residencia (tr), está vinculado al flujo de aire, de

modo tal que si este último fuese pequeño, t debería ser alto para

colectar todas las partículas.

65

Hay una relación directa entre tr y la probabilidad de flotación, por

lo que si ésta es alta y si el flujo de aire es adecuado, la

recuperación esperada sería aceptable. En la prueba No 41 tal

como se puede apreciar en la Cuadro 39, se observa se flotaron

e intervalos de tiempos de manera continua, con el fin de diseñar

los circuitos a escala industrial. Se va cambiando la bandeja

receptiva de concentrado, para fraccionarlo en c1, c2, ..... en, para

tiempos de flotación de 1 O seg. 2.5, 3.5. 1, 2, 1.5 minutos para el

circuito de Pb y circuito Zn.

-·

FACTOR CAMBIO DE FACTOR CAMBIO EN "1{" CAMBIO EN "R"

Rotación de celdas Aumento Aumento moderado Poca influencia

Aireación de celdas Aumento Aumento Disminución

Temperatura Disminución Disminución Poca influencia11l

Velocidad alimentación Aumento Disminución Poca influencia

Tamaño de partícula Aumento Aumento Disminución

Tamaño partícula fina libre Aumento Disminución Aumento

Colectores/espumantes Aumento Aumento Aumento

Retiro de espuma Aumento Aumento Disminución

Cuadro 33: Tendencias de los valores de R y K con algunas

variables de flotación; Kimpel 1985.

MODELO CINETICO DE AGAR: El modelo de Agar es de primer

grado, es el modelo más aplicado para escalar, el criterio de Agar,

que es ampliamente conocido y aplicado en planta, quien hizo un

desarrollo para estudiar sistemáticamente circuitos de flotación.

Se usa para dimensionamiento, junto a pruebas de laboratorio

que deben escalarse al tamaño equivalente industrial, scaling up.

En el se escala tiempo y no leyes ni recuperaciones, que deben

ser las mismas que se obtienen en una prueba de laboratorio.

El tiempo de laboratorio se debe multiplicar por un factor (1.6 - 1.8

ó 2) para obtener el tiempo de residencia a escala industrial.

66

Rt: Recuperación acumulada para un tiempo determinado.

Ri: Ultima recuperación de la prueba.

t: Tiempo de flotación.

e: Factor de corrección cuando t=O.

k: Constante cinética de flotación.

Una manera de relacionar los factores que interactúan en las

Recuperaciones y las constantes cinéticas (K), podemos observar

en la Cuadro 33; presentada por Kimpel.

MODELO DE AGAR: Para sulfuros de Plomo.

k= 2.538

Ri = 0.853

e= -0.05194

Tiempo R(exp.) R(calc.) Error e o 0.00 0.0000 0.000 o

0.25 0.35 0.3369 0.000 -0.05194 0.5 0.59 0.5792 0.000 -0.05194 1 0.75 0.7758 0.001 -0.05194 2 0.80 0.8466 0.002 -0.05194 3 0.82 0.8522 0.001 -0.05194 4 0.83 0.8526 0.000 -0.05194 8 0.85 0.8526 0.000 -0.05194 12 0.85 0.8526 0.000 -0.05278

Funcion Objetivo : 0.004 -0.05205

Cuadro 34: Cinética de flotación del Pb.

Fuente: Propia

En el cuadro anterior se calcula la recuperación calculada (Real.)

con la ecuación de AGAR, el Error hallado es (Rexp. - Rcai)A2 y

cuya sumatoria total del error se minimiza usando la función

solver para determinar el valor de la constante ( k ) y la constante

(e) se determina haciendo el respectivo despeje en la ecuación

de AGAR en un tiempo cero.

67

MODELO DE AGAR: Para sulfuros de Zinc.

k= 3.498

Ri = 0.902

e= -0.05166

Tiempo R(exp.) R(calc.) Error o o 0.000 0.000

0.25 0.49 0.451 0.001 0.5 0.68 0.714 0.001 1 0.85 0.869 0.000 2 0.89 0.901 0.000 3 0.90 0.902 0.000 5 0.90 0.902 0.000 8 0.90 0.902 0.000 12 0.90 0.902 0.000

Funcion Objetivo : 0.003

Cuadro 35: Cinética de flotación del Zn.

Fuente: Propia

8 o

-0.052 -0.052 -0.052 -0.052 -0.052 -0.052 -0.052

-0.05166

Uno de los criterios de optimización del método Agar es flotar

hasta un límite en que los concentrados obtenidos sean de similar

ley que la cabeza de alimentación, para hacer este cálculo vemos

las recuperaciones parciales en cada fracción de tiempo.

En el Cuadro 36 se tiene las recuperaciones parciales y

acumulados en los tiempos respectivos para cada circuito, se

observa para los sulfuros de plomo en el tiempo 480 segundos

una recuperación parcial 1.04 % con una recuperación

acumulada de 84.51 %y al mismo tiempo empiezan activarse los

contenidos de Zn y Fe, que se consideran impurezas para esta

etapa.

Para los sulfuros de zinc, a los 300 segundos se obtuvo una

recuperación parcial de 0.37% y una recuperación acumulada de

89.94 %, la única impureza significativa que afecta a esta etapa

es la activación de Fe.

68

PRODUCTOS Peso Distribución Metálica Parcial: % Radio Distribución Metálica Acumlada: %

Gramos Pb Zn Ag Fe Conc. Pb Zn Ag Fe Conc-Pb-15 20.00 35.50 0.59 34.31 0.41 99.26 35.50 0.59 34.31 0.41 Conc-Pb-30 14.10 23.05 0.46 21.56 0.36 58.55 1.05 55.86 0.77 Conc-Pb-60 13.90 16.19 0.54 15.39 0.43 74.74 1.59 71.25 1.19 Conc-Pb-120 12.90 5.71 0.68 6.14 0.53 80.45 2.27 77.39 1.73 Conc-Pb-180 11.40 1.60 0.57 2.01 0.45 82.06 2.83 79.40 2.18 Conc-Pb-300 18.60 1.41 0.90 1.91 0.75 83.47 3.74 81.31 2.93 Conc-Pb-480 27.70 1.04 1.27 1.44 1.02 84.51 5.00 82.75 3.95 Conc-Pb-720 31.40 0.75 1.39 1.05 1.14 85.26 6.39 83.80 5.09 Relave Final 1835.10 14.74 93.61 16.20 94.91 100.00 100.00 100.00 100.00 Cabza calculada 1985.1 100 100 100 100

PRODUCTOS Peso Distribución Metálica Parcial: % Radio Distribución Metálica Acumulada: %

Gramos Pb Zn Ag Fe Conc. Pb Zn Ag Fe Conc. Zinc-15 112.20 0.85 48.83 3.01 6.12 17.69 0.85 48.83 3.01 6.12 Conc. Zinc-30 56.50 0.55 19.35 1.63 3.64 1.40 68.18 4.64 9.76 Conc. Zinc-60 57.10 0.63 17.00 1.32 4.95 2.03 85.18 5.95 14.72 Conc. Zinc-120 25.50 0.35 3.57 0.64 2.78 2.39 88.75 6.59 17.50 Conc. Zinc-180 15.10 0.21 0.82 0.37 1.71 2.60 89.57 6.96 19.21 Conc. Zinc-300 19.70 0.25 0.37 0.39 1.95 2.86 89.94 7.35 21.16 Conc. Zinc- 480 27.20 0.30 0.17 0.40 1.71 3.16 90.11 7.75 22.86 Conc. Zinc-720 25.00 0.24 0.10 0.25 1.33 3.40 90.21 8.00 24.19 Relave Final 1646.80 96.60 9.79 92.00 75.81 100.00 100.00 100.00 100.00 Cabza calculada 1985.1 100 100 100 100

Cuadro 36: Recuperaciones parciales y acumulados en fracciones

tiempo.

Fuente: Laboratorio Chapi S.A.C.

69

2.4.3. Reactivos y dosificaciones.

Los reactivos, que se incorporan a la pulpa desde la etapa de

molienda para dar el tiempo de residencia que cada uno de ellos

necesita para conseguir una pulpa homogénea a la entrada de la

flotación, tienen diferentes naturalezas y cumplen distintas

funciones en la flotación.

Reactivos espumantes: tienen como objetivo el producir

burbujas resistentes, para transportar partículas de aerofilicas.

Reactivos colectores: tienen por objetivo impregnar las

partículas de sulfuros de metales a recuperar con

características necesarias para que se separen del agua y se

peguen en las burbujas de aire, lo cual se conoce como

características hidrofóbicas o aerofílicas de las partículas.

Reactivos depresantes: tienen por objetivo provocar el efecto

inverso al de los reactivos colectores, esto, es evitar la recolección

de otras especies minerales no deseadas en el producto a

concentrar.

Modificadores de pH: los cuales sirven para estabilizar la acidez

de la pulpa en un valor de pH determinado, proporcionando el

ambiente adecuado para que ocurra todo el proceso de flotación.

Las burbujas de aire generadas con la agitación de la pulpa y el

aire insuflado en el fondo de las celdas, arrastran consigo hacia

la superficie los minerales sulfurados hacia donde rebasan por el

borde de la celda hacia canaletas que las conducen hacia otras

celdas, bombas o espesadores, desde donde esta pulpa es

enviada a la etapa siguiente. El proceso es reiterado en varios

ciclos, de manera que cada ciclo va produciendo un producto

cada vez más concentrado. En uno de estos ciclos se puede

realizar un segundo proceso de flotación para recuperar el

concentrado de un segundo metal de interés, con el mismo

mecanismo anterior pero utilizando reactivos y acondicionadores

de pH distintos, pudiendo así obtenerse dos concentrados de dos

metales de interés económico.

70

CARACTERISTICAS FISICAS DE LOS REACTIVOS PARA FLOTACION

REACTIVO %Ca0 % ZnS04• 7H20 %NaCN % CuS04.5H20 %Z-11 Aerofloat 25 Aerofloat 242 MIBC WF-570 Complejo CALIDAD 92 99 96 98 85 Puro Puro Puro Mezcla ESTADO FISICO Sólido Sólido Sólido Sólido Sólido Líquido Líquido Líquido Sólido Sólido GRAVEDAD ESPECIFICA (gr/cc) 1.19 1.13 0.822 1.05 -CONSUMO (gr/tn) 2310 105 35 650 15 11.9 11.3 110.8 200 140 CONSUMO (kg/dia) 9092 413 138 2558 59 47 44 436 787 551 FLUJO DEL REACTIVO (lt/min) Sol, (cc/min) Liq 42.09 9.57 9.57 17.77 2.05 27.33 27.33 368.43 5.47 9.57 PREPARACION DE LA SOLUCION (%) 15 3 1 10 2 100 100 100 10 4 TANQUE ALMACENAMIENTO (m3/dia) Sol, (ft3/dia) L 61 14 14 26 3 1.4 1.4 19 8 14 FRECUENCIA DE PREPARACION x DIA 3 1 1 1 1 1 1 1 TANQUE DE PREPARACION (m3

) 20 26 3 1 1 19 8 14 TAMANO DEL TANQUE (ft x ft) 1Oft x 1Oft 11ft X 12ft 5ft X 6ft 1ft X 2ft 1ft X 2ft 3ft X 4ft 7ft X 8ft 9ft X 10ft TIEMPO DE AGITACION (min) - 40 10 - - 40 40 TANQUEDE DOSIFIGACION (m3/dii!) Sol, (ft3/dia) Li. 20 8.5 3 1 1 19 8 14

Cuadro 37: Caracteristicas fisicas de los reactivos de flotacion

RELACION DE EQUIPOS PARA PREPARACION Y ALMACENAMIENTO DE REACTIVOS No

CODIGO NOMBRE CARACTERISTICA CONSUMO CONSUMO CONCENTRACION FLUJO DEL FRECUENCIA DIMENSIONES TIEMPO DE

(gr/tn) (Kg/dia) (%) REACTIVO PREP/DIA DEL TANQUE AGITACION 1 %Ca0 LECHADA DE CAL MODIFICADOR 2310 9092 15 42,09 IUmin 3 10ft X 10ft 2 Complejo SULFATO DE ZINC+CIANURO DE Na DEPRESOR 140 551 4 9,57 IUmin 1 9ft X 10ft 40 3 WF-570 POLIMERO MODIFICADO DEPRESOR 200 787 10 5,471!/min 1 7ft X 8ft 40 4 % CuS04.5H20 SULFATO DE COBRE ACTIVADOR 650 2558 10 17,77 lt/min 1 11ft X 12ft 40

5 %Z-11 XANTATO COLECTOR 15 59 2 2,051!/min 1 5ft X 6ft 10 6 Aerofloat 25 AEROFLOAT 25 COLECTOR 11.9 47 PURO 27,33 cc/min 1 1ft X 2ft 7 Aerofloat 242 AEROFLOAT 242 COLECTOR 11.3 44 PURO 27,33 cc/min 1 1ft X 2ft --..) - 8 MIBC METIL ISOBUTIL CARBINOL ESPUMANTE 110.8 324 PURO 368.43 cc/min 1 3ft X 4ft .. - -· - -------

Cuadro 38: Consumo y preparacion de reactivos de flotacion

CONDICIONES FISICAS Y DOSIFICACIONES DE LA 5ta EVALUACION EN CIRCUITO CERRADO

PRUEBA N° 41 MOUEJII>A R.OTACION Peso, gr :1000 Grav.Esp :3,2 :3,2 RPM (Ro:Pb,Zn) :1500 Velocidad, rpm :110 Vol. Celda,• :2500 :2500 RPM (Scv:Pb,Zn) :1500 Molienda, min :11 min Sólidos,~ :30 :30 RPM (CI:Pb,Zn) :1300 malla (-200), % :58 Sólidos % :66 7

Tiempo Reactivos, ~ r /tn

Etapa min pH ca1 ZnS04 NaCN A-25 A-242 MIBC CuS04 Z-11 WF-570

Molienda 11 8.5 900 75 25 11.9 Acond. Unit. 5 8.5 11.3 20.6 Flot. Unitaria 10seg 8.5 Rougher Pb 2.5 8.5 Scavengher Pb 3.5 8.5 12.3 Acond. CI-1-Pb 1 8.5 30 30 10 12.3 Cleaner 1 Plomo 2 8.5 Cleaner 2 Plomo 1.5 8.5 30 8.2 Acond. I Zinc 10 11 1000 Acond. II Zinc 5 11 600 Acond. ill Zinc 5 11 12.3 15 Rougher Zn 3 11 Scavengher Zn 4 11 12.3 Re molienda 1'15" 10.8 50 Acond. CI-1-Zn 1 10.8 150 12.3 Cleaner 1 Zinc 3 10.8 Cleaner 2 Zinc 2 10.8 100 123 Cleaner 3 Zinc 1.5 10.8 100 8.2

Consumo Total 2310 105 35 11.9 11.3 110.8 650 15

Cuadro 39: Condiciones físicas y dosificaciones de la prueba No

41 del ciclo cerrado

De las 5 pruebas en ciclo cerrado, es en la prueba No 41 donde se

fija los parámetros más óptimos de las pruebas de ciclo cerrado,

el cual nos servirá para definir el tiempo de molienda, Ph,

reactivos y su dosificación, tiempo de flotación, con estos datos se

puede hallar el volumen requerido para cada etapa, el consumo

de reactivos y darle una configuración a los circuitos de flotación.

En el Cuadro 37 se detalla las características físicas y

composición química de los reactivos seleccionados y en la

Cuadro 38 se detalla las condiciones de preparación y consumo

de los reactivos de flotación siendo en concentración puro para

los aerofloat 25 y 242 también el espumante MIBC.

72

100

50

25 25

200

2.4.4. Dimensionamiento de los circuitos de Plomo y Zinc.

El balance de masa en el circuito de flotación se presenta

basados en una producción de 3500 TM/dia; con tiempo de

operación de 24 horas, disponibilidad de planta de 99 %.y factor

de seguridad de 10%.

En el cuadro de dimensionamiento de celdas de flotación (Ver

Cuadro 40), se considera como variables al tonelaje a tratar,

porcentaje de sólidos, densidad de pulpa, gravedad específica,

flujo de pulpa, que son datos que obtuvieron en las pruebas de

flotación.

Sin embargo el parámetro más importante para dimensionar

celdas es el tiempo de flotación a escala laboratorio, este tiempo

se multiplica por el factor de escalamiento 2 para llegar a obtener

el tiempo de flotación en planta concentradora y finalmente el

volumen requerido de celda se obtiene del producto de multiplicar

tiempo de planta por el flujo de pulpa aireada.

Luego se procede a elegir las celdas de los catálogos de

fabricantes, se toma en cuenta el menor número de celdas, a fin

de minimizar costos de capital y costos operativos, estas celdas

seleccionadas deben cumplir con el volumen requerido, en los

catálogos también nos proporcionan los parámetros óptimos y

características de configuración para escala industrial.

Se realiza los siguientes cuadros los parámetros de densidades,

tonelaje, tiempos de flotación a nivel laboratorio y sus respectivos

factores de escalamiento a nivel industrial.

73

~ ~

1 -- - DIMENSIONAMIENTO DE EQUIPOS DE-FLOTACION 1

TRATAMIENTO: 3500 TMSPO TMSPH 160 BAIICO Mineral 'k SOLIDOS Flujo de Pulpa Factor Flujo pulpa aireada Timelab Scale Up Time Plant. Vol. de celdas

FLOTACIOII TMPH G.E. W/W m31hr ft3!min Densidad %aire ft3/min m3/hr m in Factor m in ft3 m3

Ufi!TARIO Pb 1 258.0 3.20 59.5 256.24 150.82 1.692 15.0 173.4 4.91 0.5 2 1.0 173 4.9 UIIITARIO Pb 2 258.0 3.20 59.5 256.24 150.82 1.692 15.0 173.4 4.91 0.5 2 1.0 173 4.9 ACOllO. Pb 170.0 3.19 34.2 380.37 223.88 1.307 1.0 226.1 6.40 5.0 1 5.0 1131 32.0 ROUGHER Pb 170.0 3.19 34.2 380.37 223.88 1.307 15.0 257.5 7.29 2.5 2 5.0 1287 36.5 SCAVE!IGHER Pb 164.1 3.17 34.4 364.70 214.66 1.308 15.0 246.9 6.99 3.5 2 7.0 1728 48.9 CLEAIIER 1 Pb 6.3 4.03 28.0 17.76 10.46 1.267 18.0 12.3 0.35 2.0 2 4.0 49 1.4 CLEAIIER2 Pb 3.2 4.89 27.6 9.13 5.38 1.281 18.0 6.3 0.18 1.5 2 3.0 19 0.5 ACOIIO.Zn 187.0 3.23 33.0 437.56 257.54 1.295 1.0 260.1 7.37 15.0 1 15.0 3902 110.5 ROUGHERZn 187.0 3.23 33.0 437.56 257.54 1.295 15.0 296.2 8.39 3.0 2 6.0 1777 50.3 SCAVE!IGHER Zn 152.9 3.11 33.0 359.60 211.65 1.288 15.0 243.4 6.89 4.0 2 8.0 1947 55.1 CLEAIIER 1 Zn 53.3 3.96 31.0 132.10 77.75 1.302 18.0 91.7 2.60 3.0 2 6.0 550 15.6 ClEAIIER2Zn 34.5 4.03 33.5 77.05 45.35 1.337 18.0 53.5 1.52 2.0 2 4.0 214 6.1 CLEArlER3Zn 19.7 4.05 35.0 41.45 24.40 1.358 18.0 28.8 0.82 1.5 2 3.0 86 2.4

Cuadro 40: Volumen requerido para las celdas de flotacion para los circuitos de Pb y Zn

Para la selección del modelo de celdas de flotación, se

consideraron los factores influyentes en el diseño de circuitos de

flotación.

LA NECESIDAD DE UN VOLUMEN EFECTIVO ES NECESARIO

TANTO EN UNA CELDA GRANDE O CHICA.

Factores influyentes en el diseño de circuitos de flotación:

-/ La selectividad de las celdas grandes es mayor que las

Chicas, debido al mayor espesor de la espuma.

-/ Mejor control de ajuste de flujo de aire o nivel de pulpa.

-/ En las celdas grandes pues tienen menos puntos de

control.

-/ Mayor economía de escala en las celdas grandes.

Finalmente seleccionamos las celdas Outukumpu, debido a que

son las más ideales para nuestro caso, y que cumple con las

características definidas anteriormente, en el Cuadro 41 tenemos

una comparación de celdas por cada fabricante.

Las MÁQUINAS DE FLOTACIÓN OUTOKUMPU, cuentan con un

novedoso diseño del impulsor, basado en principios

hidrodinámicos. El aire es insuflado a la celda a través del eje

hueco del impulsor a relativa profundidad; las placas como hojas

en el tope ocultan al impulsor tipo turbina. El conductor externo y

las hojas verticales en el perfil del impulsor, están diseñadas para

balancear el incremento de la presión hidrostática en las fuerzas

dinámicas que desarrolla el impulsor al dispersar el aire. Esto

sirve para atraer la pulpa desde el fondo de la celda y bombearlo

fuera, para mezclarlo íntimamente con el flujo de aire disperso.

Las hojas angostas del estator que rodean al impulsor convierten

la verticidad tangencial arremolinan la pulpa a un flujo radial, de

ahí que las celdas OK tienen una excelente característica de

mezclado y puede mantener aúli.

75

SELECCION Alternativa 1 - Denver Alternativa 2 -Outokumpu BANCO MODB.O Volumen N" N° Celdas MODB.O Volumen N" N" Celas

FLOTACION Den ver ft3 Celdas Final Outokumpu m3 Celdas Final

UNITARIO Pb 1 S/N 50 3.5 3 SK-240 8.0 0.6 1 UNITARIO Pb 2 S/N 50 3.5 3 SK-240 8.0 0.6 1 ACOND. Pb 12' X 12' 1150 1.0 1 12' X 12' 32.8 1.0 1

ROUGHERPb DR-300 300 4.3 5 OK-38 38.0 1.0 1 SCAVENGHER Pb DR-300 300 5.8 6 OK-16 16.0 3.1 3 CLEANER1 Pb Sub-A-24 50 1.0 1 OK-3 3.0 0.5 1 CLEANER2 Pb Sub-A-24 50 0.4 1 OK-1,5 1.5 0.4 1 ACOND.Zn 13' X 13' 1466 2.7 3 13' X 13' 41.9 2.6 3 ROUGHERZn DR-300 300 5.9 6 OK-38 38.0 1.3 2 SCAVENGHER Zn DR-300 300 6.5 7 OK-16 16.0 3.4 4 CLEANER1 Zn Sub-A-30 100 5.5 6 OK-5 5.0 3.1 3 CLEANER2Zn Sub-A-24 50 4.3 6 OK-5 5.0 1.2 2 CLEANER3 Zn Sub-A-24 50 1.7 3 OK-5 5.0 0.5 1

TOTAL 51 TOTAL 24

Cuadro 41: Cantidad de celdas por fabricante.

Fuente: Propia.

Tipo Volumen Aproximado RPM Potencia Consumida Aire Requerido Blower Celda Tanque m31 Efectivo m3 Impulsor Instalado 1 Consumido Presion (Bar) m3/min Ok-38 39.1 38.1 150 55 30-40 0.33(4.8) 10 a 20 Ok-16 16.6 16 160 30 15-22 0.23(3.33) 6 a 15 Ok-3 3.2 3 200 7.5 3-5.0 0.14(2.0) 2a4

Ok-1.5 1.6 1.5 220 5.5 1.5-4 0.11(1.6) 1 a 2 Ok-0.5 0.6 0.5 140 2.75 0.5- 1 0.07(1.0) 1

Cuadro 42: Características técnicas de las celdas Ok.

Cuadro 18: Modelo de celda Sk-240.

76

2.4.5. Simulación de los circuitos Pb y Zn.

Las técnicas de modelación matemática constituyen una

herramienta de cálculo poderosa para el diseño óptimo de

circuitos de flotación, permitiendo al Ingeniero Metalurgista

resolver los siguientes problemas:

a. Selección del circuito de flotación más apropiado para el

tratamiento metalúrgico de una mena en particular y

b. Optimización de los tiempos de flotación y condiciones

experimentales asociadas a cada etapa de proceso.

La resolución de los ítems (a) y (b) antes mencionados

generalmente debe realizarse en forma sistemática, lo que implica

un largo y costoso trabajo experimental, en lo cual podemos

distinguir tres etapas fundamentales:

1. Realización de pruebas batch a escala laboratorio, para

determinar y estandarizar condiciones óptimas de trabajo. Para tal

efecto, se estudian normalmente a nivel laboratorio los efectos de:

%de sólidos, pH, grados de molienda y tipo y dosificación de

reactivos, efecto de aireación, etc.

2. Simulación experimental de circuitos de flotación continúa

a nivel de laboratorio, utilizando la conocida técnica de pruebas de

ciclo ("PRUEBAS EN CICLO CERRADO") y las mejores

condiciones experimentales determinadas en la etapa anterior.

3. Realización de pruebas continuas de flotación a escala

planta piloto, tendientes a verificar, complementar y/o extrapolar

resultados metalúrgicos alcanzados durante las dos etapas

previas de laboratorio. En general, se deberá determinar los

factores apropiados de escalamiento, correlacionando

empíricamente los resultados obtenidos a escalas de laboratorio y

planta piloto.

A continuación se realiza una simulación de matemática de los

circuitos diseñados para validar sus parámetros operacionales de

los equipos.

77

-...) 00

1 Del Molino 1 1 Uni. Pb 1

~~

·~-r

DIAGRAMA DE FLUJO DE LA SECCJON DE FLOT ACION DE PLOMO

Acond Pb

02 Celdas Unitarias: SK-240

01 Acondicionador: 12' x 12' 01 Celda Rougher: OK-38

1 1 2.78 15.10 1 29 1 1 .,.>j/ 1 0.'10 1 ""·' 1 1• 1.30 7.44 6.90

03 Celdas SCV Pb: OK-16 01 Celda Cleaner 1 Pb: OK-3 01 Celda Cleaner 2 Pb: OK-1.5 1 Conc.Pb 1

Figura 20: Diseño y selección del diagrama de flujo de flotacion del circuito Pb- PROYECTO HILARION FASE 1

Fuente: Elaboracion propia

A Flotacion

deZn

.......:) \0

DIAGRAMA DE FLUJO DE LA SECCION DE FLOT ACION DE ZINC De la Flolacion de

G ;.e.

l. m3/h !agua, m3ihl Pulp l152.9l3.11 1 33 1 l 1.29 _l355.4 1 306.3 1

-f scawnger Zinc 1 ~

l 1 Rougher 1 Zinc 1-1 1

N:ond Zinc3

------------------== 134.1 13.931 31 1 1.30 84.4 75.7

53.3 1 3.96 1 31 1 1.30 !132.6!119.11

3 1.09 1 34 1 1 8.09 1 3.52 1 23 1 3 326 1 279.59 1 1 1.20 1 29 1 26.7 J

34.51 4.03 1 33.5 1

119.31 4.02 1 31 _¡__ 1.34 1 76.9 1 68.3 1

11.30 1 48 1 43.4 1

03 Acondic 02 Celdas 04 Celdas 03 Celdas 02 Celdas

ionadores de Zn: 13' x 13' 119.714.051 35 1

1.35 42 37.2 ~n11nh<>r" ()k'"_ ~A

01 Celdas Cleaner Zn 3: OK-5

Pb

1160.0 1 3.16 1 34 1 1.31 355.1 304.5

1187.0 1 3.23 1 33 1

1

1.29 440 382.q ,.- -.,

....... -· N:ond N:ond Zinc 1

'-.. _..,..

1 26.9 1 3.73 1 26 1 1 1.23 1 84.7 1 77.4 1

.1 Cleaner Zinc 1

-------- 1

1 18.8 1 3.83 1 27 1

L 1.25 J 55.7 l 50.8 1

1 Cleaner Zinc 2

-¡--1 4.453 1 4.04 1 27 1 1.250 1 13 112.30 1-r 1 15.24 1 4.05 1 38 1

+ 1 1.40 1 28.7 1 24.93 1 Cene. Zn 1

Figura 21: Diseño y selección del diagrama de flujo de flotacion del circuito Zn- PROYECTO HILARION FASE 1

Fuente: Elaboracion propia

2.5 Sección Espesamiento.

La sedimentación es la separación de partículas sólidas en suspensión

de un líquido que se verifica por asentamiento gravitacional. El objetivo

primario del espesamiento es incrementar la concentración de sólidos.

Las operaciones de espesamiento, se caracterizan por una interface

agua limpia y sólidos de alta densidad de pulpa con lo cual la capacidad

está limitada por las condiciones de descarga inferior.

Se utilizan dos criterios para especificar un equipo de sedimentación:

área superficial y profundidad. El área superficial debe ser

suficientemente grande para asegurar que la velocidad ascendente del

líquido que sale por el rebase no sea mayor que la velocidad de

asentamiento de la partícula de más lento asentamiento que deba

recuperarse.

Las áreas de los espesadores se evalúan examinando las pulpas en

probetas graduadas, en este caso, analizando la velocidad a la que

desciende la interfase entre el agua clara y el sólido, en el cuadro 43 se

muestran la características de los datos experimentales, tanto como

para los concentrados y relave final

5 gr/TM 10 gr/TM 5 gr/TM 33 cm 36.5 cm 35.6 cm

8.75 cm 7.32 cm 12.1 cm 18 Hr 19 Hr 17 Hr

310 gr 308.82 gr 377.25 gr de sedimentacion 1.35 hr/cm 1.54 hr/cm 1.38 hr/cm

87 micrones 52 micrones 132 micrones 6.2 4.18 3.14

84.78 TMD 325.14 TMD 3090.08 TMD 10% 10% 10 %

Cuadro 43: Resumen de las pruebas de sedimentación.

Fuente: Propio

80

2.5.1 Dimensionamiento del espesador de concentrado de Plomo.

1 o Porcentaje de solidos inicial PS = 24.6 %

2° Densidad de pulpa DP = 1.26 Kg/Lt

3° Gravedad especifica del solido GE = 6.2 gr/cc

4o% de solidos final PS(final) = 59.03 %

5o Área del espesador A= 13.17 m2 hrffM

6° Diámetro del espesador D = 27.78 Pies

SELECCIÓN: 01 ESPESADOR TIPO PUENTE: 33ft x 10ft

2.5.2. Dimensionamiento del espesador de concentrado de Zinc.

1 o Porcentaje de solidos inicial PS = 25.01 %



PS(final)= 70.9 % 4 o % de solidos final

5° Área del espesador A = 16.86 m2 hrffM



2.5.3. Dimensionamiento del espesador de relave final.

1 o Porcentaje de solidos PS = 30.01 %



4° % de solidos final PS(final)= 63.20 %

5° Área del espesador A = 10.29 m2 hrffM



Las pruebas de sedimentación han sido corridas con muestras de

concentrados y relave obtenidas en pruebas de laboratorio a mayor

escala, se efectuó la flotación en una celda de 1 O kg de capacidad

operada en circuito cerrado; el consumo de floculantes para los

concentrados de Plomo, Zinc y Relave Final son las siguientes: 5

grffM, 1 O grffM y 5 grffM respectivamente, Los modelos seleccionados

pertenecen a los catálogos de METSO. (Ver Anexo 05)

81

EJe·.•ador de Rastrillo Soporte del Mecanismo

Raspador de Cono

Saúda de flujo de fondo

Figura 22: Esquema del espesador de puente.

Fuente: Catálogos Metso Minerals.

L,\

.

: , _____________ ----.---------.

' .

Prensa de tubo . Presión alta . . . . .. · Filtros de presión Presión mediana .. .. ... . .. ... ... Rltros de vacío Presión baja ... -··

~ ...... 1-!"!"'" .... .-~ .. '-'·~ ... ..... -.. .. .. ~

E~irales de fiH

.. "'~. Gravimétrica .,.,a•"' ......

ación <J 111111111 11111111

Dimensión 1m ldm lcm lmm 100 micrones 10 micrones 1 micrón

Cuadro 44: Tipos de Filtración.

Fuente: El portal minero.

82

2.6 Sección Filtrado.

La filtración es una operación, en la que una mezcla heterogénea de un

fluido y de las partículas de un sólido se separa en sus componentes,

gracias al concurso de un medio filtrante que permite el paso del fluido,

pero retiene las partículas del sólido

En todos los tipos de filtración, la mezcla o lodo fluye debido a la acción

impulsora, como la gravedad, la presión (o el vacío) o la fuerza

centrífuga. El medio filtrante retiene y soporta a las partículas sólidas

que van formando una torta porosa sobre la que se superponen estratos

sucesivos a medida que él líquido va atravesando la torta y el medio

filtrante.

FILTRO ROTATORIO CONTINUO DE TAMBOR AL VACIO:

El filtro rotatorio continuo al vacío que se ilustra en la Figura 23, filtra,

lava y descarga la torta con un régimen continuo. El tambor cilíndrico se

recubre de un medio filtrante adecuado, se hace girar, y una válvula

automática en el centro sirve para activar las funciones de filtrado,

secado, lavado y descarga de la torta del ciclo de operación. El filtrado

sale por el eje del filtro.

1 Tambor: Filtro lona montado sobre regillas 2 Transmision del Tambor: velocidad vañable 3 Estructura de soporte 4 Estanque 5 Cabezal de vacío: Dispositivo de sello para conectar

el tambor a la tubería de vacío estacionaña 6 Agitador: Para suspension de pa11iculas en el

Estanque

Figura 23: Esquema de un filtro tambor.

83

2.6.1. Dimensionamiento de filtros de tambor para el concentrado

de Plomo y concentrado de Zinc usando Catalogo Metso.

Para dimensionar los filtros emplearemos las tablas de

dimensionamiento en los catálogos de Metso Minerals. Para

dimensionar filtros de vacío se requieren como datos de ingeniería

tales como tamaño de partícula al 80% y tonelaje a filtrar por hora,

los cuales ya está bien definidos en la etapa anterior

(espesamiento).

De acuerdo con el Cuadro 44, tipos de filtración en función al

tamaño de partículas al 80%, seleccionamos los filtros de tambor

al vacío, ya que corresponde el tipo de presión mediana y las

partículas se encuentran el dentro del rango de 10 a 100 micrones

de diámetro de partículas a filtrar.

Tasa TM HILARION TMD TMSH Micrones Filtracion

Area N° Efectiva Filtros

TMSD Ce Pb 84.78 3.89 87.0 700 TMSD Ce Zn 325.14 14.90 52.0 350

Tipo Filtro 1818 3030

Alto m 2.3 3.48

Largo m

3.1 4.48

Ancho m 2.2

3.63

Potencia trsm.(Kw/hp)

0.75 a 1 3a4

5.55 1 21.29 2

Potencia Agit. (Kw/hp)

3a4 5.5 a 7.4

Peso TM 4.2 9.8

Are a m2 10 29

La tasa de filtro, el área efectiva, el área total de la superficie

filtrante y las características del filtro de tambor requerido para el

proyecto Hilarion se muestran en el anexo 07, catálogo de filtros

tambor Metso. Seleccionamos 01 filtro tambor tipo TF 1818 para

el concentrado de Pb y 02 filtros tambor tipo TF 3030 para el

concentrado de Zn.

2.6.2. Dimensionamiento de la unidad de vacío usando catálogos

Metso.

Al evacuar el aire de los filtros se puede obtener una

deshidratación de. los concentrados, el requerimiento de vacío se

calcula como el volumen de aire diluido por área de superficie

84

efectiva por minuto, el volumen de aire diluido equivale al volumen

a la presión actual reducida y finalmente el volumen de aire libre

(utilizado para dimensionar los compresores), es el volumen a la

presión atmosférica normal.

Para determinar las dimensiones de la bomba de vacío se

multiplica el área efectiva de vacío total de los filtros por los

requerimientos de aire soplado (diluido), obtenemos la capacidad

de la bomba de vacío, a continuación se realizó los cálculos

necesarios usando las tablas del catálogo de Metso Minerals.

Tasa Are a No Presion Flujo TM HILARION lMD Micron Filtracion Efectiva Filtros Requerida m3/m2 TMSD Ce Pb 84.78 87 700 5.55 1 3 16.65 TMSD CcZn 325.14 52 350 21.29 2 2 85.16

101.81

Seleccionamos un motor para la bomba de vacío de 300 Hp, de

acuerdo con los catálogos de Metso Minerals.

A-.~--------------~

A- Producto S- Liquido de lavado C-Sólído scpar~do 0- Filtrado del lavado E- Filtr~do madre i- T,:¡rnbor 2- Cub« 3- Dispositivo de lavado 4- Cabez;d de mando s. Sep;or;;dor íiltrado de lavado 6- Scpar;¡dor íiltr;¡do mildre '7· Bomba fil<rado de l;¡vaóo t:. Bomba filtrado madre

9· Bomba de vado 1 o. Deposito cie producto

__ ! l- Bomba de alimentación 'U) 12. Dispos.itivo de descarga

Figura 24: Esquema de la unidad de vacío y el filtro tambor

Fuente: Catálogos Metso Minerals.

85

03 HIDROCICLONES KREBS D-18

RELAVE FINO PARA LA RELAVERA

RELAVE GRUESO RELLEN HIDRAULICO

01 ESPESADOR RELAVES (

144x19 Pies +

01 ESPESADOR Pb 33x10 Pies

01 FILTRO DETAMBOR TF 1818: 10 m2

01 ESPESADOR Zn 59x12 Pies

cp: 19.5 m h: 9.75 m

02 FILTROS TAMBORZn TF 3030: 29 m2

~¡ Ll======::::===·~~t~B~A~C~IO~~======~.-/ ..- _.-,, ·-...

300 Hp ~·.:_: ____ ~-----:~·:-;. CONCENTRADO DE Pb

HUMEDAD: 9% CONCENTRADO DE Zn

LINEAS DE RECUPERACION DE AGUA PARA PLANTA

_____ ..,..FLUJO DE CONC. Pb

~~~~~.....:>FLUJO DE CONC. Zn FLUJO DE AIRE

------+-FLUJO DE AGUA CLARIFICADA

------•FLUJO DE RELAVE FINAL

FIGURA 25: Diseño y Selección del diagrama de flujo de Espesa miento, Filtrado y Recuperacion de Agua.

Fuente: Propia

86

2.7. Manejo de relaves e impacto ambiental.

Como parte del proceso productivo se generan residuos denominados

relaves, estos relaves pasa por una separación de acuerdo al tamaño

de partícula del material, en grueso y fino. Los gruesos son dispuestos

para relleno hidráulico en interior de mina, mientras que los relaves

finos se depositaran en los futuros depósitos de relave. La

caracterización geoquímica de los materiales mencionados se efectuó

en un estudio que consistió en el desarrollo de pruebas estáticas

(conteo acido base, Ph en pasta), en el Cuadro 45 se presenta los

ensayos ABA y en el Cuadro 46 análisis mineralógico.

Ph en pasta

El ph en pasta no es un indicador del potencial de generación de ácido

de una muestra, sin embargo, nos da una indicación preliminar de la

generación neta de ácido asociada con la muestra. Los valores de ph

en pasta menores que 6 indican una posibilidad limitada de PN,

mientras que los valores mayores sugieren que la muestra cuente con

un cierto potencial de neutralización (PN).

Contenido de azufre total (S total)

Los minerales que contienen azufre son la principal fuente de

contaminantes ácidos y metálicos en las rocas, la medición del

porcentaje de azufre es fundamental en la predicción de la generación

de drenaje acido. El contenido total de azufre da un estimado del

potencial del ácido total, el cual podría resultar en una sobre-estimación

del potencial acido real, el limite más conservador para el contenido de

azufre total en una muestra sin potencial de generación de drenaje es

0.1 % (Valerie Bertrand, M.A., 2006)

Potencial de acidez (PA)

Calculado en base a la premisa que todo sulfuro en la muestra ocurre

como pirita y que toda la pirita generara ácido sulfúrico, calculándose

como PA = % de azufre como sulfuro x 31.25, en donde este factor se

87

basa en la acidez generada, para la oxidación completa de la pirita y la

subsiguiente hidrolisis del Fe+3 generado.

Potencial de neutralización (PN)

En los materiales en los que se encuentran presentan minerales

generadores de ácido tales como la pirita, se producirá drenaje acido si

solo hay producción insuficiente de alcalinidad neutralizante, es decir, si

ocurre un desequilibrio entre las reacciones que producen alcalinidad y

ácido. Las mediciones de potencial de neutralización (PN) se basan en

procedimientos de laboratorio y proporcionan una estimación preliminar

de la verdadera capacidad de neutralización in situ.

Potencial de neto de neutralización (PNN)

El potencial de neutralización de la muestra está dado por PNN=PN-PA

y nos permiten determinar si el material analizado tiene potencial de

generación de drenaje de ácido de roca (DAR) de acuerdo a los

siguientes criterios:

Si: PNN<-20, existe un alto potencial de generación de DAR.

Si: -20 <PNN< +20, entonces los materiales analizados se encuentran

dentro de la zona de incertidumbre, para definir estos serían potenciales

generadores de acidez deben realizarse pruebas cinéticas, estas

pruebas toman. un tiempo promedio de un año.

Si: PNN> +20, entonces el material analizado no será generador de DAR

Relación PN/PA

Los criterios de clasificación de PN/PA (Prince 1997) que se indican a

continuación, son los que actualmente está recomendando el MEM.

Si: PN/PA < 1, Posible generación de ácido, a menos que los sulfuros

sean no reactivos.

88

Si: 1 < PN/PA < 2, Posible generación de ácido, si el PN es insuficiente

reactivo o se consume a una velocidad mayor que la velocidad de

oxidación del sulfuro.

Si: 2 < PN/PA < 4, no es potencial generador de drenaje de ácido a

menos que ocurra exposición preferencial significativa de sulfuros a lo

largo de los planos de fractura.

Si: PN/PA > 4, no es potencial generador de drenaje acido.

Azufre Azufre PN PA PNN PN/PA

Muestra Ph Pasta Total Sulfuro Condicion %S lMCaC03/1000lM

TS-1 7.1 17.8 17.7 19 5.5 13.5 3.4 No Genera TS-2 7.0 21.9 21.8 11 6.8 4.2 1.6 Posible Generador TS-3 7.6 16.6 16.4 192 5.1 186.9 37.5 No Genera TS-4 5.1 19 18.6 8 5.8 2.2 1.4 Posible Generador TS-5 6.8 17.1 16.7 6 5.2 0.8 1.1 Posible Generador TS-6 7.2 17.1 16.5 19 5.2 13.8 3.7 No Genera

Cuadro 45: Resultados ensayos ABA de muestras de relaves.

Fuente: Propio

Los resultados indican que los relaves son no generadores y a su vez

son posibles generadores de drenaje acido, atendiendo al cociente

PN/PA. Se observa además que el Ph de las muestras de relaves varía

entre 5.1 a 7.6, lo cual indicaría que el material de relaves tiene cierto

potencial de neutralización, los resultados no son definitivos, requerirán

otros estudios complementarios tales como las pruebas cinéticas nos

presentan una evaluación de la velocidad de neutralización y

producción de ácido.

Asimismo, de una muestra representativa se realizó un análisis

mineralógico para caracterizar el contenido del material. Los

resultados por difracción efectuada para la muestra se presentan en el

siguiente cuadro 0Jer Cuadro 46).

89

Nombre de mineral Formula %

Ortoclasa KALSi308 20 Grosularia Ca3AL2(Si04)3 19.65

Calcita Ca(C03) 14.57 Diopsido CaMgSi206 10 Epi dota Ca2Fe3+2.25AL0.75(Si04)3(0H) 10.12 Pirrotita Fe( 1-x)S(x=Q-0.17) 6.22 Cuarzo Si02 8.81

Esfalerita ZnS 0.24 Pirita FeS 1.72

Galena Pb 0.3

Cuadro 46: Distribución volumétrica porcentual del relave.

Fuente: Laboratorio Chapi S.A.C.

2.8. Balance de agua en el diseño de planta concentradora.

El agua es un recurso indispensable en la industria minero-metalúrgica,

su uso es 3/1 en relación con el mineral solamente para planta

concentradora, de ahí que este recurso es vital darle un uso consiente

para reducir el impacto socio-ambiental en las comunidades, así

también para recuperar remanentes de reactivos y enviarlo

nuevamente a planta, en el balance que se realizó para el presente

proyecto HILARION en los cálculos de diseño se consideró recuperar el

agua de relaves, se puede recuperar hasta un 41 % del agua total que

alimenta a planta, de acuerdo con las pruebas de sedimentación que

se realizaron a nivel de laboratorio.

Los siguientes cálculos son para diseñar la capacidad del tanque de

almacenamiento de agua por lo menos para una guardia completa, sin

alimentar agua fresca durante 12 horas continuas, para responder a

cualquier emergencia que podría ocurrir en el sistema de alimentación

de agua fresca y/o cualquier otra emergencia indeseable en planta.

Plomo

Flujo agua (Alimentación. Espesador): 10.83

Flujo agua (Descarga Espesador): 2.45

Flujo de agua (Rebose espesadores): 8.37

Zinc Relave

40.63 300.25

5.56 74.96

35.07 225.29

90

Flujo de agua (Alimentación. filtros): 2.45 5.56

Flujo de agua (Descarga filtros): 0.35 1.18

Flujo de agua (Recuperación. En Filtros) 2.10 4.38

AGUA RECUPERADA EN ESPESADORES Y FILTROS: 275.22 m3

Agua perdida en ciclones D-18 en relaves: 74.96 m3/h

Flujo agua (Alimentación. A molinos) 90.4 m3/h

Flujo agua (Descarga A molinos) 144.2 m3/h

Flujo agua (Descarga de overflow) 133.33 m3/h

Ingreso de flujo agua (Por humedad mineral) 4.95 m3/h

AGUA INGRESADA EN MOLIENDA~CLASIFICACION: 367.93 m3/h

AGUA PARA EL CIRCUITO DE Pb y Zn: 7.17 m3/h

CONSUMO DE AGUA EN PLANTA 375.11 m3/h

CONSUMO TOTAL DE AGUA EN PLANTA 468.88 m3/h

(+25%) como medida de seguridad ya sea para preparar reactivos,

chancado, limpieza de derrames, sellos de bombas, limpieza general.

AGUA FRESCA A PLANTA: 188.71 m3/h

AGUA A PLANTA: 12 HORAS DE OPERACIÓN: 2265 m3

Capacidad máxima del tanque de almacenamiento de agua para una

guardia completa sin alimentar agua fresca.

CAPACIDAD DEL TANQUE DE ALMACENAMIENTO: 2200 M3

%DE RECUPERACION DE AGUA EN TRATAMIENTO: 41.30%

91

[J\PITIJLO 111

3. ESTIMACION ECONOMICA.

La estimación se realiza considerando las dimensiones obtenidas en el

capítulo anterior, y seleccionas de acuerdo con los catálogos de

fabricantes, no se considera el costo de la relavera, ni el costo de

producción del mineral, únicamente se analizara el costo de instalación de

planta y el costo de producción unitario de planta.

3.1. Inversiones

3.1.1. Resumen de costos de equipos de planta.

ltem Codigo Relacion de Equipos principales de la Concentradora - Proyecto Hilarion ltem Codigo Nombre Cant. Tipo Marca Modelo Tamaño Hp(c/u)

1 CH-18 Alimentador de Gruesos 1 Vail.en Metso Artesa 3.5'x16' 25

2 CH-28 Chancadora Primaria 1 Quijadas Flsmith 30"x42" 100

3 CH-38 Zaranda Vibratoria 1 1 Inclinada Flsmith Simple 6'x14' 25

4 CH-48 Chancadora Secundaria 1 Conica Symond Std ·5 1/2' 250

5 CH-58 Zaranda Vibratoria 2 1 Inclinada Flsmith Simple 8'x20' 25

6 CH-68 Chancadora Terciaria 1 Conica Symond Std 7' 400

7 CH-88 Fajas Transportadoras 6 Inclinadas Flsmith 800 mm 40

8 CH-98 Colectores de PolloQ 2 Estandar Flsmith 25

9 M0-1 Molino Primario 2 Bolas Flsmith Fo~adas 13'x15' 1566

10 M0-2 Ciclones 4 Estandar Flsmith Krebbs D-20

11 M0-3 Bombas/ varios 4 Metso 100

12 FT-1 UNITARIO Pb 1 1 Mecanica Outokumpu SK-240 8 29

13 FT-2 UNITARIO Pb 2 1 Mecanica Outokumpu SK-240 8 29

14 FT-3 ACONDICIONADOR Pb 1 Mecanica Outokumpu 12' X 12' 32.8 40

15 FT-4 ROUGHER Pb 1 Mecanica Outokumpu OK-38 38 121

16 FT-5 SCAVENGHER Pb 3 Mecanica Outokumpu OK-16 16 60

17 FT-6 CLEANER 1 Pb 1 Mecanica Outokumpu OK-3 3 20

18 FT-7 CLEANER2 Pb 1 Mecanica Outokumpu OK-1,5 1.5 10

19 FT-8 ACONDICIONADOR Zn 3 Mecanica Outokumpu 13' X 13' 41.9 40

20 FT-9 ROUGHERZn 2 Mecanica Outokumpu OK-38 38 121

21 FT-10 SCAVENGHER Zn 4 Mecanica Outokumpu OK-16 16 60

22 FT-11 CLEANER 1 Zn 3 Mecanica Outokumpu OK-5 5 29

23 FT-12 CLEANER2Zn 2 Mecanica Outokumpu OK-5 5 29

24 FT-13 CLEANER 3 Zn 1 Mecanica Outokumpu OK-5 5 29

25 ESP-1 Esp. Conc Plomo 1 Conv Metso Puente 33'x10' 10

26 ESP-2 Esp. de Conc Zinc 1 Conv Metso Puente 59'x12' 10

27 ESP-3 Esp. de Relave 1 Conv Metso Puente 144x'15' 10

28 ESP-1 Filtro de Conc Plomo 1 Vacio Metso Tambor 10m2 50

29 ESP-2 Filtro de Conc Zinc 1 Vacio Metso Tambor 29m2 100

30 REL-1 Ciclones 3 Estandar krebs 20"

Total 3356

Cuadro 47: Resumen de los equipos seleccionados.

Fuente: Propia.

92

Kw(c/u)

19

75

19

186

19

298

30

19

1168

75

22

22

30

90

45

15

8

30

90

45

22

22

22

7

7

7

37

75

2503

3.1.2. Costo de capital - Proy~cto Hilarion Fase 1, Planta

concentradora.

COSTO DE CAPITAL- PROYEfTO HILARION

PRODUCTOS: CONCENTRADOS DE PLOMO Y ZINC.

CAPACIDAD DE PLANTA: 1 3500 TMD

Fecha de Estimación: 2014

ESTIMACION DE COSTOS DE EQUIPOS ltem Codigo Nombre Cantidad Precio Unit

SECCION CHANCADO 1 CH-1A Alimentador de Gruesos 1 $49,700.00 2 CH-2A Chancadora Primaria 1 $216,600.00 3 CH-3A Zaranda Vibratoria 1 1 $41,000.00 4 CH-4A Chancadora Secundaria 1 $640,000.00 5 CH-5A Zaranda Vibratoria 2 1 $61,600.00 6 CH-6A Chancadora Terciaria 1 $600,000.00

SECCION MOLIENDA 1 M0-1 Molino Primario 2 $1 '782,400.00 2 M0-2 Ciclones 4 $9,410.00

SECCION FLOTACION 1 FT-1 Unitario Pb 1 1 $21,500.00 2 FT-2 Unitario Pb 2 1 $21,500.00 3 FT-3 Acondicionador Pb 1 $15,600.00 4 FT-4 Rougher Pb 1 $47,600.00 5 FT-5 Sca~nger Pb 3 $47,600.00 6 FT-6 Cleaner 1 Pb 1 $21,500.00 7 FT-7 Cleaner 2 Pb 1 $21,500.00 8 FT-8 Acondicionadores Zn 3 $15,600.00 9 FT-9 RougherZn 2 $47,600.00

10 FT-10 Sca~nger Zn 4 $47,600.00 11 FT-11 Cleaner 1 Zn 3 $29,800.00 12 FT-12 Cleaner 2 Zn 2 $21,500.00 13 FT-13 Cleaner 3 Zn 1 $21,500.00

SECCION ESPESADORES

1 ESP-1 Espesador de Plomo 1 $97,500.00 2 ESP-2 Espesador Zinc 1 $150,000.00 3 ESP-3 Espesador Rela~ 1 $280,000.00

SECCION FILTROS

1 FLT-1 Filtro de Plomo 1 $196,500.00

2 FLT-2 Filtro de Zinc 1 $249, 000. 00

SUB-TOTAL Otros(25%)

TOTAL GENERAL

Costo total $1 ,608,900.00

$49,700.00 $216,600.00 $41,000.00

$640,000.00 $61,600.00

$600,000.00

$3,602,440.00 $3,564,800.00

$37,640.00

$778,300.00 $21,500.00 $21,500.00 $15,600.00 $47,600.00

$142,800.00 $21,500.00 $21,500.00 $46,800.00 $95,200.00

$190,400.00 $89,400.00 $43,000.00 $21,500.00

$497,500.00 $97,500.00

$150,000.00 $250,000.00

$445,500.00 $196,500.00 $249,000.00

$6,932,640.00 $1,733,160.00

$8,665,800.00

Cuadro 48: Costo total de los principales equipos seleccionados.

Fuente: Propia.

93

3.1.3. Total de inversión del proyecto.

El costo total de inversión Jara la instalación de la planta

concentradora se considera p~rcentajes de rangos en base al

costo total de los equipos, pa~a la instalación, instrumentación,

sistemas de tuberías, constrGcciones en lugar, electricidad,

ingeniería y construcción, conti~gencias.

ltem

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11

COSTO DE CAPITAL DE INVERSJbN -PROYECTO HILARION FASE 1 Fecha de dtimacion 2014

DESC. Factor Equipos Base costo Rango Estimado Costo total (ref x Factor)

Costos de equipos comparado $8,665,800 Costos de instalacion de equipos 1 x0.43 $3,726,294 Sistemas de tuberias ~0-30% 18% $2,230,577 lnstrumentacion 5-12% 8% $991,368 Construcciones y desarrollo del lugar l20-60% 35% $4,337,233 Auxiliares (electricidad) 1~5-100% 25% $3,098,024

lineas de exterior 5-15% 8% $991,368

Costo fisico total de planta * 1 $24,040,662 lngenieria y construccion ~0-35% 25% $6,010,166

Contingencias 30% 10% $2,404,066

factor de seguridad 15-15% 10% $2,404,066

Total planta - Costo fijo de capital ** COSTO: Fisico Planta $34,858,960

Cuadro 49: Costo de dapital de inversión.

Fuente: Plpia.

NOTA: En los costos no se incluye la construcción de relaves ni

puesta en marcha. Se estima ~ue el costo total de la instalación

de la planta concentradora serh $ 34 858 960.

3.2. Costos de operación.

3.2.1. Costos directos

Son los insumas como los reactivos, bolas, electricidad y mano de

obrl! directa destinados a la profucción de concentrados.

COSTOS DE OPERACICDN: COSTOS DIRECTOS 1

Estimación anual (360 días):

Costo de reactivos y Aceros:

Consumo de electricidad:

1 277 500 TM Año (Cuadro 18)

1 871 751 $/Año (Cuadro 51)

1 692 085 $/Año (Cuadro 50)

94

CONSUMO ANUAL DE ELECTRICIDAD Energia $/kwh 0.055

ltem No. HP-c/u Total Operación Uso HP-hr

HP Horas/dia factor porday SECCION CHANCADO

Alimentador de Gruesos 1 25 25 16 0.85 340 Chancadora Primaria 1 100 100 16 0.85 1360 Zaranda Vibratoria 1 1 25 i 25 16 0.85 340 Chancadora Secundaria 1 250 250 16 0.85 3400 Zaranda Vibratoria 2 1 25 1 25 16 0.85 340 Chancadora Terciaria 1 350 1 350 16 0.85 4760 Alimentadores adicionales 2 25 50 16 0.85 680 Fajas Transportadoras 8 40 1 320 16 0.85 4352 Colectores de Polvo 3 25 75 16 0.85 1020

SECCION MOLIENDA Molino Primario 2 1566 1 3132 24 0.9 67651.2 Bombas 2 100 1 200 24 0.85 4080

SECCION )FLOTACION Unitario Pb 1 1 29 1 29 24 0.85 591.6 Unitario Pb 2 1 29 1 29 24 0.85 591.6 Acondicionador Pb 1 40 1 40 24 0.85 816 RougherPb 1 121 1 121 24 0.85 2468.4 Scavenger Pb 3 60 1 180 24 0.85 3672 Cleaner 1 Pb 1 20 1 20 24 0.85 408 Cleaner2 Pb 1 10 1 10 24 0.85 204 Acondicionadores Zn 3 40 1 120 24 0.85 2448 RougherZn 2 38 1 76 24 0.85 1550.4 Scavenger Zn 4 60 1 240 24 0.85 4896 Cleaner 1 Zn 3 29 1 87 24 0.85 1774.8 Cleaner2 Zn 2 29 1 58 24 0.85 1183.2 Cleaner3 Zn 1 291 29 24 0.85 591.6

ESPESAMIENTO ,DE CONCENTRADOS

Espesador de Plomo 1 10 1 10 24 0.85 204 Espesador Zinc 1 15 1 15 24 0.85 306 Bombas 2 10 1 20 24 0.85 408

SECCIQN FILTRADO

Filtro de Conc Plomo 1 50 1 50 20 0.85 850 Filtro de Conc Zinc 1 100/ 100 20 0.85 1700

RESUMEN DE COSTO DE ENERGIA

Total hp y hp-hr/dia : 1

5786 112986.8

Total kWy kwhldia 1 4316 ' 84288.15

Total, $/Año ($0.055/kwh) 1 $1,692,085

Total $/TM 1 1.34

Total kWhiTM 1 ' 24.08

Cuadro 50: Costos de coisumo de energía en Planta.

Fuent~: Propia.

95

CONSUMO ANUAL DE REACTIVOS

Categoria ltem Consumo $ Costpor

$fTM $/Año g/tmineral kg. de React

Cal 1155 0.130 0.15 $189,189 ZnS04 52.5 0.600 0.03 $39,690 NaCN 17.5 1.590 0.03 $35,060 A-25 5.95 3.020 0.02 $22,641

Reactivos A-242 5.65 3.420 0.02 $24,347 MIBC 51.3 2.250 0.12 $145,436 CuS04 325 1.850 0.60 $757,575 Z-11 7.5 1.610 0.01 $15,215 WF-570 100 1.000 0.10 $126,000

Aceros Bolas 600 0.6000 0.36 $453,600 Forros 0.05 $63,000

Total 1.49 $1,871,751

Cuadro 51 : Costos de consumo de Reactivos en Planta.

Fuente: Propia.

3.2.2. Costos indirectos.

En los costos indirectos consideramos las asignaciones salariales

equivalente a un año. Se obtiene un equivalente: 1 258 500 $/Año

SALARIO ANUAL

Categoria Titulo ~e ocupacion No. $/Año c/u Total

$/Año Superintendente 1 95000 $ 95,000 Asist. Superintendente 1 52500 $ 52,500

1/) Metalurgista Senior 1 48000 $ 48,000 @ o Supervisor de Mantenimient 1 48000 $ 48,000

"O ~ Supenlisor de procesos 1 48000 $ 48,000 -.!!l Jefe de Guardia 3 36000 $ 108,000 r::: .E Metalurgista 1 36000 $ 36,000

"O Tecnico en procesos 1 36000 $ 36,000 <(

Tecnico instrumentista 1 35000 $ 35,000 salario Administ. 11 $ 506,500 Operario de sala de control 3 16000 $ 48,000 Operario de Chancado 2 16000 $ 32,000 Operario de Molienda 6 16000 $ 96,000

1/) Operario de Flotacion 6 16000 $ 96,000 @ Operario de Filtros 3 16000 $ 48,000 o

"O . Analisador 2 16000 $ 32,000 ~ Q) Muestrero 3 16000 $ 48,000 a. o Volantes 10 16000 $ 160,000

Mecanices 6 16000 $ 96,000 Electricistas 6 16000 $ 96,000 salario operadores 47 $ 752,000

Total empleados 58 Total $/Año $1,258,500

Cuadro 52: Costos de Salarios del personal en Planta.

Fuente: Propia.

96

3.2.3. Costos de operación total

Se estima que el costo de operación anual para procesar 1277500

TM Año es de $ 6 320 620 anuales y el costo unitario de planta

concentradora por tonelada procesada es de 5.02 $ffM, siendo

este costo unitario el promedio de las compañías mineras a nivel

nacional.

COSTOS TOTAL DE OPERACIÓN ANUAL

PLANTA CONCENTRADORA HILARION

Ton procesado por molinos tpd 3,500

Costo de equipos, $ $ 8,665,800

ltem Source/calc. $/Ailo $/TM %del total

Costosop.

ltem Source/calc. Subtotals $/t op. costs

Salarios y jemales Del cuadro de salarios y jemales 1,258,500 1.00 20.0

Electricidad Del cuadro de consumo energetico por motor 1,668,905 1.32 26.5

Reacti1.0s y aceros Del cuadro de consumo de reacti1.0s y bolas de acero 1,871,751 1.49 29.7

Mantto suministro y materiales 5% De equipos. Precio pagado ($ 8 665800) 433,290 0.34 6.9

Op. Suministro: aceites y lubric. 15% de manten. Suministros y materiales. 64,994 0.05 1.0

Contrato de precios Concesion: Lab. Quim, contratos de trabajo, consultoría 1,000,000 0.79 15.9

Total: costos de operación. 6,297,440 5.00 100

Cuadro 53: Costo unitario para Planta.

Fuente: Propia

3.3. Financiamiento.

La estructura de financiamiento propuesto para el futuro proyecto es el

siguiente: Siendo el costo de inversión total para planta concentradora:

34 000 000 U$$, será financiado mediante préstamo. El préstamo es

para 5 años al 1 0% anual.

Factor de amortización, según el modelo Francés:

(1 + on

Factor de amortización R

R: factor de amortización (Anual) 8834944 U$$

P: préstamo 34000000 U$$

i: interés 10% Anual

n: Plazos 5 Año.

97

3.4.

3.3.1. Flujo de caja.

Un flujo de caja es una variación de ingresos y egresos de caja o

efectivo en un periodo dado, que constituye un indicador

importante de la liquidez de una empresa, se considera para este

proyecto desde el año cero hasta el décimo año.

En el Cuadro 54 se detalla el flujo de caja para el PROYECTO

HILARION.

Presupuesto de ingresos y egresos.

3.4.1 Ingresos y egresos.

Ingresos anuales 55133382 U$$

Egresos anuales 6297440 U$$

3.4.2 Punto de equilibrio.

Punto de Equilibrio 4.36 %

Ingresos 55133382 U$$

Costos variables 4840527 U$$

Costos fijos 2190074 U$$

3.5. Estados financieros.

3.5.1. Indicadores de evaluación VAN, TIR.

Interés

VAN

10% Anual

$2,349,237

VAN TOTAL $130 962 618

TIR 69%

Pago $8,834,944

En este análisis no se consideran la relavera.

98

Año Prestamo lnteres Amortizacion Pago anual

1 3594776 359478 8475467 8834944 2 2887196 288720 8546225 8834944 3 2173973 217397 8617547 8834944 4 1455063 145506 8689438 8834944 5 730421 73042 8761902 8834944

CONCEPTOS Año O Año 1 Año2 Año3 Año4 Año5 Año 6-10 VENTAS o 55133382 55133382 55133382 55133382 55133382 275666909 COSTOS DE PRODUCCION o 6297440 5982568 5683440 5399268 5129305 22950464 GASTOS FINANCIEROS -35000000 8834944 8834944 8834944 8834944 8834944 o IMPUESTO A LA RENTA 30% o 16540015 16540015 16540015 16540015 16540015 82700073 UTILIDAD NETA -35000000 23460983 23775855 24074983 24359155 24629118 170016372

Cuadro 54: Flujo de caja económico y financiero proyectado

99

DIAGRAMA DE FLUJO DE LA CONCENTRADORA HILARION

2

8

11

9 9

/!~·-~ ~21~ A ...._~~ ~ t

Conc.Pb

RELAVE FINOPARA 31

LA

_JRELAVERA ---· _

1

,

, \ V

'---.. 0

O 1 Tolva de gruesos - 3500 TM

RELAVE 2 01 Alimentador-1000 mm de ancho

17 01 Celda Ok-38- Rougher

18 03 Celdas Ok-16- Scavenger

GRUESO PARA 3 01 Grizzly- 4 Pul. De abertura 19 01 Ceda Ok-3- Cleaner 1

H~~~~~~~o 45

01 Ch. Primaria quijadas- 30x42 01 Zaranda Primaria- 2 niveles

20 01 Cela Ok-1.5- Cleaner 2

21 01 Es pesador Pb- 33'x1 O' METSO

6 01 Ch. Secundaria Symons 5 1/2 Pies 22 01 FiltroTamborPb-TF1818METSO

7 01 Zaranda Secundaria- 2 niveles 23 03 Acondicionadores Zn - 13x13

8 01 Ch. Terciaria Symons 7 Pies 24 02 Celdas Ok-38 - Rougher

9 02 Tolvas de finos -2000 TM 25 04 Celdas Ok-16- Scavenger

1 O 06 Faja Transport.- 800 mm ancho 26 03 Cedas Ok-5 - Cleaner 1

11 01 Faja Transport. reversible- 800 mm ancho 27 02 Cedas Ok-5- Cleaner 2

12 02 Molinos de Bolas -13x15 Pies 28 01 Ceda Ok-5- Cleaner 3

13 02 Celdas SK 240 29 01 Es pesador Zn- 59'x12' METSO

14 02 Bombas HR 150 METSO 30 02 Filtros Tambor Zn- TF 3030 METSO

15 04 Hidrociclones D 20 31 01 Es pesador 144x15 Pies METSO 16 01 AcondicionadorPb-12x12 32 03 Ciclones D-18 Gmax

Figura 26: Propuesta final de Planta Concentradora- HILARION FASE 1 Fuente: Propio

100

CONCLUSIONES

<~' El costo de planta concentradora se estima en $ 35 000 000.

<~' El costo unitario de planta es de 5.01 U$ffM.

<~' El tiempo de retorno de inversión será en 5 años.

<~' En la selección de los equipos se consideró un factor de seguridad de

10% lo que asegura su óptimo funcionamiento para llegar a la calidad de

concentrado obtenido en laboratorio.

<~' En el diagrama de planta, para el proyecto Hilarían sería la Figura 26, en

el cuadro se detalla los principales equipos de la concentradora y su

secuencia de procesamiento.

<~' Al seleccionar las celdas SK-240, evitaran una sobremolienda para los

minerales de Pb, por tanto tendremos una óptima recuperación de los

elementos más valiosos, como la Ag.

<~' Se implementa un espesamiento del relave final para recircular el agua,

y recuperar remanentes reactivos, se recuperara hasta un 41% del agua

usada en el proceso.

RECOMENDACIONES

<~' El diseño de planta se realizó de acuerdo con los parámetros obtenidos en laboratorio, en las posteriores campañas de pruebas, cualquier variabilidad del mineral afectara en el tratamiento tanto a escala laboratorio como industrial.

<~' Este estudio es una primera propuesta técnica y económica de diseño de una planta de beneficio de minerales más todavía no se puede asegurar que sea un estudio definitivo para el proyecto, con las siguientes campañas se comprobara la variabilidad o la permanencia de los datos obtenidos y se realizaran los ajustes necesarios.

101

BIBLIOGRAFIA

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técnicas de modelación matemática; CIM: Leonel Gutiérrez y Jaime

Sepúlveda. 1986

2. Laboratorio metalúrgico Chapi S.A.C.: Reporte PROYECTO HILARION,

preparado para: COMPAÑÍA MINERA MILPO S.A.A. - UNIDAD

HILARION. 2008.

3. Manual general de minería y metalurgia; PORTAL MINERO- 2006.

4. FLOTACION, fundamentos y aplicaciones. SERGIO CASTRO y JUAN

ANTONIO GARCIA- 2003.

5. MOL Y COP TOOLS- Versión 3.0

6. Catálogos de FLsmith - 2005.

7. Informe 85. Quincenal de la SNMPE. Valor de los concentrados de

minerales- 2009.

8. Base de datos de la planta concentradora CERRO LINDO de la

compañía minera MILPO S.A.A. - 2008.

9. Conocimientos Básicos en el procesamiento de minerales. METSO

MINERALS- 2009.

10.1nforme de gerencia sobre los resultados 2012. COMPAÑÍA MINERA

MILPO S.A.A.

11. www.athegsurperu.com

102

Anexo 01:

Anexo02:

Anexo 03:

Anexo 04:

Anexo05:

Anexo 06:

Anexo 07:

Anexo 08:

Anexo 09:

Anexo 10:

·Anexo 11:

Anexo 12:

Anexo 13:

Anexo 14:

Anexo 15:

Anexo 16:

Anexo 17:

Anexo 18:

Anexo 19:

Anexo20:

Anexo 21:

ANEXOS

Catálogo de apron

Catálogo de chancadora cónica

Catalogo de chancadora de mandíbulas

Catalogo de Diámetro de ciclones

Catálogo de espesadores Metso Minerals

Catalogo de fajas transportadoras

Catalogo de filtros Metso Minerals

Catalogo de zarandas

Factores de dimensionamiento de zarandas

lndice de trabajo

Reporte de la función selección y fractura

Reporte de la simulación del circuito de chancado

Reporte de la simulación del circuito molienda clasificación

Reporte de la simulación del circuito Pb

Reporte de la simulación del circuito Zn

Prueba de sedimentación de concentrados y relaves

Tolva de gruesos

Tolva de finos

Gravedad especifica del mineral

Sales solubles del mineral

Densidad aparente del mineral.

Anexo 01: Catálogo de apron

w

Modeio AF4 AF5 AFB AF10 AF 12 AF 14 AF16 AF19 Ancho (artBsa)Peso" Peso'" Welght.~ Peso" Peso" Pe<SO• Peso" Peso• mmlpulg tonllls ton/lbs tmlibs tonlibs tonlllls ton lbs· ton/lbs tlli'III!J<s

ól0/2·~ 4.1/92.00 -762ril0 4.319134 5.1fl1..t.;SO

Sl4J3fi 4.Gn0300 S.W1.30G

1fY1/42: 4.B/10fMO 6.3.114U20

121W'49 5.5111610 6.6.114350 8.6/19100

137211>4 6.0.1'13430 U/1.!'>840 @;1/20440 11.Sú.1>470

1524rro 6.5/144!10 75116710 9;!JI:z200(} 12.7JZBJ.m u:v.m.JOO 1E2fY12 7Jiltú930 9.8/19.000 11.5.125610 13.Q.I31C.SO 1S.4'4t 120 22 .• 7JI'"..il800

2'i34/S4 9.1/'ISIDO !l.SI220&.1 12J3l2SG30 1G.lllS200 19.8!« 33Q. 25;3156700 51.1/114400

2439100 B.B/19650 11A/25•l50 142JJ'I SSQ. 17.5!3'J120 21.1/41210 2.7.01'00 55D 00.11125630

2743!100 fl8121 B"..O 12.5!21000 15.113:3700 11l5!41400 24:3154540 3ZOfl1770 !32.l!i39550 00.3114 622C

3049J12G 1ít7l24GtG 13.4h:c99W :lS.11.3S100 21.l/41110 25.&51442. 3];_1i)fl3130 s::t9114 az® 66.911·~ 1G5(

33531132 34J:J1754D 6&Jli149730 il3a7l15 3mlO

• Pssu npr~ oo un aiillmnlaOOI' de mandil. ~ryn 3m (10 plíi?S}. GJ«:t Carga, fak!~ c.htll:i?S, cte. Por cada p!G

l!tlk:itmt o ~3m} agrQgar :rsr; en el paso. mmensmn dlll aifmm:.tadoo apn~~imadll !'i!J'l& ~lm::llo..:mla.art!Qa, Hu~l'll:l da cap:acG:i 000 - a 2.000 Vh

Modelo AF4 Af5 AFD AF10 AF12 AF14 AF 16 .ru: 18

Paso d~ ~aQ:¡zna 140(.5.5} 11~ {!i.s) 202{a.O} 216{f.Uij 22!1l!:"Q/ 2:00{10;3} 260{10.3) 311{12-Eil mm(1 Ancho vi¡;¡;:¡ .il.nd:lo Am::OO Ancm tuoo Ancho An;::hc /\."'ChO 1\rn:tir¡

dli!.!!rtl:!5a d,;oarmsa da artJll&a ~artesa de~ artnsa d>:~ artí!Sll dG arlf!S,a Üíl Brtr!SI! ppál.mm(} +3513('14) +45[18} +4S{Hl} +45{18} t:SOO(:?O} ..;.594{23} +58<1{23} +610{24}

targo·de! aoocu;ID.¡;¡ adacuado adm:u.adn f!tl~G adrlwado ooKUaoo rufsom® ad~wadoa!im~lklr

ruto{H} 8®(35} 1 04T (41) 1269{50} 1372.(54) 'l '625\84} 1753{691 11ID3(11} Eldg.;:;u::ias

mmn ootormno

Anexo 02: Catalogo de chancadora conica

INTERFERENCIA EXTERIOR DE LA EXCENTRICA Y ESTRUCTURA PRINCIPAL

Ch. Symons S 1/2' Ch. Symons 7'

Minimo 0.002L 0.004L

CONTROL LARGO DE RESORTES


Long. Ubre 231/2"-20" 271/4"-231/2"

INSTAlACION DE PIÑON


Posicion Piñon A 1/2" 1/4"

Maximo 0.007L 0.009L

Long. Instalada 22"-183/4" 241/4"-213/4"

Ajuste de presion ton 40 6S

INTERFERENCIA SOCKET- ESTRUCTURA PRINCIPAL Minimo

Ch. Symons S 1/2' 0.003"T Ch. Symons 7' 0.004"T

SOCKET LINER Diametro "A"

Ch. Symons S 1/2' 30" Ch. Symons 7' 38"

HOLGURA DE JUEGO ENTRE DIENTES Y RAIZ Backlash


0.04-0.06 O.OS-0.07

CAPACIDAD DEL TANQUE


Utros 832 832

FLUJOS Y PRESIONES NORMALES

Maximo 0.008"T 0.009"T

Rebaje "B" 3/16" 1/4"

Root Min. 0.12S 0.12S

Ch. Symons S1/2' Ch. Symons 7'

Presion normal de operación (PSI) S a 1S S a 1S

Minima long. De trabajo 213/4"-181/2" 24"-211/2"

Root Max 0.188 0.312

Anexo 03: Catalogo de chanca dora de mandibulas

"'"- "·· ... Si! <:!> Q •"::.> e e ~o o o .a ~ ""' ~ ... tt ~ z;· .... ?.ii..~i ;,;;; '<O'

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Anexo 04: Catalogo de Diametro de ciclones

Anexo 05: Catalogo de espesadores Metso Minerals

Filtros de Vacio del Tambor -Area Efectiva, continuación

filtro delt.ambor fillrocorreadel fif!ro alimentac. Afea (Tf} tambor (BFT) SUperior (TFF} total area efectilla areaefecl.iva area efectiva

Dimensión (m:t) (pies%) (mZ} (pjes2} (m%) (pies:!) (m') {piesl)

903 0.9 10 .0.7 8 0.6 6 0.45 5

005 1.1 18 1.3 14 1.1 12 0.85 9

~16 3A 37 2.6 28 2.2 24 1.7 18

1206 2.2 24 1.7 18 Ut 20 1.1 12 1212 4.5 48 :u 37 3.9 42 2..25 24 121.8 6.8 73 5.1 55 5,8 52 ;3.4 37 1812 {t8 '13 5.1 55 5.8 62 :u 37 11:\18 '10 1illl 1.5 81 6.5 70 5 54

1824 14 151 10.5 113 9.1 98 7 75

1830 17 Jl'l3 12..8 138 11.1 119 8.5 91 2418 14 '151 10.5 113 9.1 98 7 75 2424 16 l!l•J 13.5 '145 11.7 126 9 91 .2430 23 247 17.3 186 15 151 11.5 124

2435 27 291 20.3 21B 17.6 189 13.5 145

2442 32 344 24 25B 20.8 224 16 112

3030 2.9 312 21.8 235 18.9 203 14.5 156

3038 34 3li8 25.5 274 22:1 23.8 17 183 3042 40 43(; 30 323 25 180 20 215

3043 46 1!95 34.5 311 211.9 322 23 247 3054 5:2 5!i0 39 420 33.8 364 25 280 30€.0 57 613 42.8 451 37.1 399 27.5 2'95

3636 41 441 30.8 331 21i.7 lfl7 20.5 221

3642 48 5Ui 3.5 387 312 336 24 258

3548 ~5 5!!2 41.3 444 35.13' 365 27.5 29$

3654 61 656 45.6 493 39.7 427 :m.s 328

3600 68 732 51 549 44.2 476 34 365

3655 75 807 56.3 60S 48.8 52:5 37.5 404

Ver también hojas de. datos 6;65 y 6:67.

Filtro de Correa del Tambor- Tasa de Fiftroción

Aplleacitin Tasa ele filtr1lclGn %restos {k:g!mtefect.lil) (lbi¡Mes:tJh} (%H20porpeso)

eonc. <~e cu. me®mo 500 150 7

OO%menas 53 mia1:ll1'.:s C<mc. de ln. f1m 350 10 11}

SO':l!>Jnencs 30 mlcfooes Cooc. ~ Zn, IOOdlaoo 450 ro 8

SOl& menos 63 micmoos Pb ror .. medlum 700 140 6

OO%meoos 53 míci!Jil!)S

COOC. de i!m$:l, metlfaoo 800 160 8

~mencs54.fl'.i!::rones

CO!le. de> NL m®iaoo-fioo roo 120 11 OO'kll!efl0536~s

llol;;stooita mediano 1!00 100 12 em, m..."'JJS54 mic<-ooos

06 Catálogo de fajas transportadoras.

Alto de la estructura (H1)- Ancho (B1)

lar~o (correa) AnchO correa Ancho correa AnchO corréa Ancho correa Ancho correa mlpes SOOmm/20" 650mm/26" eoomm/32" 1000 mm/40" 1200mm/47"

H1-B1mm/" H1-B1 mm/" H1-B1 mm!" H1-B1mmi H1 - B11mml"

6-14/2046 S00/32-S00/35 S00/32-1040/41. B00/32·1. 240/49 S00/32-1440/57 000/32-1690/67

15-24/49-79 800/32-800135 800132·1040/41 800/32-1240/49 800132·1440157 800/32·1600167

25-30182-98 1210/48-950137 1210/48-1100143 1210/48-1300151 1210J4f.qS00/59 1210/48-1750169

JO.S0/82·164 1210/48-950131 1210!4S.1100!43 1210/<$1 300/51 1210/48-1500/59 1210/48-1150/69

SOOmm 650mm aoomm 1000mm 1200mm

"rtj H[R Hr~ H[~ ~ ~

81 ·' 1.. 81 ;¡

'"' . ·' 81 B1

- '"""'".._..,.

Capacidad de Transportador en m3 por hora por velocidad de correa de 1m/s

1 Angula de los juegos de rodillos Angulo Ancho de correa del mater

ll 500 650 800 1000 1200

.. A -O" 61 . . 1 ' . ..... 5" 72 . . ~ . . 10~ 84 . . T . .

25"' 15"' -s6 6[~ ~ . . - .

20~ lOS - . . . 1 ~,........ ~,.·"'""'

25c 122 . ......, "-. . ¡ . ~

30" 136 . " . 1

.Aa~ o· . 60 95 162 239 f s• . 85 134 226 334 w~ . no 173 291 430

15" 15° . 136 213 358 530 p ~ ....... 20" . 163 256 428 634

~ - ·' 25Q 192 300 503 745 }'··-.. -·-· . ~ . ~ 223 350 585 8155

. Aa~ o• . 96 ! 151 256 378 -5" . 119 187 316 466 lO" . 142 224 376 555

¡ 25~ 15" . 16~~· .... 261 439 647 {J .. ,, ,,.· . .~·~ 20" . 192 300 504 743 ·-·-·-·f:.C. 25" . 218 343 574 846

30~ . 1

248 388 649 957 O"

. 112 .td;a . 175 300 • 442

5" . 134 209 356 526 lO" 1 . 156 244 413 610

30~ 15" ~ 179 280 472 698

p' -~T-\~ 20° . 203 318 535 790

i 25~ . 229 358 600 887 :m· . 257 ~00 .......Ji~~

Anexo 07: Catalogo de filtros Metso Minerals

filTROS TAMBOR METSO

r L. ~

H

Anexo 08: Catalogo de zarandas

\"<>ltzll'ltll. (!. GPlill~ ftl{b'(Ü; ctlllf(*l

4SO T $40 S ·UO

r )>;l() D 520 S:dO r !\90 5xl2 S 4SO :Sxl:! D 620 Sr.l2 T 790 5xl4 S 520 5xl4 D Sl20 110 5:d4 T l::HS:O S70 5xió S 9(1,¡0 690 :S:d6 D 10740 S20 Sl>l6 T 13525 %0 ó.xU S 91:!0 540 óxll D 1069$ 640 (;:ü2 T S)O 6:<14 S lO íh:l4 00'5 <i;¡,H 1015 .f.:d6 Uí!J ó:tló t~OO ó:dó 1390 1:dó 1300

1300 1550

~wsA },{-:)0

~OSJ.\ 1-100 40SA 40 noo .tOSA 30 1500

L.:~ 40 .1500 40SA 40 !SSI.l

P:u:'l oi;;tener b mayor eftciencu de la z;:!.t:!l".d:i b velocid:<d dtbt. ser ajus:tada pé!l':l re:u.'Ú.t .las condiciones ile opel':le:ibu. !.:n:elocirud corre~u dt.ber:i estar dwtro del r:mg<> ind!c;:~.do.

46:! 4{$2 248 496 49~

.330 $1$ $7$ 33(1 518 51$ 330 51S .518 396 693 693 396 198 79S 396 19$

921) 92!)

570 ilS5 115$

lO>: pr:sos indita®s nt."'S< :uriba no incluyen el motor de n¡:moo. d roporte del mo'!or o pe«~> exrJ:a~ en L1 ubL1 de esp~~.s. (stheduk;), ~cepto las Z.U:tnd:JS !nimcdzs COfi C:lli('fÚ de f<X:UCO.

Anexo 09: Factores de dimensionamiento de zarandas

Tabla Factor A: Pulaadas 15125 1090806050403 . . Aoertura cuadrada de la 11/Z 11/4 1" 713"' 3f4~ 5/8" 1/2" 3J8w 1/4"' .; ,~'¡>¡~:z:.

Porcentaie de ~~re a Abierta 69 66 64 63 61 59 54 51 46 1\{:;J,.J 13 ATCPHipie2 4.2 3.89 3.6 3.4 3.1 2.8 2.5 2:1 1.6 ~;¿. li<í;St

Tabla Factor O: Posicion del Tamiz.

Factor O

Tabla Factor H {forma de abertura del tamiz): Cuadrado 1 Rectangular !ara o 3 a 4 veces el anche 1.2 Rectanoular !aro O' mavor a 4 veces el a 1.2

Anexo 10 Índice de trabajo

Prueba Estándar de Work lndex fitollnc de Bolas de Bond COniGODE fí1UESTR.A PRUEBA

""'"" •.. nn..., ?1. (pro) tOO T~er Pe,'SQ de ~~u~ {100 ce}. (9) % -15llpm en fa ali~ntacioo Peso para 250%carga Olrc.. (g} fíill~ndaJ:;-iUdiid,¡ (~r~,r}

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176 119 1E3 151

1

Caso

Mineral, kg Agua, lt Flujo, kg Flujo, lt

Anexo 11: Reporte de la función selección y fractura

Moly-Cop Tools™, Version 3.0

BALL_PARAM Ball Mili Grinding Model Parameter Estimator

Test N°

MODELAMIENTO DE LA FUNCION SELECCION Y FUNCION FRACTURA PARA EL MINERAL HILARION

DISEÑO Y CONDICIONES DE OPERACIONES Confígurscíon : BATCH

8.0 Eff. Diameter, ft 4.0 Eff. Length, ft

12.0 Uenado de bolas, % 6.5 Velocidad, % Critica

Den. De Flujo, kgllt 1.846 App. Dens., ton/m3 % Solidos (by weight) 66.7 Potencia, kW Tiempo de molienda, n 11.0 Energia, kWh/ton

Particle Size Distributions (Cumm. % Passing)

Mafia Abertura

1.05 25400 0.742 19050 0.525 12700 0.371 9500

3 6700 4 4750 6 3350 8 2360

10 1700 12 1401.551937 20 28 35 48 65

100 150 200 270 400

DBO, mfcrons

alpha01 alpha02 alpha11 alpha12 alpha2 Dcrit

Selección

850 600 425 300 212 150 106 75 53 38

0.001475 0.0000000

1.092 1.000 3.976 6222

Alimentacion Descarga Exp. Adj.

100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 1 100.00

99.28 100.00 1 100.00 86.94 100.00 1 100.00 72.45 100.00 100.00 57.68 99.94 99.99 45.19 99.71 99.76 36.19 97.68 97.53 28.78 89.50 1 89.24 22.89 73.94 74.22 18.31 58.09 58.05 14.73 45.24 1 45.18 11.75 35.89 35.90

725 122 1 122

PARAMETROS DEL MODELO

betaOO beta01 beta1 beta2

Fractura

Obj. Function

1

0.67 0.67

130.3 75.0

4.459 0.41 9.46

0.19145 0.000 0.538

14.927

0.12

Anexo 12: Reporte de la simulacion del circuito de chancado

Fresh Classifier Crusher Crusher Classifier Classifier lntemaJ Feed Feed Feed Discharge O'size U'size Charge

Ore, ton/hr 236.308685 570.393409 334.084725 334.084725 335.17533 235.218079 0.42604388 tons Water, m3/hr o o o o o o o m3 Slurry, ton/hr 236.308685 570.393409 334.084725 334.084725 335.17533 235.218079 0.42604388 tons Slurry, m3/hr 73.8464639 178.24794 104.401477 104.401477 104.742291 73.5056497 0.13313871 m3 Slurry Dens., ton/m3 3.2 3.2 3.2 3.2 3.2 3.2 3.2 ton/m3 % Solids (by volume) 100 100 100 100 100 100 100 % % Solids (by weight) 100 100 100 100 100 100 100 %

Particle Size Distributions (Cummulative % Passing) Mesh Opening

1 8" 200000 100 100 100 100 100 100 100 2 5" 125000 100 100 100 100 100 100 100 3 4" 100000 100 100 100 100 100 100 100 4 3 5/8" 90000 100 100 100 100 100 100 100 5 3 112" 87700 100 100 100 100 100 100 100 6 3" 75000 100 100 100 100 100 100 100 7 2 5/8" 63000 100 100 100 100 100 100 100 8 2" 50000 100 100 100 100 100 100 100 9 1.625 40000 99.9998075 99.9999203 99.9998965 100 99.9998643 100 100

10 1 1/4" 31500 99.2684291 99.696917 99.6066365 100 99.4842205 100 100 11 7/8" 22400 81.7664253 92.4459996 90.1958606 100 87.1447817 100 99.9999998 12 5/8" 16000 53.8369417 80.8717291 74.9756228 99.9942887 67.4479634 100 99.1358586 13 1/2" 12700 43.1901971 74.4218484 54.0000739 96.5129824 56.4717096 100 70.3913107 14 7/16" 11200 39.7734884 63.9125021 39.2678817 80.9867894 45.8671634 89.6263094 20.4039026

15 2.5 8000 33.934284 41.3231005 23.9758807 46.5494439 25.0323926 64.5366367 1.98294313

16 3.5 5600 28.6278265 30.134614 17.3049424 31.2004124 15.6801122 50.7316381 0.21875811 17 5 4000 24.6096266 24.3995375 13.125324 24.2509349 11.318258 43.0397808 0.01604682

18 10 2000 19.1396215 17.1400757 7.9887996 15.7257338 6.771713 31.9145327 0.00063361 19 16 1000 14.3158166 11.8689635 4.85348687 10.1382269 4.03101502 23.0376923 2.5593E-06

20 60 250 6.98681854 5.54571415 2.00882919 4.52637547 1.64414814 11.1052727 8.364E-08

21 100 150 4.72052931 3.86225363 1.36976724 3.25516812 1.06662154 7.84590538 1.0961E-08

22 150 106 3.83490195 3.13680891 1.08116517 2.64302564 0.83169809 6.42148959 2.2332E-09 23 200 74 3.01699445 2.49654856 0.84137591 2.12842073 0.63518021 5.1489159 4.9049E-10

24 270 53 1.46461209 1.57598646 0.57929827 1.65476507 0.36490824 3.30171922 6.8415E-11 25 325 37 1.10094398 1.23600117 0.4454841 1.33153138 0.26923487 2.61360027 o

080, microns 22009.5556 15525.2761 18005.4627 10116.8829 20019.7733 9969.23873 13644.9098

13 Reporte de la simulación del circuito molienda clasificación

Moly-Cop Tools "™, Version 3.0 Sample N'

BALLPARAM Conventional Closed Circuit Grinding Simulator

Remarks: IPARAMETRO DEL MOLINO 13x15

CIRCUIT MASS BALANCE Configuration : DIRECT

Fresh Mili Mili Sump Cyclone Cyclone Gyclone

Feed Feed Discharge Water Feed U'ftow O'flow

Ore, ton/hr 80.0 251.8 251.8 0.0 251.8 171.8 80.0 Water, m3/hr 2.5' 52.8 97.9' 72.1 170.1 50.3 119.8 Slurry, ton/hr 82.5' 304.6 349_8, 72.1 421.9 222.2 199.8 Slurry, m3/hr 27.5' 131.5 176_6 .. 72.1 248.8 104.0 144.8 Slurry Dens., ton/m3 3.002 2.317 1.980 1.000 1.696 2.136 1.380 % Solids (t:J.¡ volume) 91.0 59.9 44.6 0.0 31.6 51.6 17.3 % Solids (t:J.¡ weight) 97.00 82.67 72.00 0.00 59.69 77.35 40.04

Particle Size Distributions (Cummulative% Passing) Mesh Opening

1 1.05 25400 100.00 100.00 100.00 0.00 100.00 100.00 100.00 2 0.742 19050 100.00 100.00 100.00 0.00 100.00 100.00 100.00

0.525 12700 98.99 99.64 99.96 0.00 99.96 99.94 100.00 4 0.371 9500 77.41 92.00 99.18 0.00 99.18 98.80 100.00 5 3 6700 57.34 83.99 97.54 0.00 97.54 96.40 100.00 6 4 4750 42.72 77.06 95.25 0.00 95.25 93.05 99.99 7 6 3350 31.89 70.88 92.52 0.00 92.52 89.04 99.99 8 8 2360 24.07 65.36 89.48 0.00 89.48 84.59 99.99 9 10 1700 18.78 60.45 86.24 0.00 86.24 79.84 99.98

10 14 1180 14.57 55.62 82.75 0.00 82.75 74.73 99.96 11 20 850 11.88 51.04 78.99 0.00 78.99 69.28 99.87 12 28 600 9.83 48.30 74.80 0.00 74.80 63.29 99.54 13 35 425 8.39 41.31 69.97 0.00 69.97 56.64 98.61 14 48 300 7.36 35.91 64.20 0.00 64.20 49.20 96.44 15 65 212 6.63 30.06 57.20 0.00 57.20 40.97 92.07 16 100 150 6.12 23.88 48.75 0.00 48.75 32.15 84.40 17 150 106 5.75 17.71 38.96 0.00 38.96 23.27 72.66 18 200 75 5.50 12.10 28.55 0.00 28.55 15.17 57.29 19 270 53 5.31 7.65 18.84 0.00 18.84 8.74 40.55 20 400 38 5.19 4.68 11.28 0.00 11.28 4.45 25.96

080, microns 9877 5516 930 o 930 1719 132.5

Specific Energy Consumption: 16.59 kWh/ton (Gross) Operational Work lndex : 21.60 kWhlton (metric)

Moly-CopToolslM, Version 3.0 Sample N'

BALLPARAM Conventional Closed Circuit Grinding Simulator

Remarks : !PARAMETRO DEL MOLINO 13x15

CLASSIFIERS PERFORMANCE

Number of Cyclones : 2 Operating Conditions : Gyclone Dimensions, in : Feed Flowra\e, m3/hr 248.8

Diameter 20.00 Pressure, psi 7.00

Heigh\ 60.00 050 (corr. ), microns 104.3 lnlet 5.00 Water By-Pass,% 29.6 Vortex 7.00 Solids By-Pass, % 14.0

Apex 3.50 Plitt's Parameter 0.85 Ore Density, ton/m3 3.20 Circulating Load, % 214.8

Mass Balance around the Classifiers

1CO

Anexo 14: Reporte de la simulación del circuito Pb

1 CO+C2w2+(w1-w4)C6

(w1-w4)C6

(1 +w2-w4)C6

C2w2

(w3-w4)C5

Ec. Ro Pb: 1CO+w2C2+(w1-w4)C6-w1C1-(1+w2-w4)C7 "'O

Ec. Scv Pb: (1+w2-w4)C7-w2C?-(1-w4)C8 "' O

Ec. Cl1 Pb: w1C1+(w3-w4)C5-vv3C3-(w1-w4)C6 "' O

Ec. Cl2 Pb: w3C3-w4C4-(w3-w4)C5 "' O

ANALISIS QUIMICO DE LOS FLUJOS EXPERIMENTALES %Cu %Pb %Zn %Ag %Fe

Cab. Ok-38(Cabeza Zn) 0.05 0.7751 5.096 0.2567 13.23 Conc. Ok-38 0.09 39.72 4.92 14.312 12.61 Rel. Ok-38 0.03 0.3265 5.082 0.1315 13.266 Conc. Ok-16 0.06 3.74 5.54 1.7789 9.05 Rel. Ok-16(Rel. Final) 0.023 0.2587 4.94 0.1003 12.967 Cl. 1 Zn- Conc. 0.11 41.94 5.07 14.661 10.23 Cl.1 Zn- Rel. 0.07 24.99 6.77 8.6582 19.45 Cl.2 Zn- Conc. 0.12 43.82 5.42 15.199 9.61 Cl.2 Zn- Rel. 0.09 39.81 4.95 14.424 14.53

Análisis QUIMICO DE LEYES CORREGIDAS %Cu %Pb %Zn %Ag %Fe

Cab. Ok-38(Cabeza Zn) 0.062 0.795 5.038 0.263 13.334 Conc. Ok-38 0.071 25.233 5.591 8.773 14.670 Rel. Ok-38 0.034 0.328 5.237 0.132 10.706 Conc. Ok-16 0.062 4.298 5.120 2.101 10.365 Rel. Ok-16(Rel. Final) 0.022 0.257 5.017 0.100 11.192 CL 1 Zn- Conc. 0.107 8.827 5.236 4.344 9.438 Cl.1 Zn- Rel. 0.080 29.833 5.697 10.370 15.311 Cl.2 Zn- Conc. 0.041 0.442 5.194 0.164 11.326 Cl.2 Zn- Rel. 0.066 0.853 5.040 0.280 13.565

Anexo 15: Reporte de la simulación del circuito Zn

(1-w5)C11

C2w2

(w3-w5) 7

Ec. Cleaner 3 Zn: w4C4-w5C5-(w4-w5)C6 = O

Ec. Cleaner 2 Zn: w3C3+(w4-w5)C6-w4C4-(w3-w5)C7 =O

Ec. Cleaner 1 Zn: w1C1+(w3-w5)C7-w3C3-(w1-w5)C8 =O

Ec. Rougher Zn: (1+w1+w2-w5)C9-w1C1-(1+w2-w5)C10 =O

Ec. Scv Zn: (1+w2-w5)C10-w2C2-(1-w5)C11 =O

(w1-w5)C8

(w4-w5)C6

C5w5

ANALISIS QUIMICO DE LOS FLUJOS EXPERIMENTALES %Cu %Pb %Zn %Ag %Fe

Cab. Ok-38(Cabeza Zn) 0.0236 0.1352 4.8312 0.1125 12.448 Conc. Ok-38 0.2623 0.2713 47.113 0.3626 10.419 Rel. Ok-38 0.01 0.02 0.97 0.0902 11.94 Conc. Ok-16 0.179 0.6336 13.002 0.5226 27.852 Rel. Ok-16(Rel. Final) 0.017 0.026 0.44 0.0809 13.82 Cl.1 Zn- Conc. 0.28 0.2717 47.913 0.3636 10.8 Cl.1 Zn- Rel. 0.17 0.56 12.67 0.4416 27.56 Cl.2 Zn- Conc. 0.294 0.2736 48.735 0.3651 13.15 Cl.2 Zn- Re l. 0.18 0.59 13.66 0.5505 29.74 Cl.3 Zn- Conc. Final 0.31 0.2746 49.47 0.3701 12.41 Cl.3 Zn- Re l. 0.24 0.26 18.8 0.3577 28.98

1CO

Anexo 16: Prueba de sedimentación de concentrados y relaves

A.- Prueba de Sedímentación de Concentrado de<Piomo

\

25 'JI> 5.S

1.Z!l k¡¡;1t ;5 ¡¡rHM

CONCEI'~ Dtt.f'L.C>MO .26"MM~-s~cw

\ ~ \ ~-

"' " ---Altura as cm Tiempo 19 mmuroa Velocidad ll.44138&42 cmJminuto

C.- Prueba de Sedimentación del Relave Final

40

35

gzo 33 25 e ,§20 '1::1

~ 15

~1{} 5

o

RELAVE FINAL

~

' ., ~---· ~ ·~ ~

a 20 4!!l ro ·sn tootzat491ll!I1S0::.'0022!124ll200:<aoaoo

Minutos da Sedimentación

Altura 235 cm Tiempo 230 mímrtos Velocidad 0.1022 cm/minuto

B.- Prueba de Sedimentación de Concentrado de Zinc

PRUEBA1 SOOOOs SpC..; Dp PesosaUdos flocumnte

Resultaaos

25 % 4.2

1.235 kgfd 308.823 ~

3tl grfiM

Ve:lgci~Jad d<~ Sedime.ntu:ión 2S '14S ~31lg.f!oeltlT

4G

3.5 Ql·

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15

ANEXO 17: TOLVA DE GRUESOS

¡· 12,23 ·¡

~ /~ ., ___ _/ -l1 no 1

ANEXO 18: TOLVA DE FINOS

¡-6,22

~¡

1'-..... .....

~ 7 «> o ~ . ('t')

lto.QI

ANEXO 19: GRAVEDAD ESPECIFICA DEL MINERAL.

Método de la FioJa

Donde:

m :Peso del Mineral h :Peso de la froia coo agua p :Peso de la f!Ola con minero! y agua

romedio de las ttes pruebas. fue :

ANEXO 20: SALES SOLUBLES DEL MINERAL DE MINA.

DETERMINACIÓN OE SALES SOLUBLES Y PH fJA TURAl EN El MIUERAL DE HILARlO U

l!b'l:STRA:

~ .• ,:. lKz DE ?..fi.:IESTRJ.. ~ 100%-m(lQ)

:MOLIEi'\'DA:

e MOLINO : PORC'ELA.'iA 7.0''X7.5''

e MOLT"'v1\AN'TES : POR.CE!....'\NA o TIEMPO DE M:OL: 30 .Ml!t o DTI t.'lC.lÓN ; )if o %SÓliDOS : 33.3

NOTll..:

PtiLP.:\:

PHNATURAL DELMfNERAL 7.10

S01UCION:

SP. to100 10G·m!dt; h s.oluci6n p;u;¡. ~u:m.!iñC3.r l:J3 SS~ ~oJ:ubl;¡;,!l p:~ente en el ::cin&:d

CAL CULOS:

S::'l1e$ Solttb'!es c-btenido: 0..2 g-1 100 llll <!.1: :o!.

1.0 Kg lThi di- min~ral.

La prueba se reallzo pordupli«tdO, oonfimlándose los resultados en illl1bas pruebas.

No se realizo ensaye químico a !a solución Oi)tenida (sales sc4ub!es.} por considerarse oo e-fecto poco s~niiicotiVo al proceso, teniendo en cuenta que la proporción de óic.flas sa!~3 en e! mineral •!!s baja

ANEXO 21: DENSIDAD APARENTE.

la Densidad aparente se realizo oon fa siglf.ente granulometria 100% m 6, romo !a recibimos d&. C!M.~.t

0.31 99.59 tA; 9a.5t

:.'r-193 S7.H 15.Z,S a.:..~z

Z97t 70.!3 ~.{6 5L&i:

S1..-t6 ..!.2.54

6-S~:S 33.52 13.51 25.,;!<;

13.93 21.1l7 !i3.29 11>.71 et.02 12.S:a ~:55 10.3!3

1C..;l o.co

Se realizo 3 pruebas cuyo prornedio élo el siguiente resu:tado:

Prom<:dio i.MOS

Cilmbiando unidades tenemos que:

~i.:.:.:; .. : "> \~;,:,..;;;:::...:'· ;,.,.;:;,:.;:;,:.:;,',.;,_ ~·" ,::....~¡ ~~:.:..::-.:""': o:.:.z:;.:;s.-·.:.: . .:...:..nz-t·C:~ t)

·:!! O. Aparente = 1.64 Th1fm3 j

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o o o ¡¡

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facultad de procesos-escuela profesional de …

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