UNIVERSISDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN

Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa

1

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 – PERU

2015


2

DEDICATORIA

A mis padres Mario y Ermelinda,

Por su invalorable sacrificio y esfuerzo por educarme,

A ellos debo cuanto soy.

A mis compañeros de promoción y de trabajo,

Por su apoyo y contribución directa e indirectamente,

Supieron aportar a mi formación profesional.

Julio Cesar Paucar.


3

AGRADECIMIENTO

Agradesco a Dios por permitirme vivir día a día,

Por estar presente en mi existencia y

Por haberme iluminado por el camino de la vida.

Mi agradecimiento a los docentes de la escuela

Ingeniería Metalúrgica por sus conocimientos

Impartidos durante mis estudios en la Universidad.


4

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 a continuación:

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


5

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.


6

ANTECEDENTES

Compañía Minera Milpo 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 compañía 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 Milpo S.A.A. desea estimar el costo de

inversión para el Proyecto Hilarión la construcción de una planta concentradora

polimetálica.


7


8


9


10

INDICE DE CUADROS

Cuadro 01: Balance metalúrgico proyectado por día ........................................... 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 ...............................10

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 N° 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


11

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 N° 41 del ciclo

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

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

de ......................................................................................................

Pb y Zn ............................................................................................74

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

Cuadro 42: Características 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


12

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 N° 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 10 Esquema de componentes de una faja transportadora ............ 45

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

chancado .....................................................................................

- PROYECTO HILARIO FASE I ................................................ 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 METSO .................................................. 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 I ............................ 78

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

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

Figura 22 Esquema del espesador de puente .......................................... 82


13

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 SiO2

ef esfalerita (Zn,Fe)S

ep epídota

Ca2(FeAl)3[(SiO4)(Si2O7)/O/(OH)]

GGs “gangas” (variada)

gn galena PbS

LMs ”limonitas” mayormente FeO(OH)

po pirrotita Fe1-xS

py pirita FeS2

ser sericita KAl2 [Si3Al)O10/(OH,F)2]


14

EVALUACION TECNICA DEL DIMENSIONAMIENTO DE PLANTA

CONCENTRADORA HILARION DE LA COMPAÑÍA MINERA

MILPO

CAPITULO I

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:

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.

PRODUCTOS PESOS

TMSD % Pb *Ag Zn Cu Fe Pb Ag Zn Cu Fe

Mineral 3500 100 1.67 1.87 5.2 0.051 13.54 100 100 100 100 100

Conc. Plomo 84.39 2.41 58.7 61.41 3.47 0.26 5.28 84.75 79.18 1.61 12.29 0.94

Conc. Zinc 334.58 9.56 0.27 0.96 49.47 0.31 12.41 1.55 4.91 90.94 58.11 8.76

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

BALANCE METALURGICO PROYECTADO - CICLO CERRADO-PRUEBA 41

Ensayes: *Onz-Au/TM, % Recuperaciòn Metálica: %


15

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

Ancash.

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: 77º 0' 27.8'' W

Latitud Sur: 9º 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.


16

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,


17

parámetros óptimos: Ph, Cinética de flotación, pruebas de

sedimentación, Prueba de impacto (índice de chancabilidad).

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 (PbCO3) entre los

minerales identificados como carbonatos.

Los minerales portadores de Zinc son la Esfalerita y

Marmatita. Siendo también probable la ocurrencia de

Smithsonita (ZnCO3) 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.


18

Cuadro 02: Distribucion de especies mineralogicas.

Fuente: Labotario Metalurgico Chapi S.A.C.

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


19

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

Cuadro 03: Analisis quimico del mineral Hilarion.

Fuente: Laboratorio Metalurgico Chapi S.A.C

1.4.2. Características del mineral.

Gravedad Especifica : 3.20 gr/cc

Densidad Aparente : 1.64 TM/m3 (P80 =766 u)

Ph Natural : 7.1

Índice abrasión : 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

Elemento, ó

CompuestoSímbolo Ensaye Unidad

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 Au 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 SO4 15.24 %

Análisis Químico del Mineral


20

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

dichos aceros son una aleación al manganeso

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 D80 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.

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.

Tamaño de Partícula vs Tiempo de Molienda

D80 D50 +M65 -m200 -m400

0 725 348 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

Micrones Distribución, %Molienda

Minutos


21

Se muestra mayores detalles de la prueba de moliendabilidad y

el índice de trabajo en el Anexo 10.

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

Tamaño de Particula Vs Tiempo de Molienda

63,8

18,3

11,8

8,55,6

3,42,3 1,4 1,0

48,3

51,3

55,1

58,1

60,9

64,0

31,5 32,0

35,8

38,5 39,9

35,9

0

10

20

30

40

50

60

70

80

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

Tiempos de Molienda (min)

% A

cum

ula

do R

ete

nid

o/

Pasante

+M65 -m200 -m400


22

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

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

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

P1 : Malla de corte Wi : kwt/tc

Gbp : Índice de moliendabilidad

P80 : Pasante del producto al 80%

F80 : Pasante del alimento al 80%

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: 767 102 1.73 14.2

Prueba #2: 766 102 1.74 14.23

En los anexos se detalla cada una de las pruebas.

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

Este valor obtenido indica que el mineral de Hilarión posee una

dureza media, en el Anexo 10 se detalla la prueba de Work Index.

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.

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

malla % 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

+m200 48.77 88.04 57.59 98.57 98.25

+m400 31.55 69.67 96.45 89.41 99.25 99.34

Grado de Liberacion 21.98 88.09 62.40 98.59 98.48

44,5

P1 O.23

x Gpb 0.82

x (10/ P80 - 10/ F80 )

P1

GpbP80F80

: Indice de moliendabilidad

: Malla de corte

: 80% Passing del Alimento: 80% Passing del producto

Wi

:


23

flotación el porcentaje de partículas mayores y menores al

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

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.

Tamaño de

Partícula

Mineral

Composito

Minerales de

Plomo

Minerales de

Plata

Minerales de

Zinc

+ 75 µ 42.0 24.4 24.8 44.0

+ 37 µ 64.11 47.6 48.0 60.4

- 75 µ 58.0 76.6 75.2 66.0

- 37 µ 35.89 52.4 52.0 39.6

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


24

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

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

gr/TM

CAL Ph ZnSO4 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

RECUPERACIONES %COSUMO DE REACTIVOS gr/TMPRUEBA


25

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 ZnSO4 y 1

parte de NaCN.

Cuadro 08: Selección de colectores y dosificaciones óptimas.


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

PRUEBA MOLIENDA

(min) CAL PH ZnSO4 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

CONSUMO DE REACTIVOS gr/TM

% Pb % Zn AgOz/TM % Fe Pb Zn Ag Fe

6 37.28 3.49 42.48 5.96 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

Cc PRIMARIO PLOMO RECUPERACION METALICA %

PRUEBA


26

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 ZnSO4 y

NaCN. Las condiciones y resultados metalúrgicos se resumen en

las tablas siguientes:

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


La adición de ZnSO4 y NaCN en las pruebas N°18 y N° 19 se

dosificaron por separado mientras que en las pruebas de la N° 20

a la N° 23 (Ver cuadro 10), fueron en forma de complejo en la

proporción de 3/1.

Cuadro 11: Resultados obtenidos de la selección de depresores

para el circuito de Plomo


PRUEBA

CAL PH ZnSO4 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

CONSUMO DE REACTIVOS gr/TM

PRUEBA


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

CALIDAD DEL Cc DE PLOMO RECUP. METALICA %


27

El análisis de los resultados metalúrgicos obtenidos indican que la

mejor eficiencia depresora se logra combinando los reactivos,

ZnSO4 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 pruebas se evaluaron el pH, el tiempo de

acondicionamiento de los sulfuros de Zinc es 10 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.

Cuadro 12: Selección y dosificaciones de colectores, circuito Zn


PRUEBA MOLIENDA

(min) CAL PH CuSO4 WF-570 Z-11 Z-6 WF-570 MIBC

14 11 900 10.70 500 0 7.5 7.5 0 30

17 11 900 10.70 500 0 7.5 7.5 0 30

26 11 1000 11.00 600 0 15.0 0 0 30

27 13 1000 11.20 500 0 15.0 0 0 30

28 11 1000 11.20 500 0 15.0 0 0 30

30 11 1000 11.20 500 0 15.0 0 0 30

33 11 1000 11.00 600 0 5.0 0 10 30

38 11 1000 11.00 600 150 15.0 0 50 30

39 11 1000 11.00 600 100 15.0 0 100 30

CONSUMO DE REACTIVOS gr/TM EN LA FLOTACION DE ZINC


28

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 los xantatos.

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.


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

RECUPERACION METALICA %

PRUEBA

CONCENTRADO DE ZINC


29

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.

θ: Factor de corrección cuando t=0.

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.

Cuadro 14: Resumen de dosificaciones de los circuitos.


ITEM

REACTIVOS Molienda Ph CaO ZnSO4 NaCN A-25 A-242 MIBC CuSO4 Z-11

Flotacion de sulf. de Zn 11 8.5 900 75 25 10 10 40 0 0

Flotacion de sulf. de Pb 11 11 1000 0 0 0 0 30 600 15

Consumo de reactivos gr/TMVARIABLES


30

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

Fuente: Propia

Figura 03: Recuperación del Zn en función al tiempo de flotación

Fuente: Propia

CINETICA DE FLOTACIÓN EN EL CIRCUITO DE PLOMO

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

15 30 60 120 180 300 480 720

Tiempo de Flotacion: SEGUNDOS

Re

cu

pe

racio

n A

cu

mu

lad

a,

%

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

R-Cu

R-Pb

R-Zn

R-Ag

R-Fe

CINETICA DE FLOTACION EN EL CIRCUITO DE ZINC

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

15 30 60 120 180 300 480 750

Tiempo de Flotación: SEGUNDOS

Re

cu

pe

racio

n A

cu

mu

lad

a,

%

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

R-Cu

R-Pb

R-Zn

R-Ag

R-Fe


31

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.

En el caso del mineral Hilarión, los resultados obtenidos al inicio

de las pruebas de cinética dieron los resultados siguientes:

Cuadro 15: Análisis químico para la cinética de flotación.


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


32

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 los

análisis químicos de las muestras generadas en la prueba final N°

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

para realizar la prueba N° 41, partiendo de la matriz de pruebas

realizadas anteriormente tanto en bach, ciclo abierto y ciclo

cerrado.


33

Figura 04: Esquema del desarrollo de la prueba en ciclo cerrado N° 41.


NaCN MIBC

10 12.3

MIBC

8.2

Cal

1000

Figura 04: Desarrollo de la prueba de flotacion N° 41 en ciclo cerrado.

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

ZnSO4 NaCN A-242 MIBC LEYENDA

75 25 11.3 20.6 REACTIVO

MIBC gr/Tm

12.3

ZnSO4

30

A-25 Cal

11.9 900

WF-570

CuSO4 100

MIBC Z-11 MIBC 600

WF-570 MIBC

12.3 15.0 12.3

MIBC 25.0 8.2

12.3

WF-570 MIBC

25.0 8.2WF-570

50.0

MINERALMOLIENDA

Scav BulkAcond

Rougher

CONC. Pb

AcondZinc 1Acond

Zinc 2AcondZinc 3

Scavenger Zinc

RELAVEFINAL

Rougher I Zinc

CONC. Zn

Rougher Pb

Cleaner Pb 1

Cleaner Pb 2

Cleaner Zinc 1

Cleaner Zinc

FLOTACION UNITARIA

CONC.Pb UNITARIO

RVE. BULK A

Cleaner Zinc

CIRCUITO DE FLOTACION DE PLOMO

CIRCUITO DE FLOTACION DE ZINC


34

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

cerrado.


Cuadro 17: Análisis químico de muestras generadas en prueba N° 41.


gr % Onz/T Ag % Pb % Zn % Cu % Fe Ag Pb Zn Cu Fe % Ag % Pb % Zn % Cu % Fe

CONC. CLEANER Pb 1 21.5 0.31 65.79 56.22 3.62 0.32 6.50 20.42 0.17 0.01 0.00 0.02 9.81 10.97 0.23 2.02 0.16

CONC. CLEANER Pb 2 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 0.18

CONC. CLEANER Pb 3 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 0.25

CONC. CLEANER Pb 4 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 0.28

CONC. CLEANER Pb 5 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 0.65

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 0.20

Rve. Cleaner I 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 0.19

Rve. Cleaner II 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 0.04

CONC. CLEANER Zn 1 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 0.66

CONC. CLEANER Zn 2 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 0.74

CONC. CLEANER Zn 3 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 0.91

CONC. CLEANER Zn 4 114.4 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 1.58

CONC. CLEANER Zn 5 256.8 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 3.14

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 0.49

Rve. Cleaner I 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 4.36

Rve. Cleaner II 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 3.02

Rve. Cleaner III 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 1.07

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 12.72

RELAVE GENERAL 2 820.9 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 12.77

RELAVE GENERAL 3 843.3 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 11.41

RELAVE GENERAL 4 850.0 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 11.27

RELAVE GENERAL 5 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 33.90

CABEZA CALCULADA 6927.5 100 2.08 1.59 4.91 0.05 12.31 208.17 1.59 4.91 0.05 12.31 100 100 100 100 100

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 12.07 0.50 0.27 4.79 0.04 12.07

COMBINED PRODUCTS 1-5

0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

2.43 62.91 53.17 3.76 0.19 7.70 153.02 1.29 0.09 0.00 0.19 73.51 81.34 1.86 9.47 1.52

2.43 62.91 53.17 3.76 0.19 7.70 153.02 1.29 0.09 0.00 0.19 73.51 81.34 1.86 9.47 1.52

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 0.20

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 0.19

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 0.04

8.31 1.32 0.27 48.20 0.26 10.41 10.95 0.02 4.01 0.02 0.87 5.26 1.42 81.61 44.29 7.03

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 0.49

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 4.36

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 3.02

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 1.07

84.79 0.38 0.26 0.32 0.02 11.91 32.02 0.22 0.27 0.01 10.10 15.38 13.85 5.50 29.65 82.07

Conc. Celda Unit. Pb ( 1-5 )

Conc. Cleaner Pb ( 1-5 )

PRUEBAS EN CICLO CERRADO

Resultados del la Prueba de Ciclo Cerrado ( Prueba 41)

DESCRIPCIONPESO ENSAYE QUIMICO CONTENIDO METALICO RECUPERACION

Conc. Cleaner Pb ( 1-5 )

Conc. Scv. Pb 5

Rve. Cleaner I Pb 5

Rve. Cleaner II Pb 5

Conc. Cleaner Zn ( 1-5 )

Conc. Scv. Zn 5

Rve. Cleaner I Zn 5

Rve. Cleaner II Zn 5

Rve. Cleaner III Zn 5

Rve General ( 1-5 )

Fuente: Laboratorio Chapi S.A.C.

Tabla 15: Analisis quimico de las muetras generadas en la prueba N° 41.

Pb *Ag Zn Cu Fe Pb Ag Zn Cu Fe

25 58,80 65,46 2,98 0,18 5,11 83,47 83,00 1,36 8,48 0,89

34 58,97 65,42 3,33 0,17 5,58 83,28 85,52 1,51 7,73 0,97

36 56,77 60,07 3,66 0,19 6,25 84,93 80,25 1,76 9,43 1,15

40 57,06 60,63 3,82 0,18 7,35 87,02 82,57 1,87 9,13 1,38

41 52,17 55,11 3,88 0,17 8,53 84,80 80,00 2,03 9,05 1,71

25 0,50 1,56 45,84 0,25 12,45 3,13 8,74 92,44 51,91 9,64

34 0,31 1,57 50,78 0,31 10,73 1,69 7,64 88,72 54,33 7,20

36 0,35 1,32 49,61 0,24 10,47 2,06 6,87 92,97 46,78 7,54

40 0,19 1,05 51,68 0,27 10,13 1,07 5,16 91,44 49,09 6,88

41 0,27 0,96 49,47 0,31 12,41 1,54 4,89 90,55 57,85 8,72

Recuperación Metálica: %Concent,

PL

OM

OZ

INC

Ensayes: %, *Onz/TMTEST


35

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 N° 41 y el precio promedio de los metales del 2014.

Cuadro 18: Balance proyectado anual de producción de concentrados


Para realizar los cálculos de una futura valorización de concentrados se

consideraron los precios promedios de los metales del 2000 al 2014

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%

Cc Pb (humedad: 9.8) 27082.13 TMS

Cc Zn (humedad: 8.1) 113216.12 TMS

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

recuperación metalúrgica en fundición al 95%

PRODUCTO T.M.S. % Peso % Cu % 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

BALANCE PROYECTADO Ensayes


36

Cc Pb 15102.35 TMF

Cc Zn 52820.41 TMF

D: VALOR DEL CONCENTRADO NETO: Valor del concentrado sin

considerar castigos ni premios.

Cc Pb 33406393.3 UU$

Cc Zn 109972099.8 UU$

E: COSTO DE MAQUILA: Costo de refinación.

Cc Pb 13541063.2 UU$

Cc Zn 56608058.15 UU$

F: AJUSTE DE MAQUILA POR ESCALADORES: Valor adicional

cuando el precio del metal este por encima del pactado.

Cc Pb 574141.08 UU$

Cc Zn 3192694.48 UU$

G: PENALIDADES: Precio pagado por contaminantes por encima de

los límites permisibles.

Cc Pb 0.00 UU$

Cc Zn 1729376.18 UU$ (Cd, Fe)

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

contenidos de metales preciosos en el Cc Plomo.

Ag en: Cc Pb 14079942.73 UU$

Ag en: Cc Zn 0.00 UU$

I: FOB

Cc Pb 15165.59 UU$

Cc Zn 62260.30 UU$

J: VALOR DEL CONCENTRADO

Cc Pb 42493411.98 UU$

Cc Zn 48379710.72 UU$

TOTAL VENTAS: 55 133 381 U$$ Anuales

Neto (impuestos: 30%): 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.


37

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 Oz/TM, 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



38

CAPITULO II

2. DIMENSIONAMIENTO DE LOS EQUIPOS DE PLANTA

CONCENTRADORA.

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.


39

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


40

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 index es

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:

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%

E


41

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.

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.

ETAPA Sub-etapa Rango Tamaño Ratio Reduccion Consumo Energia

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

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

CHANCADO

TM/Dia Disponibilidad 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

FILTRADO Zn 325.14 83 20 9 4.05 gr/cc


42

Cuadro 22: Distribución granulométrica del Alimento a chancado


Cuadro 23: Distribución granulométrica del producto de chancado


Tamaño

Malla Micrones Pass Acum Parcial D80 - D50

20" 500000 100 0 0 0

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 0

4" 100000 40.1 59.9 8.4 0

3 5/8" 90000 36.8 63.2 3.3 0

3 1/2" 87700 36 64 0.8 0

3" 75000 31.6 68.4 4.4 0

2 5/8" 63000 27.4 72.6 4.2 0

2" 50000 23.1 76.9 4.3 0

1.625 40000 19.7 80.3 3.4 0

1 1/4" 31500 16.3 83.7 3.4 0

7/8" 22400 13.2 86.8 3.1 0

5/8" 16000 11.2 88.8 2 0

1/2" 12700 10.4 89.6 0.8 0

7/16" 11200 10 90 0.4 0

2.5 8000 8.9 91.1 1.1 0

3.5 5600 7.8 92.2 1.1 0

5 4000 7 93 0.8 0

10 2000 6.1 93.9 0.9 0

16 1000 4.9 95.1 1.2 0

60 250 2.4 97.6 2.5 0

200 74 0.9 99.1 1.5 0

-200 -74 0 100 0.9 0

Total: 100

Distribución Granulométrica del mineral de mina

Tamaño Partícula % en Peso

PRODUCTO FINAL DE CHANCADO

% D80

Malla Micrones Pass µ

1/2" 12700 100 0

7/16" 10000 80.6 9917

3/8" 9500 77 0

4/9" 9000 73.3 0

3/4" 8500 69.6 0

5/18" 7500 62.3 0

1/4" 6350 54 0

3 2/3 5000 44.5 0

4 4750 42.9 0

10 2000 24.4 0

16 1000 16.6 0

35 500 11.3 0

60 250 7.8 0

120 125 5.1 0

200 74 3.5 0

250 63 0.4 0

-400 -74 0 0

Tamaño Partícula


43

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 TMD 3500

Tonelaje real (3500/16+10%) TMHr 262.5

Operación horas por día hrs 16

Disponibilidad de Chancado % 66.6

ALIMENTADOR DE GRUESOS

Modelo Artesa

Capacidad 300 TMH

Motor 25 Hp

Ancho 914 mm

Ver anexo 1: Catalogo de apron feeder METSO


44

GRIZZLY

Alimento al Grizzly 262.5 TMSPH

Eficiencia de Tamizado, % 70 %

Separación de Barras: 4 pulgadas

% Passante en el mineral 40.1 menos 4"

Tonelaje menor a 4 pulgadas 105.26 TMSPH

Tonelaje tamizado en el grizzly: 73.68 TMSPH

Alimento a la Chancadora 188.82 TMSPH

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

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


45

Fin

os

del

Gri

zzly

Tam

año

Peso

Tam

año

Peso

Tam

año

Peso

Malla

Mic

rones

Pass

Acum

Parc

ial

D8

0 -

D50

TM

S/H

rP

eso

Parc

ial

Pasante

D8

0 -

D50

TM

S/H

rP

eso

Parc

ial

Pasante

D8

0 -

D50

TM

S/H

r

20

500000

100

00

00

00

100

314374

0.0

00.0

00.0

0100.0

00.0

00

12"

300000

84.5

15.5

15.5

274576

40.6

915.5

21.5

78.5

040.6

90.0

00.0

0100.0

00.0

00

8"

200000

66.8

33.2

17.7

131148

46.4

617.7

24.6

53.8

188668

46.4

60.0

00.0

0100.0

00.0

00

5"

125000

48.5

51.5

18.3

048.0

418.3

25.4

28.4

048.0

40.0

00.0

0100.0

00.0

00

4"

100000

40.1

59.9

8.4

022.0

58.4

11.7

16.7

022.0

50.0

00.0

0100.0

00.0

00

3 5

/8"

90000

36.8

63.2

3.3

08.6

60.9

91.4

15.3

02.6

06.0

68.2

391.8

06.0

64

3 1

/2"

87700

36

64

0.8

02.1

00.2

40.3

15.0

00.6

31.4

72.0

089.8

76385

1.4

70

3"

75000

31.6

68.4

4.4

011.5

51.3

21.8

13.2

03.4

78.0

910.9

778.8

08.0

85

2 5

/8"

63000

27.4

72.6

4.2

011.0

31.2

61.8

11.4

03.3

17.7

210.4

768.3

07.7

17

2"

50000

23.1

76.9

4.3

011.2

91.2

91.8

9.6

03.3

97.9

010.7

257.6

07.9

01

1.6

25

40000

19.7

80.3

3.4

08.9

21.0

21.4

8.2

02.6

86.2

58.4

849.1

06.2

47

1 1

/4"

31500

16.3

83.7

3.4

08.9

31.0

21.4

6.8

02.6

86.2

58.4

840.6

06.2

48

7/8

"22400

13.2

86.8

3.1

08.1

40.9

31.3

5.5

02.4

45.7

07.7

332.9

05.6

96

5/8

"16000

11.2

88.8

20

5.2

50.6

0.8

4.7

01.5

83.6

84.9

927.9

03.6

75

1/2

"12700

10.4

89.6

0.8

02.1

00.2

40.3

4.3

00.6

31.4

72.0

025.9

01.4

70

7/1

6"

11200

10

90

0.4

01.0

50.1

20.2

4.2

00.3

20.7

41.0

024.9

00.7

35

2.5

8000

8.9

91.1

1.1

02.8

90.3

30.5

3.7

00.8

72.0

22.7

422.2

02.0

21

3.5

5600

7.8

92.2

1.1

02.8

90.3

30.5

3.3

00.8

72.0

22.7

419.5

02.0

21

54000

793

0.8

02.1

00.2

40.3

2.9

00.6

31.4

72.0

017.5

01.4

70

10

2000

6.1

93.9

0.9

02.3

60.2

70.4

2.5

00.7

11.6

52.2

415.2

01.6

54

16

1000

4.9

95.1

1.2

03.1

50.3

60.5

2.0

00.9

42.2

02.9

912.2

02.2

05

60

250

2.4

97.6

2.5

06.5

60.7

51.0

1.0

01.9

74.5

96.2

36.0

04.5

94

200

74

0.9

99.1

1.5

03.9

40.4

50.6

0.4

01.1

82.7

63.7

42.2

40

2.7

56

-200

-74

0100

0.9

02.3

60.2

70.4

0.0

00.7

11.6

52.2

40.0

01.6

54

Tota

l:100

262.5

71.9

3100

0188.8

273.6

8100

76385

73.6

84

% e

n P

eso

% e

n P

eso

% e

n P

eso

Ali

men

to a

l G

rizzly

Ali

men

to a

la C

han

cad

ora

Pri

mari

aT

am

añ

o P

art

ícu

la

Ta

bla

20

: A

na

lisis

gra

nulo

me

tric

o y

ba

lance

s e

n e

l gry

zzly

.

Cu

ad

ro 2

4: A

nalis

is g

ranulo

metric

o y

bala

nces e

n e

l grizz

ly


46

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 3.04 Pulg

Ratio Reducción 4.12

Wi, método impacto 17.08 Kw-Hr/TM

E: Consumo específico de energía 0.314 Kw-hr

Potencia necesaria 80 Hp

Potencia instalada 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.

Figura 07: Partes de una Chancadora de mandíbulas.


47

DIMENSIONAMIENTO DE LA ZARANDA VIBRATORIA N° 1.

Variable Malla 2" Malla 1/2"

Alimentación, TMS/Hr 262.50 76.50

Humedad del mineral, % 3 3

Densidad aparente 1.8 1.8

Apertura del tamiz, µ 50000 12700

Tipo de apertura Rectangular 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-

15°, de acuerdo con los catálogos FLSmith se requiere un motor

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

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

Fuente: Propia.

2" 1/2"

A: Capacidad especifica tph/pie2 Malla 2" Malla 1/2"Fc = tabla 1 4.28 2.47

B: Porcentaje de rechazos alimentados% 42.06 46.3 Fc = tabla 2 0.86 0.82

C: porcentaje de tamaño mitad % 33.1 53.7 Fc = tabla 3 0.83 1.258

D. posicion del tamiz : 1 2 Fc = tabla 4 1 0.9

E.Tamizado en humedo (no se usa) 1 1 Fc = tabla 5 1 1

F.Densidad ton/m3 x 62 .43= lb/pie3 112.4 112.4 Fc = tabla 6 1.1 1.1

G: porcentaje de area abierta % del total 72.96 54 Fc = tabla 1 0.73 0.54

H:Forma de abertura del tamiz rectang. rectang. Fc = tabla 8 1.2 1.2

J: % eficiencia esperada 75.00 60 Fc = tabla 9 1.7 2.25

Factor de seguridad 1.2 1.2

Toneladas cortas x hora 294.00 85.68

FACTOR TOTÁL DE CORRECCIÓN, Ft 5.09 3.75

# Numero de CEDAZOS 1 Metálica Metálica

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

Fuente Símbolo Valor / MallaFactores de corrección


48

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

Cuadro 26: Especificaciones técnicas para la selección de chancadoras

Symons


49


50

DIMENSIONAMIENTO CHANCADORA SECUNDARIA.

Radio de reducción de la chancadora cónica STD

F80 78218 micrones 3.1 Pulg

P80 22010 micrones 0.87 Pulg

Rr 3.55

Capacidad de chancado: 216.39 TMS/Hr

Wi, método Bond 17.08 Kw-Hr/TM,

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


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.

Figura 09: Partes de una chancadora Symons.


51

DIMENSIONAMIENTO DE ZARANDA VIBRATORIA N° 2

Variable Malla 1/2"

Alimentación, TMS/Hr 690

Densidad aparente 1.8

Apertura del tamiz, µ 12700

Tipo de apertura Rectangular

Eficiencia esperada, % 60

Cuadro 28: Selección de cedazos para la zaranda 2.

Fuente: Propia

Zaranda 2: (2 Pisos: Primer piso ¾” y Segundo piso ½”)

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.

Malla

1/2"

A: Capacidad especifica tph/pie2 Fc = tabla 1 2.47

B: Porcentaje de rechazos alimentados%Fc = tabla 2 38.48 0.886

C: porcentaje de tamaño mitad % Fc = tabla 3 31.57 0.805

D. posicion del tamiz : Fc = tabla 4 1 1

E.Tamizado en humedo (no se usa) Fc = tabla 5 1 1

F.Densidad ton/m3 x 62 .43= lb/pie3 Fc = tabla 6 112.4 1.124

G: porcentaje de area abierta % del totalFc = tabla 1 54 0.54

H:Forma de abertura del tamiz Fc = tabla 8Rectang. 1.15

J: % eficiencia esperada Fc = tabla 9 60 2.25

Factor de seguridad 1.1

Toneladas cortas x hora 793

FACTOR TOTÁL DE CORRECCIÓN, Ft 2.76

Numero de Zarandas 2

Area: (TcHr/Factor total de correcion)xFactor de seguridad 158

Factores de corrección Fuente


52

DIMENSIONAMIENTO DE LA TRITURADORA TERCIARIA

F80 18005 micrones

P80 10117 micrones

Rr 1.84

Capacidad de chancado: 334.08 TMS/Hr

Wi, método Bond 17.12 Kw-Hr/TM

Consumo específico de energía 0.43 Kw-hr/TM


Factor de servicio 80 %

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.


53


54

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: 1.25

Densidad aparente: 1.8

Factor Seguridad % : 10

Angulo de reposo: 40°

Volumen de tolva (m3): 2138 m3.

Altura (H): 15.28 m

Altura (h): 7.83 m

Ancho(a): 12.22 m

Largo(b): 9.78 m

Área de descarga: 1x1 m


55

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.

)


56

CALCULO DE DIMENSIONES BASICAS.

TMD 1750

H/D 1.25

Densidad aparente: 1.8 gr/cm3

Factor Seguridad: 10 %

Angulo de reposo 40°

Volumen de tolva (m3) 1070 m3

Diámetro: 6.22 m

Altura (H): 7.77 m

Altura (h): 3.11 m

Diámetro de descarga: 1 m

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

cónica semitruncada, ver Anexo 18.


57

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.

10) 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 10 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.


58

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

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


59

2.2.4. Simulación del circuito de chancado en MOLY-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 10).

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.


60

DIA

GR

AM

A D

E F

LU

JO

SE

CC

ION

CH

AN

CA

DO

Ch

. D

E M

AN

DIB

UL

AS

Gri

zzly

Alim

enta

cio

n =

189

TM

S/H

r

F80 =

P80 =

ZA

RA

ND

A V

IBR

AT

OR

IA #

1A

limenta

cio

n =

263

TM

S/H

r

ZA

RA

ND

A V

IBR

AT

OR

IA #

2

Alim

enta

cio

n =

690

TM

S/H

r

Under

Grizzly

Descarg

a(-

4")

=73.6

8TM

S/H

r

Under

Zara

nda #

1.

Descarg

a(-

1/2

") =

26.2

9TM

S/H

r

Ch

. S

EC

UN

DA

RIA

Alim

enta

cio

n =

245.4

2TM

S/H

r

F80 =

78218

mic

rones

P80 =

22010

mic

rones

01 G

rizzly

: 4"

de A

bert

ura

Under

Zara

nda #

2

01 C

h.

Mandib

ula

s:

30´x

42´

- 100 H

pD

escarg

a(-

1/2

") =

254.5

1TM

S/H

r

01 C

h.

Secundaria:

Sym

ons 5

1/2

ft

Std

- 2

00 H

p

01 C

h.

Secundaria:

Sym

ons 7

ft

Std

- 3

00 H

p01 T

olv

a d

e G

ruesos:

Una t

olv

a d

e 4

000 T

MC

h.

SE

CU

ND

AR

IA

02 T

olv

a d

e F

inos:

Tolv

as d

e 2

000 T

MA

limenta

cio

n =

334

TM

S/H

r01 Z

ara

nda V

ibra

toria #

1:

Dos n

ivele

s:

Cedazos d

e 2

" y 1

/2"

F80 =

mic

rones

01 Z

ara

nda V

ibra

toria #

2:

Dos n

ivele

s d

e 5

/8"

y 1

/2"

P80 =

mic

rones

06 F

aja

s t

ransport

adora

s:

Cin

co faja

s y

una faja

reve

rsib

le.

314374

76385

18005

10117

Tolv

a de

Fin

os

TOLV

AD

EG

RU

ESO

S

Fig

ura

11

: D

ise

ño

y s

ele

cció

n d

el d

iag

ram

a d

e f

lujo

de

l are

a d

e c

hancad

o -

PR

OY

EC

TO

HIL

AR

ION

FA

SE

I

Fuente

: E

labora

cio

n p

ropia

.


61

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 100.

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 del Indice de Trabajo del ensayo


62

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 1000u. 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


63

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

10° - 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 10% 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.


64

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 Index).

Wi = 14.22 Kwh/Tc 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)^0.2 para D< 3.81 m

Wi= 0.914 para D > 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

44,5

P1 O.23

x Gpb 0.82

x (10/ P80 - 10/ F80 )

P1

GpbP80F80

: Indice de moliendabilidad

: Malla de corte

: 80% Passing del Alimento: 80% Passing del producto

Wi

:


65

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

ETAPA 6: Potencia mecánica:

Para la conminución, en la cual previamente se especificara la

capacidad deseada del circuito cerrado molienda/clasificación:

Pm = 1060.26 Hp

ETAPA 7: Potencia eléctrica del motor.

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

ETAPA 8: Dimensiones del molino de bolas industrial.

D = 13.25 Pies L/D = 1.2

L = 15.30 Pies %Cs = 72

%Vp 40

K6 Wi(correg)E(kw h/TM) Pm(Hp) Pe(Hp) D(Pies) L(Pies) %Error D

1 15.67 9.86 1060.27 1514.67 13.25 15.90

ITINERACION

1

Kwh

Pm HP

Pe HP

D


66

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.

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

MOLY 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.

ITINERACION K6 Wi(correg)E(kwh/TM)Pm(Hp) Pe(Hp) D(Pies)L(Pies)%Error D

1 15.7 9.9 1060.3 1514.7 13.2 15.9

0.91 14.3 9.0 969.1 1384.4 12.9 15.2 2.54

0.91 14.3 9.0 969.1 1384.4 12.9 15.2 0

1

2

3


67

Una vez definidos el diámetro y la caída presión para el

hidrociclon, se determinara el D50 requerido usando los modelos

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

Ecuación de Plitt:

Ecuación de Arterburn:

Figura 12: Selección de D-50 del hidrociclon.


68

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

cálculo LEYES DE BOND, se obtuvo un flujo de 38 Lt/seg 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 D50 aplicando los modelos de Plitt,

Arterburn y la tabla conversión al punto de corte

.

Cuadro 31: Factor de conversión al punto de corte.

CALCULOS:

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

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

C) Diámetro seleccionado Dc = 20.00 Pulgadas

D) 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.


69

02 FAJA TRANSPORTADORAS

02 MOLINOS DE BOLAS: 13x15 Pies - Motor 2000 Hp

08 HIDROCICLONES D-20 KREBS

02 CELDAS SK-24004 BOMBAS METSO HR - 150

FIGURA 13: Diseño y selección de diagrama flujo de molienda y clasificacion

PROYECTO HILARION FASE 1

Fuente: Propia

DESCARGA : 252 TMS/hr

AGUA: 45 m3/hr

CARGA CIR. : 170 TMS/hr

MINERAL : 80 TMS/hr

Bombas METSOHR-150N° 1 y 2

CICLONES

D-20

SK-240SK-240

Bombas METSOHR-150N° 3 y 4

AGUA

A FLOTACION Pb

Tolva de Finos N° 22000 TM

FAJA REVERSIBLE

CONCENTRADO DE Pb: 0.6 TMS/hr

13x15 PiesMolino de

Bolas 1

CICLONES

D-20

13x15 PiesMolino deBolas 2

AGUA

CONCENTRADO DE Pb: 0.6 TMS/hr

Tolva de Finos N° 12000 TM

AGUA: 72 m3/hr


70

2.3.5. Selección de bomba para el hidrociclon.

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.

Figura 14: Selección de bombas METSO


71

Para nuestro caso tenemos el caudal 274 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 MOLY 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: 3.2 TM/m3

Indice de trabajo: 15.67 Kw-hr/TM

Tamaño de alimentation: 9933 micrones.


72

TAMAÑO DE BOLA OPTIMA RECOMENDADA:

De acuerdo con la fórmula de AZZARONI: 3.4 Pulgadas

El diámetro seleccionado seria de 3.5 pulgadas.

dB* = 6.06 F80

0.263 (s Wi )

0.4 / (N D)

0.25

db = tamaño de bola

F80 = 80% tamaño pasante en la alimentación fresca

s = densidad del mineral

Wi = indice de trabajo del mineral

N = porcentaje de velocidad critica del molino

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”

Pulgadas 3.5 3 2.5 2 1.5 1 0.53.5 18.4 18.4

3 27.4 24.2 3.22.5 20.8 14.0 3.9 2.9

2 16.3 7.2 2.0 3.2 4.01.5 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 -0.730.5 0.3 0.1 0.0 0.0 0.13 0.31 -0.223 -0.14


73

2.3.7. Simulación de los circuitos de molienda y clasificación

en MOLY-COP TOOL.

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° 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 BallParam-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 BallSim-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 BallParam-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.


74

Para la realización del modelamiento matemático de los circuitos

de molienda en MOLY 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 MOLY 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.


75

Mol

y-C

op T

ools

TM

(V

ersi

on 3

.0)

Pru

eb

a N

°1

FU

NC

ION

SE

LE

CC

ION

:

a

lpha0

0.0

01475

a

lpha1

1.0

92

a

lpha2

4.0

D

crit

6222

Ex

pa

nsi

on

de

:

a

lpha02

0.0

00000

a

lpha12

1.0

00

FU

NC

ION

FR

AC

TU

RA

:

b

eta

00.1

9145

b

eta

10.5

38

b

eta

214.9

Ex

pa

nd

ed

Fo

rm

b

eta

01

0.0

00

Fu

ncio

n o

bje

tivo

:0.1

2N

ota

: Los c

alc

ulo

s a

ctu

ale

s n

o s

on v

alid

os,

si S

OLV

ER

no h

a r

esuelto o

ha c

orr

ido m

as d

e 2

veces.

BA

LL

PA

RA

M_

BA

TC

H :

Es

tim

ac

ion

de

pa

ram

etr

os

de

mo

lie

nd

a d

e la

bo

rato

rio

.

Fig

ura

15

: M

od

ela

mie

nto

mate

matico

de

la F

uncio

n S

ele

cció

n y

la F

uncio

n F

ractu

ra p

ara

el m

ine

ral H

ilario

n.

1

10

100

10

100

1000

10000

100000

% Pasante

Ta

ma

ño

de p

art

icu

la, m

icro

ns

Fee

d

Dis

ch

arg

e (

Exp.)

Dis

ch

arg

e (

Adju

ste

d)

SiE

* 1

0


76

Mol

y-C

op T

ools

TM

(V

ersi

on 2

.0)

Sim

ula

tio

n N

°1

Re

ma

rks

40.0

0

% S

olid

s

61.7

6

% -

200 M

ES

H

psi

5.8

90.0

00

B

pc

123.9

P

80

# o

f C

yclo

nes

2

Vort

ex

8.0

0C

irc.

Load

2.1

5

Apex

3.2

40.2

70

B

pf

m3/h

r

256

0.3

00

B

pw

% S

olid

s

77.0

0

Wate

r,

m3/h

r

75.2

ton

/hr

80.0

Wate

r,

45.3

F80

9916

m3/h

r

Gro

ss k

W

1168.4

kW

h/t

on

14.2

5%

Balls

40.0

0

Wio

17.8

6%

Critical

72.0

0

% S

olid

s

72.0

0

% S

olid

s

59.5

2

CIR

CU

ITO

DE

MO

LIE

ND

A H

ILA

RIO

N

Molin

o d

e b

ola

s 1

3x15 y

Cic

lon D

-20

Fig

ura

16

: M

od

ela

mie

nto

ma

tem

atico

de

l dia

gra

ma

de

flu

jo d

e M

olie

nd

a y

Cla

sific

acio

nF

uente

: P

ropia


77

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 naturaleza 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.


78

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.

Figura 17: Esquema de la primera campaña de pruebas de flotabilidad

Fuente: Elaboracion propia

RELAVE

FINALRELAVE DEL CIRCUITO Pb

CONCENTRADOPLOMO

CONCENTRADOZINC

Cal: Ph 11Activador: ZnSO4

Colectores: Z-11Depresor: W-570Espumantes: MIBC

Cal: Ph 8.5Depresores:

ZnSO4+NaCNColectores: A-25, A-242Espumantes: MIBC

CircuitoPlomo

CircuitoZinc

GalenaEsfalerita

PiritaMarmatitaGanga


79

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 N° 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,….. cn, para

tiempos de flotación de 10 seg. 2.5, 3.5. 1, 2, 1.5 minutos para el

circuito de Pb y circuito Zn.

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.


80

Rt: Recuperación acumulada para un tiempo determinado.

Ri: Ultima recuperación de la prueba.

t: Tiempo de flotación.

θ: Factor de corrección cuando t=0.

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

θ = -0.05194

Cuadro 34: Cinética de flotación del Pb.

Fuente: Propia

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

con la ecuación de AGAR, el Error hallado es (Rexp. – Rcal)^2 y

cuya sumatoria total del error se minimiza usando la función

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

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

de AGAR en un tiempo cero.

Tiempo R(exp.) R(calc.) Error θ0 0.00 0.0000 0.000 0

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


81

MODELO DE AGAR: Para sulfuros de Zinc.

k = 3.498

Ri = 0.902

θ = -0.05166

Cuadro 35: Cinética de flotación del Zn.

Fuente: Propia

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.

Tiempo R(exp.) R(calc.) Error θ0 0 0.000 0.000 0

0.25 0.49 0.451 0.001 -0.052

0.5 0.68 0.714 0.001 -0.052

1 0.85 0.869 0.000 -0.052

2 0.89 0.901 0.000 -0.052

3 0.90 0.902 0.000 -0.052

5 0.90 0.902 0.000 -0.052

8 0.90 0.902 0.000 -0.052

12 0.90 0.902 0.000

Funcion Objetivo : 0.003 -0.05166


82

Cuadro 36: Recuperaciones parciales y acumulados en fracciones

tiempo.


Radio

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

Radio

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

PRODUCTOSPeso

PRODUCTOSPeso Distribución Metálica Parcial: % Distribución Metálica Acumlada: %

Distribución Metálica Parcial: % Distribución Metálica Acumulada: %


83

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.


84

R

EA

CT

IVO

% C

aO

% Z

nS

O4.7

H2O

% N

aC

N%

Cu

SO

4.5

H2O

% Z

-11

Ae

rofl

oa

t 25

Ae

rofl

oa

t 242

MIB

CW

F-5

70

Co

mp

lejo

CA

LID

AD

92

99

96

98

85

Puro

Puro

Puro

Mezcla

ES

TA

DO

FIS

ICO

Sólid

oS

ólid

oS

ólid

oS

ólid

oS

ólid

oLíq

uid

oLíq

uid

oLíq

uid

oS

ólid

oS

ólid

o

GR

AV

ED

AD

ES

PE

CIF

ICA

(gr/

cc)

1.1

91.1

30.8

22

1.0

5

CO

NS

UM

O (

gr/

tn)

2310

105

35

650

15

11.9

11.3

110.8

200

140

CO

NS

UM

O (

kg/d

ia)

9092

413

138

2558

59

47

44

436

787

551

FLU

JO D

EL R

EA

CTIV

O (

lt/m

in)

Sol,

(cc/m

in)

Liq

42.0

99.5

79.5

717.7

72.0

527.3

327.3

3368.4

35.4

79.5

7

PR

EP

AR

AC

ION

DE

LA

SO

LU

CIO

N (

%)

15

31

10

2100

100

100

10

4

TA

NQ

UE

ALM

AC

EN

AM

IEN

TO

(m

3/d

ia)

Sol, (

ft3/d

ia)

Liq

61

14

14

26

31.4

1.4

19

814

FR

EC

UE

NC

IA D

E P

RE

PA

RA

CIO

N x

DIA

31

11

11

11

TA

NQ

UE

DE

PR

EP

AR

AC

ION

(m

3)

20

26

31

119

814

TA

MA

ÑO

DE

L T

AN

QU

E (

ft x

ft)

10ft x

10ft

11ft x

12ft

5ft x

6ft

1ft x

2ft

1ft x

2ft

3ft x

4ft

7ft x

8ft

9ft x

10ft

TIE

MP

O D

E A

GIT

AC

ION

(m

in)

40

10

40

40

TA

NQ

UE

DE

DO

SIF

ICA

CIO

N (

m3/d

ia)

Sol, (

ft3/d

ia)

Liq

20

8.5

31

119

814

CA

RA

CT

ER

IST

ICA

S F

ISIC

AS

DE

LO

S R

EA

CT

IVO

S P

AR

A F

LO

TA

CIO

N

Cu

ad

ro 3

7:

Ca

racte

ristica

s fis

ica

s d

e lo

s r

ea

ctivo

s d

e flo

tacio

n

Nº

CO

NS

UM

O

CO

NS

UM

OC

ON

CE

NT

RA

CIO

N

FL

UJO

DE

LF

RE

CU

EN

CIA

DIM

EN

SIO

NE

S

TIE

MP

O D

E

(gr/

tn)

(K

g/d

ia)

(%)

RE

AC

TIV

OP

RE

P/ D

IAD

EL

TA

NQ

UE

AG

ITA

CIO

N

1%

Ca

OL

EC

HA

DA

DE

CA

LM

OD

IFIC

AD

OR

2310

9092

15

42,0

9 lt/

min

310ft x

10ft

2C

om

ple

joS

UL

FA

TO

DE

ZIN

C+

CIA

NU

RO

DE

Na

DE

PR

ES

OR

140

551

49,5

7

lt/m

in1

9ft x

10ft

40

3W

F-5

70

PO

LIM

ER

O M

OD

IFIC

AD

OD

EP

RE

SO

R200

787

10

5,4

7 lt/

min

17ft x

8ft

40

4%

Cu

SO

4.5

H2O

SU

LF

AT

O D

E C

OB

RE

AC

TIV

AD

OR

650

2558

10

17,7

7 lt/

min

111ft x

12ft

40

5%

Z-1

1X

AN

TA

TO

C

OLE

CTO

R15

59

22,0

5 lt/

min

15ft x

6ft

10

6A

ero

flo

at

25

AE

RO

FL

OA

T 2

5C

OLE

CTO

R11.9

47

PU

RO

27,3

3 c

c/m

in1

1ft x

2ft

7A

ero

flo

at

242

AE

RO

FL

OA

T 2

42

CO

LE

CTO

R11.3

44

PU

RO

27,3

3 c

c/m

in1

1ft x

2ft

8M

IBC

ME

TIL

IS

OB

UT

IL C

AR

BIN

OL

ES

PU

MA

NTE

110.8

324

PU

RO

368.4

3 c

c/m

in1

3ft x

4ft

RE

LA

CIO

N D

E E

QU

IPO

S P

AR

A P

RE

PA

RA

CIO

N Y

AL

MA

CE

NA

MIE

NT

O D

E R

EA

CT

IVO

S

CO

DIG

ON

OM

BR

EC

AR

AC

TE

RIS

TIC

A

Cu

ad

ro 3

8: C

onsum

o y

pre

pa

racio

n d

e r

ea

ctivo

s d

e flo

tacio

n


85

Cuadro 39: Condiciones físicas y dosificaciones de la prueba N°

41 del ciclo cerrado

De las 5 pruebas en ciclo cerrado, es en la prueba N° 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.

MOLIENDA FLOTACION

Peso , gr :1000 Grav.Esp :3,2 :3,2 RPM (Ro:Pb,Zn) :1500

Velocidad, rpm :110 Vol.Celda,cc:2500 :2500 RPM (Scv:Pb,Zn) :1500

Molienda, min :11 min Sólidos,%:30 :30 RPM (Cl:Pb,Zn) :1300

malla (-200), % :58

Sólidos, % :66,7

Tiempo

min Cal ZnSO4 NaCN A-25 A-242 MIBC CuSO4 Z-11 WF-570

Molienda 11 8.5 900 75 25 11.9

Acond. Unit. 5 8.5 11.3 20.6

Flot. Unitaria 10 seg 8.5

Rougher Pb 2.5 8.5

Scavengher Pb 3.5 8.5 12.3

Acond. Cl-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 100

Acond. II Zinc 5 11 600

Acond. III Zinc 5 11 12.3 15

Rougher Zn 3 11

Scavengher Zn 4 11 12.3

Remolienda 1'15" 10.8 50

Acond. Cl-1-Zn 1 10.8 150 12.3 50

Cleaner 1 Zinc 3 10.8

Cleaner 2 Zinc 2 10.8 100 12.3 25

Cleaner 3 Zinc 1.5 10.8 100 8.2 25

2310 105 35 11.9 11.3 110.8 650 15 200

Etapa pH

Reactivos, gr/tn

Consumo Total

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

PRUEBA N° 41


86

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.


87


88

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 aún.


89

Cuadro 41: Cantidad de celdas por fabricante.

Fuente: Propia.

Cuadro 42: Características técnicas de las celdas Ok.

Cuadro 18: Modelo de celda Sk-240.

SELECCIÓN

BANCO MODELO Volumen Nª N° Celdas MODELO Volumen Nª N° Celas

FLOTACION Denver 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

ROUGHER Pb 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

CLEANER 1 Pb Sub-A-24 50 1.0 1 OK-3 3.0 0.5 1

CLEANER 2 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

ROUGHER Zn 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

CLEANER 1 Zn Sub-A-30 100 5.5 6 OK-5 5.0 3.1 3



51 24TOTAL

Alternativa 1 - Denver Alternativa 2 -Outokumpu

TOTAL

Tipo RPM

Celda Tanque m3 Efectivo m3 Impulsor Instalado 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) 2 a 4

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

Volumen Aproximado Potencia Consumida Aire Requerido Blower


90

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.


91

TM

SH

G.e

.%

So

l1

62

.83

.18

34

.31

70

.03

.19

34

.2

D. P

ulp

Pul.

m3

/hH

2O

, m

3/h

1.3

13

62

.63

11

.41

.31

38

1.0

32

7.7

82

.03

.23

4.4

81

.43

.18

34

.31

64

.13

.17

34

.4

1.3

11

82

.13

15

6.5

1.3

11

81

.31

55

.71

.31

36

4.8

31

3.0

7.2

3.4

03

0.7

5.9

4.0

32

8.5

0.6

06

.54

44

.31

.28

18

.41

6.3

1.2

71

6.2

14

.8

1.6

00

.84

0.7

5

6.3

4.0

32

8.0

16

0.0

3.1

63

4

1.2

71

7.9

16

.31

.31

35

5.1

30

4.5

81

.43

.18

34

.3

1.3

11

81

.31

55

.7

4.1

3.4

03

2.7

1.3

9.6

58

.44

3.1

13

.40

28

.33

.23

4.8

92

7.6

0.6

06

.54

44

.31

.19

16

.54

44

1.2

58

.78

7.8

71

.28

9.1

28

.46

1.6

00

.84

0.7

51

.60

1.6

81

.50

0.4

53

.91

22

.4

02

Ce

lda

s U

nita

ria

s: S

K-2

40

1.2

01

.67

1.5

62

.78

5.1

02

9

01

Aco

nd

icio

na

do

r: 1

2`

x 1

2`

3.9

75

.46

32

.11

.30

7.4

46

.90

01

Ce

lda

Ro

ug

he

r: O

K-3

81

.36

9.1

38

.40

03

Ce

lda

s S

CV

Pb

: O

K-1

6

01

Ce

lda

Cle

ane

r 1

Pb

: O

K-3

01

Ce

lda

Cle

ane

r 2

Pb

: O

K-1

.5

DIA

GR

AM

A D

E F

LU

JO

DE

LA

SE

CC

ION

DE

FL

OT

AC

ION

DE

PL

OM

O

Fue

nte

: E

lab

ora

cio

n p

rop

ia

Fig

ura

20

: D

ise

ño

y s

ele

cció

n d

el d

iag

ram

a d

e f

lujo

de

flo

tacio

n d

el c

ircuito

Pb

- P

RO

YE

CT

O H

ILA

RIO

N F

AS

E I

Ro

ughe

r P

bS

ca

v P

b

Co

nc

. Pb

Cle

ane

r P

b 1

Cle

ane

r P

b 2

De

l Mo

lin

o

1U

ni. P

b

A

Flo

tacio

n

de

Zn

De

l Mo

lin

o 2

Uni. P

b

Cle

ane

r P

b 2

Aco

nd

Pb


92

TM

SH

G.e

.%

So

l1

60

.03

.16

34

D.

Pulp

Pulp

. m

3/h

agua,

m3/h

15

2.9

3.1

13

31

.31

35

5.1

30

4.5

1.2

93

55

.43

06

.3

18

7.0

3.2

33

3

1.2

94

40

38

2.0

26

.93

.73

26

34

.13

.93

31

1.2

38

4.7

77

.41

.30

84

.47

5.7

53

.33

.96

31

1.3

01

32

.61

19

.1

14

4.8

3.0

93

48

.09

3.5

22

3

1.3

03

26

27

9.5

91

.20

29

26

.7

18

.83

.83

27

34

.54

.03

33

.51

.25

55

.75

0.8

19

.34

.02

31

1.3

47

6.9

68

.3

1.3

04

84

3.4

19

.74

.05

35

4.4

53

4.0

42

7

03

Aco

nd

icio

nad

ore

s d

e Z

n: 1

3`

x 1

3`

1.3

54

23

7.2

1.2

50

13

12

.30

02

Ce

ldas R

oug

he

r: O

K-3

8

04

Ce

ldas S

CV

de

Zn: O

K-1

60

3 C

eld

as C

leane

r Z

n 1

: O

K-5

15

.24

4.0

53

8

02

Ce

ldas C

leane

r Z

n 2

: O

K-5

1.4

02

8.7

24

.93

01

Ce

ldas C

leane

r Z

n 3

: O

K-5

DIA

GR

AM

A D

E F

LU

JO

DE

LA

SE

CC

ION

DE

FL

OT

AC

ION

DE

ZIN

C

Fig

ura

21

: D

ise

ño

y s

ele

cció

n d

el d

iag

ram

a d

e f

lujo

de

flo

tacio

n d

el c

ircuito

Zn -

PR

OY

EC

TO

HIL

AR

ION

FA

SE

I

Fue

nte

: E

lab

ora

cio

n p

rop

ia

Aco

nd

Zin

c 1

Aco

nd

Aco

nd

Zin

c 3

Ro

ug

he

r I Z

inc

Sca

ven

ge

r Z

inc

Re

lave

F

ina

l

Cle

an

er Z

inc 1

Cle

an

er Z

inc 2

Cle

an

er Z

inc 3

Co

nc.

Zn

De

la

Flo

tacio

n d

e

Pb


93

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

Cuadro 43: Resumen de las pruebas de sedimentación.

Fuente: Propio

ITEM

Peso de muestra 310 gr 308.82 gr 377.25 gr

Peso de pulpa 1260 gr 1235 gr 1257 gr

Vol. Inicial de Pulpa 1000 ml 1000 ml 1000 ml

Ph de la Pulpa 8.2 11 11

Superfloc 5 gr/TM 10 gr/TM 5 gr/TM

Altura inicial de linea de lodo 33 cm 36.5 cm 35.6 cm

Altura final 8.75 cm 7.32 cm 12.1 cm

Tiempo transcurrido 18 Hr 19 Hr 17 Hr

Peso final 310 gr 308.82 gr 377.25 gr

Velocidad de sedimentacion 1.35 hr/cm 1.54 hr/cm 1.38 hr/cm

Tamaño de particula al 80% 87 micrones 52 micrones 132 micrones

Gravedad especifica 6.2 gr/cc 4.18 gr/cc 3.14

Tratamiento dia 84.78 TMD 325.14 TMD 3090.08 TMD

Factor Seguridad 10 % 10 % 10 %

TABULACION DE DATOS EXPERIMENTALES DE SEDIMENTACION

Cc Pb Cc Zn Relav.Final


94

2.5.1 Dimensionamiento del espesador de concentrado de Plomo.

1° 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

4° % de solidos final PS(final) = 59.03 %

5° Área del espesador A = 13.17 m2 hr/TM

6° Diámetro del espesador D = 27.78 Pies

SELECCIÓN: 01 ESPESADOR TIPO PUENTE: 33 ft x 10 ft

2.5.2. Dimensionamiento del espesador de concentrado de Zinc.

1° Porcentaje de solidos inicial PS = 25.01 %



4° % de solidos final PS(final)= 70.9 %




2.5.3. Dimensionamiento del espesador de relave final.

1° Porcentaje de solidos PS = 30.01 %



4° % de solidos final PS(final)= 63.20 %




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 10 kg de capacidad

operada en circuito cerrado; el consumo de floculantes para los

concentrados de Plomo, Zinc y Relave Final son las siguientes: 5

gr/TM, 10 gr/TM y 5 gr/TM respectivamente, Los modelos seleccionados

pertenecen a los catálogos de METSO. (Ver Anexo 05)


95

Figura 22: Esquema del espesador de puente.

Fuente: Catálogos Metso Minerals.

Cuadro 44: Tipos de Filtración.

Fuente: El portal minero.


96

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.

Figura 23: Esquema de un filtro tambor.


97

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.

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

Tasa Area N° Area

TM HILARION TMD TMSH Micrones Filtracion Efectiva Filtros m2

TMSD Cc Pb 84.78 3.89 87.0 700 5.55 1 10

TMSD Cc Zn 325.14 14.90 52.0 350 21.29 2 29

Tipo Alto Largo Ancho Potencia Potencia Peso

Filtro m m m trsm.(Kw/hp) Agit.(Kw/hp) TM

1818 2.3 3.1 2.2 0.75 a 1 3 a 4 4.2

3030 3.48 4.48 3.63 3 a 4 5.5 a 7.4 9.8


98

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.

Seleccionamos un motor para la bomba de vacío de 300 Hp, de

acuerdo con los catálogos de Metso Minerals.

Figura 24: Esquema de la unidad de vacío y el filtro tambor

Fuente: Catálogos Metso Minerals.

Tasa Area N° Presion Flujo

TM HILARION TMD Micron Filtracion Efectiva Filtros Requerida m3/m2

TMSD Cc Pb 84.78 87 700 5.55 1 3 16.65

TMSD Cc Zn 325.14 52 350 21.29 2 2 85.16

101.81


99

φ: 19.5 m

h: 9.75 m

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 Espesamiento, Filtrado y Recuperacion de Agua.

Fuente: Propia

01 ESPESADOR RELAVES144x19 Pies

RELAVE FINO PARALA RELAVERA

01 FILTRO DE TAMBORTF 1818: 10 m2

COCHAS PARA CONCENTRADOS

PARA PARTICULAS EN SUSPENSION

03 HIDROCICLONESKREBS D-18

RELAVE GRUESO PARARELLENO HIDRAULICO

02 FILTROS TAMBOR ZnTF 3030: 29 m2

01 ESPESADOR Pb33x10 Pies

01 ESPESADOR Zn59x12 Pies

CONCENTRADO DE ZnCONCENTRADO DE Pb

HUMEDAD: 9%

UNIDAD DE BACIO300 Hp

LINEAS DE RECUPERACION DE AGUA PARA PLANTA

TANQUEDE

AGUA 2200 M3


100

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


101

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.


102

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.

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 (Ver Cuadro 46).

Azufre Azufre

Total Sulfuro

TMCaCO3/1000TM

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

% S

CondicionMuestra Ph PastaPNN PN/PAPN PA


103

Cuadro 46: Distribución volumétrica porcentual del relave.


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 Zinc Relave

Flujo agua (Alimentación. Espesador): 10.83 40.63 300.25

Flujo agua (Descarga Espesador): 2.45 5.56 74.96

Flujo de agua (Rebose espesadores): 8.37 35.07 225.29

Nombre de mineral Formula %

Ortoclasa KALSi3O8 20

Grosularia Ca3AL2(SiO4)3 19.65

Calcita Ca(CO3) 14.57

Diopsido CaMgSi2O6 10

Epidota Ca2Fe3+2.25AL0.75(SiO4)3(OH) 10.12

Pirrotita Fe(1-x)S(x=0-0.17) 6.22

Cuarzo SiO2 8.81

Esfalerita ZnS 0.24

Pirita FeS 1.72

Galena Pb 0.3


104

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 over flow) 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 %


105

CAPITULO III

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.

Cuadro 47: Resumen de los equipos seleccionados.

Fuente: Propia.

Item Codigo

Item Codigo Nombre Cant. Tipo Marca Modelo Tamaño Hp(c/u) Kw(c/u)

1 CH-1B Alimentador de Gruesos 1 Vaiven Metso Artesa 3.5'x16' 25 19

2 CH-2B Chancadora Primaria 1 Quijadas Flsmith 30"x42" 100 75

3 CH-3B Zaranda Vibratoria 1 1 Inclinada Flsmith Simple 6'x14' 25 19

4 CH-4B Chancadora Secundaria 1 Conica Symond Std 5 1/2 ' 250 186

5 CH-5B Zaranda Vibratoria 2 1 Inclinada Flsmith Simple 8'x20' 25 19

6 CH-6B Chancadora Terciaria 1 Conica Symond Std 7' 400 298

7 CH-8B Fajas Transportadoras 6 Inclinadas Flsmith 800 mm 40 30

8 CH-9B Colectores de Polvo 2 Estandar Flsmith 25 19

9 MO-1 Molino Primario 2 Bolas Flsmith Forjadas 13'x15' 1566 1168

10 MO-2 Ciclones 4 Estandar Flsmith Krebbs D-20

11 MO-3 Bombas/ varios 4 Metso 100 75

12 FT-1 UNITARIO Pb 1 1 Mecanica Outokumpu SK-240 8 29 22

13 FT-2 UNITARIO Pb 2 1 Mecanica Outokumpu SK-240 8 29 22

14 FT-3 ACONDICIONADOR Pb 1 Mecanica Outokumpu 12' x 12' 32.8 40 30

15 FT-4 ROUGHER Pb 1 Mecanica Outokumpu OK-38 38 121 90

16 FT-5 SCAVENGHER Pb 3 Mecanica Outokumpu OK-16 16 60 45

17 FT-6 CLEANER 1 Pb 1 Mecanica Outokumpu OK-3 3 20 15

18 FT-7 CLEANER 2 Pb 1 Mecanica Outokumpu OK-1,5 1.5 10 8

19 FT-8 ACONDICIONADOR Zn 3 Mecanica Outokumpu 13' x 13' 41.9 40 30

20 FT-9 ROUGHER Zn 2 Mecanica Outokumpu OK-38 38 121 90

21 FT-10 SCAVENGHER Zn 4 Mecanica Outokumpu OK-16 16 60 45

22 FT-11 CLEANER 1 Zn 3 Mecanica Outokumpu OK-5 5 29 22



25 ESP-1 Esp. Conc Plomo 1 Conv Metso Puente 33'x10' 10 7

26 ESP-2 Esp. de Conc Zinc 1 Conv Metso Puente 59'x12' 10 7

27 ESP-3 Esp. de Relave 1 Conv Metso Puente 144x'15' 10 7

28 ESP-1 Filtro de Conc Plomo 1 Vacio Metso Tambor 10 m2 50 37

29 ESP-2 Filtro de Conc Zinc 1 Vacio Metso Tambor 29 m2 100 75

30 REL-1 Ciclones 3 Estandar krebs 20"

Total 3356 2503

Relacion de Equipos principales de la Concentradora - Proyecto Hilarion


106

3.1.2. Costo de capital – Proyecto Hilarion Fase 1, Planta

concentradora.

COSTO DE CAPITAL - PROYECTO HILARION

PRODUCTOS: CONCENTRADOS DE PLOMO Y ZINC.

CAPACIDAD DE PLANTA: 3500 TMD

Fecha de Estimación: 2014

Cuadro 48: Costo total de los principales equipos seleccionados.

Fuente: Propia.

Item Codigo Nombre Cantidad Precio Unit Costo total

$1,608,900.00

1 CH-1A Alimentador de Gruesos 1 $49,700.00 $49,700.00

2 CH-2A Chancadora Primaria 1 $216,600.00 $216,600.00

3 CH-3A Zaranda Vibratoria 1 1 $41,000.00 $41,000.00

4 CH-4A Chancadora Secundaria 1 $640,000.00 $640,000.00

5 CH-5A Zaranda Vibratoria 2 1 $61,600.00 $61,600.00

6 CH-6A Chancadora Terciaria 1 $600,000.00 $600,000.00

$3,602,440.00

1 MO-1 Molino Primario 2 $1,782,400.00 $3,564,800.00

2 MO-2 Ciclones 4 $9,410.00 $37,640.00

$778,300.00

1 FT-1 Unitario Pb 1 1 $21,500.00 $21,500.00

2 FT-2 Unitario Pb 2 1 $21,500.00 $21,500.00

3 FT-3 Acondicionador Pb 1 $15,600.00 $15,600.00

4 FT-4 Rougher Pb 1 $47,600.00 $47,600.00

5 FT-5 Scavenger Pb 3 $47,600.00 $142,800.00

6 FT-6 Cleaner 1 Pb 1 $21,500.00 $21,500.00

7 FT-7 Cleaner 2 Pb 1 $21,500.00 $21,500.00

8 FT-8 Acondicionadores Zn 3 $15,600.00 $46,800.00

9 FT-9 Rougher Zn 2 $47,600.00 $95,200.00

10 FT-10 Scavenger Zn 4 $47,600.00 $190,400.00

11 FT-11 Cleaner 1 Zn 3 $29,800.00 $89,400.00

12 FT-12 Cleaner 2 Zn 2 $21,500.00 $43,000.00

13 FT-13 Cleaner 3 Zn 1 $21,500.00 $21,500.00

$497,500.00

1 ESP-1 Espesador de Plomo 1 $97,500.00 $97,500.00

2 ESP-2 Espesador Zinc 1 $150,000.00 $150,000.00

3 ESP-3 Espesador Relave 1 $280,000.00 $250,000.00

$445,500.00

1 FLT-1 Filtro de Plomo 1 $196,500.00 $196,500.00

2 FLT-2 Filtro de Zinc 1 $249,000.00 $249,000.00

SUB-TOTAL $6,932,640.00

Otros(25%) $1,733,160.00

TOTAL GENERAL $8,665,800.00

ESTIMACION DE COSTOS DE EQUIPOS

SECCION CHANCADO

SECCION MOLIENDA

SECCION FLOTACION

SECCION ESPESADORES

SECCION FILTROS


107

3.1.3. Total de inversión del proyecto.

El costo total de inversión para la instalación de la planta

concentradora se considera porcentajes de rangos en base al

costo total de los equipos, para la instalación, instrumentación,

sistemas de tuberías, construcciones en lugar, electricidad,

ingeniería y construcción, contingencias.

Cuadro 49: Costo de capital de inversión.

Fuente: Propia.

NOTA: En los costos no se incluye la construcción de relaves ni

puesta en marcha. Se estima que el costo total de la instalación

de la planta concentradora será $ 34 858 960.

3.2. Costos de operación.

3.2.1. Costos directos

Son los insumos como los reactivos, bolas, electricidad y mano de

obra directa destinados a la producción de concentrados.

COSTOS DE OPERACIÓN: COSTOS DIRECTOS

Estimación anual (360 días): 1 277 500 TM Año (Cuadro 18)

Costo de reactivos y Aceros: 1 871 751 $/Año (Cuadro 51)

Consumo de electricidad: 1 692 085 $/Año (Cuadro 50)

Factor Equipos Base costo

Rango Estimado Costo total (ref x Factor)

1 Costos de equipos comparado $8,665,800

2 Costos de instalacion de equipos x 0.43 $3,726,294

3 Sistemas de tuberias 10-30% 18% $2,230,577

4 Instrumentacion 5-12% 8% $991,368

5 Construcciones y desarrollo del lugar 20-60% 35% $4,337,233

6 Auxiliares (electricidad) 25-100% 25% $3,098,024

7 lineas de exterior 5-15% 8% $991,368

8 Costo fisico total de planta * $24,040,662

9 Ingenieria y construccion 20-35% 25% $6,010,166

10 Contingencias 30% 10% $2,404,066

11 factor de seguridad 5-15% 10% $2,404,066

Total planta - Costo fijo de capital ** $34,858,960

COSTO DE CAPITAL DE INVERSION - PROYECTO HILARION FASE 1

Item DESC.

COSTO: Fisico Planta

Fecha de Estimacion 2014


108

Cuadro 50: Costos de consumo de energía en Planta.

Fuente: Propia.

Energia $/kwh 0.055

Total Operación Uso HP-hr

HP Horas/dia factor por day

Alimentador de Gruesos 1 25 25 16 0.85 340

Chancadora Primaria 1 100 100 16 0.85 1360

Zaranda Vibratoria 1 1 25 25 16 0.85 340

Chancadora Secundaria 1 250 250 16 0.85 3400

Zaranda Vibratoria 2 1 25 25 16 0.85 340

Chancadora Terciaria 1 350 350 16 0.85 4760

Alimentadores adicionales 2 25 50 16 0.85 680

Fajas Transportadoras 8 40 320 16 0.85 4352

Colectores de Polvo 3 25 75 16 0.85 1020

Molino Primario 2 1566 3132 24 0.9 67651.2

Bombas 2 100 200 24 0.85 4080

Unitario Pb 1 1 29 29 24 0.85 591.6

Unitario Pb 2 1 29 29 24 0.85 591.6

Acondicionador Pb 1 40 40 24 0.85 816

Rougher Pb 1 121 121 24 0.85 2468.4

Scavenger Pb 3 60 180 24 0.85 3672

Cleaner 1 Pb 1 20 20 24 0.85 408

Cleaner 2 Pb 1 10 10 24 0.85 204

Acondicionadores Zn 3 40 120 24 0.85 2448

Rougher Zn 2 38 76 24 0.85 1550.4

Scavenger Zn 4 60 240 24 0.85 4896

Cleaner 1 Zn 3 29 87 24 0.85 1774.8

Cleaner 2 Zn 2 29 58 24 0.85 1183.2

Cleaner 3 Zn 1 29 29 24 0.85 591.6

Espesador de Plomo 1 10 10 24 0.85 204

Espesador Zinc 1 15 15 24 0.85 306

Bombas 2 10 20 24 0.85 408

Filtro de Conc Plomo 1 50 50 20 0.85 850

Filtro de Conc Zinc 1 100 100 20 0.85 1700

Total hp y hp-hr/dia 5786 112986.8

Total kW y kwh/dia 4316 84288.15

Total, $/Año ($0.055/kwh) $1,692,085

Total $/TM 1.34

Total kWh/TM 24.08

CONSUMO ANUAL DE ELECTRICIDAD

Item No. HP-c/u

SECCION CHANCADO

RESUMEN DE COSTO DE ENERGIA

SECCION FILTRADO

SECCION MOLIENDA

SECCION FLOTACION

ESPESAMIENTO DE CONCENTRADOS


109

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

Cuadro 52: Costos de Salarios del personal en Planta.

Fuente: Propia.

Consumo $ Cost por

g/t mineral kg. de React

Cal 1155 0.130 0.15 $189,189

ZnSO4 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

A-242 5.65 3.420 0.02 $24,347

MIBC 51.3 2.250 0.12 $145,436

CuSO4 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

Bolas 600 0.6000 0.36 $453,600

Forros 0.05 $63,000

Total 1.49 $1,871,751

CONSUMO ANUAL DE REACTIVOS

$/Año$/TM

Reactivos

Aceros

Categoria Item

$/Año c/u Total

$/Año

Superintendente 1 95000 95,000$

Asist. Superintendente 1 52500 52,500$

Metalurgista Senior 1 48000 48,000$

Supervisor de Mantenimiento 1 48000 48,000$

Supervisor de procesos 1 48000 48,000$

Jefe de Guardia 3 36000 108,000$

Metalurgista 1 36000 36,000$

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$

Operario de Flotacion 6 16000 96,000$

Operario de Filtros 3 16000 48,000$

Analisador 2 16000 32,000$

Muestrero 3 16000 48,000$

Volantes 10 16000 160,000$

Mecanicos 6 16000 96,000$

Electricistas 6 16000 96,000$

salario operadores 47 752,000$

58

$1,258,500

Total empleados

Total $/Año

opera

dore

s

SALARIO ANUAL

Categoria Titulo de ocupacion No.

Adm

inis

tradore

s


110

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 $/TM, siendo

este costo unitario el promedio de las compañías mineras a nivel

nacional.

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 10% anual.

Factor de amortización, según el modelo Francés:

Factor de amortización R

R: factor de amortización (Anual) 8834944 U$$

P: préstamo 34000000 U$$

i: interés 10% Anual

n: Plazos 5 Año.

PLANTA CONCENTRADORA HILARION

Ton procesado por molinos tpd 3,500

Costo de equipos, $

% del total

Costos op.

Item Source/calc. Subtotals $/t op. costs

Salarios y jornales Del cuadro de salarios y jornales 1,258,500 1.00 20.0

Electricidad 1,668,905 1.32 26.5

Reactivos y aceros 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. 64,994 0.05 1.0

Contrato de precios Concesion: Lab. Quim, contratos de trabajo, consultoria 1,000,000 0.79 15.9

Total: costos de operación. 6,297,440 5.00 100

Del cuadro de consumo de reactivos y bolas de acero

15% de manten. Suministros y materiales.

COSTOS TOTAL DE OPERACIÓN ANUAL

Item Source/calc. $/Año $/TM

Del cuadro de consumo energetico por motor

8,665,800$


111

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.

3.4. 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 10 % Anual

VAN $2,349,237

VAN TOTAL $130 962 618

TIR 69%

Pago $8,834,944

En este análisis no se consideran la relavera.


112

Cuadro 54: Flujo de caja económico y financiero proyectado

Año Prestamo Interes 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 0 Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6 -10

VENTAS 0 55133382 55133382 55133382 55133382 55133382 275666909

COSTOS DE PRODUCCION 0 6297440 5982568 5683440 5399268 5129305 22950464

GASTOS FINANCIEROS -35000000 8834944 8834944 8834944 8834944 8834944 0

IMPUESTO A LA RENTA 30% 0 16540015 16540015 16540015 16540015 16540015 82700073

UTILIDAD NETA -35000000 23460983 23775855 24074983 24359155 24629118 170016372


113

1 4 5

10

2 64 7

3 10 7

10

8 10

11

9 9

15 15

10

12 12

13 1314 14

22

21

31

30

29

32

1 01 Tolva de gruesos - 3500 TM 17 01 Celda Ok-38 - Rougher

2 01 Alimentador - 1000 mm de ancho 18 03 Celdas Ok-16 - Scavenger

3 01 Grizzly - 4 Pul. De abertura 19 01 Ceda Ok-3 - Cleaner 1

4 01 Ch. Primaria quijadas - 30x42 20 01 Cela Ok-1.5 - Cleaner 2

5 01 Zaranda Primaria - 2 niveles 21 01 Espesador Pb - 33'x10' METSO

6 01 Ch. Secundaria Symons 5 1/2 Pies 22 01 Filtro Tambor Pb - TF 1818 METSO

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

10 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 Espesador 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 Espesador 144x15 Pies METSO

16 01 Acondicionador Pb - 12x12 32 03 Ciclones D-18 Gmax

DIAGRAMA DE FLUJO DE LA CONCENTRADORA HILARION

Figura 26: Propuesta final de Planta Concentradora - HILARION FASE 1Fuente: Propio

Mineral de Mina

Tolva de Finos

Tolvade Finos

Conc. Pb

Conc. Zn

16

17

19

18

2023

2325 24

23

26

27

28

Relave FinalRELAVE

FINO PARALA

RELAVERA

RELAVE GRUESO PARA

RELLENO HIDRAULICO

Tolv a de Gruesos


114

CONCLUSIONES

El costo de planta concentradora se estima en $ 35 000 000.

El costo unitario de planta es de 5.01 U$/TM.

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 Hilarion 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.


115

BIBLIOGRAFIA

1. Dimensionamiento y optimización de plantas concentradoras mediante

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. MOLY 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. Informe de gerencia sobre los resultados 2012. COMPAÑÍA MINERA

MILPO S.A.A.

11. www.athegsurperu.com


116

ANEXOS

Anexo 01: Catálogo de apron

Anexo 02: Catálogo de chancadora cónica

Anexo 03: Catalogo de chancadora de mandíbulas

Anexo 04: Catalogo de Diámetro de ciclones

Anexo 05: Catálogo de espesadores Metso Minerals

Anexo 06: Catalogo de fajas transportadoras

Anexo 07: Catalogo de filtros Metso Minerals

Anexo 08: Catalogo de zarandas

Anexo 09: Factores de dimensionamiento de zarandas

Anexo 10: Indice de trabajo

Anexo 11: Reporte de la función selección y fractura

Anexo 12: Reporte de la simulación del circuito de chancado

Anexo 13: Reporte de la simulación del circuito molienda clasificación

Anexo 14: Reporte de la simulación del circuito Pb

Anexo 15: Reporte de la simulación del circuito Zn

Anexo 16: Prueba de sedimentación de concentrados y relaves

Anexo 17: Tolva de gruesos

Anexo 18: Tolva de finos

Anexo 19: Gravedad especifica del mineral

Anexo 20: Sales solubles del mineral

Anexo 21: Densidad aparente del mineral.


117

Anexo 01: Catálogo de apron


118

Anexo 02: Catalogo de chancadora cónica

INTERFERENCIA EXTERIOR DE LA EXCENTRICA Y ESTRUCTURA PRINCIPALMinimo Maximo

Ch. Symons 5 1/2' 0.002L 0.007LCh. Symons 7' 0.004L 0.009L

CONTROL LARGO DE RESORTESLong. Libre Long. Instalada Minima long. De trabajo

Ch. Symons 5 1/2' 23 1/2"-20" 22"-18 3/4" 21 3/4"-18 1/2"Ch. Symons 7' 27 1/4"-23 1/2" 24 1/4"-21 3/4" 24"-21 1/2"

INSTALACION DE PIÑONPosicion Piñon A Ajuste de presion ton

Ch. Symons 5 1/2' 1/2" 40Ch. Symons 7' 1/4" 65

INTERFERENCIA SOCKET - ESTRUCTURA PRINCIPALMinimo Maximo

Ch. Symons 5 1/2' 0.003"T 0.008"TCh. Symons 7' 0.004"T 0.009"T

SOCKET LINERDiametro "A" Rebaje "B"

Ch. Symons 5 1/2' 30" 3/16"Ch. Symons 7' 38" 1/4"

HOLGURA DE JUEGO ENTRE DIENTES Y RAIZBacklash Root Min. Root Max

Ch. Symons 5 1/2' 0.04-0.06 0.125 0.188Ch. Symons 7' 0.05-0.07 0.125 0.312

CAPACIDAD DEL TANQUELitros

Ch. Symons 5 1/2' 832Ch. Symons 7' 832

FLUJOS Y PRESIONES NORMALESPresion normal de operación (PSI)

Ch. Symons 5 1/2' 5 a 15Ch. Symons 7' 5 a 15


119

Anexo 03: Catalogo de chancadora de mandíbulas


120

Anexo 04: Catalogo de Diámetro de ciclones


121

Anexo 05: Catalogo de espesadores Metso Minerals


122

06 Catálogo de fajas transportadoras.

|


123

Anexo 07: Catalogo de filtros Metso Minerals


124

Anexo 08: Catalogo de zarandas


125

Anexo 09: Factores de dimensionamiento de zarandas


126

Anexo 10 Índice de trabajo


127

Anexo 11: Reporte de la función selección y fractura

Test N° 1

Caso

Mineral, kg 8.0 Eff. Diameter, ft 0.67

Agua, lt 4.0 Eff. Length, ft 0.67

Flujo, kg 12.0 Llenado de bolas, % 130.3

Flujo, lt 6.5 Velocidad, % Critica 75.0

Den. De Flujo, kg/lt 1.846 App. Dens., ton/m3 4.459

% Solidos (by weight) 66.7 Potencia, kW 0.41

Tiempo de molienda, min 11.0 Energia, kWh/ton 9.46

Malla Abertura Alimentacion

Exp. Adj.

1.05 25400 100.00 100.00 / 100.00

0.742 19050 100.00 100.00 / 100.00

0.525 12700 100.00 100.00 / 100.00

0.371 9500 100.00 100.00 / 100.00

3 6700 100.00 100.00 / 100.00

4 4750 100.00 100.00 / 100.00

6 3350 100.00 100.00 / 100.00

8 2360 100.00 100.00 / 100.00

10 1700 100.00 100.00 / 100.00

12 1401.551937 99.28 100.00 / 100.00

20 850 86.94 100.00 / 100.00

28 600 72.45 100.00 / 100.00

35 425 57.68 99.94 / 99.99

48 300 45.19 99.71 / 99.76

65 212 36.19 97.68 / 97.53

100 150 28.78 89.50 / 89.24

150 106 22.89 73.94 / 74.22

200 75 18.31 58.09 / 58.05

270 53 14.73 45.24 / 45.18

400 38 11.75 35.89 / 35.90

D80, microns 725 122 / 122

alpha01 beta00 0.19145


alpha11 beta1 0.538


alpha2

Dcrit Obj. Function 0.12

MODELAMIENTO DE LA FUNCION SELECCIÓN Y FUNCION FRACTURA

PARA EL MINERAL HILARION

Moly-Cop ToolsTM, Version 3.0

6222

0.0000000

PARAMETROS DEL MODELO

FracturaSelección

0.001475

1.092

1.000

3.976

Descarga

Particle Size Distributions (Cumm. % Passing)

BALL_PARAMBall Mill Grinding Model Parameter Estimator

DISEÑO Y CONDICIONES DE OPERACIONESConfiguracion : BATCH


128

Anexo 12: Reporte de la simulación del circuito de chancado

Fresh Classifier Crusher Crusher Classifier Classifier Internal

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 0 0 0 0 0 0 0 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)

i 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 1/2" 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 0

D80, microns 22009.5556 15525.2761 18005.4627 10116.8829 20019.7733 9969.23873 13844.9098


129

13 Reporte de la simulación del circuito molienda clasificación

Sample N° 1

Remarks : PARAMETRO DEL MOLINO 13x15

Fresh Mill Mill Sump Cyclone Cyclone Cyclone

Feed Feed Discharge Water Feed U'flow 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 (by volume) 91.0 59.9 44.6 0.0 31.6 51.6 17.3

% Solids (by weight) 97.00 82.67 72.00 0.00 59.69 77.35 40.04

i 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

3 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 46.30 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

D80, microns 9877 5516 930 0 930 1719 132.5

Specific Energy Consumption : 16.59 kWh/ton (Gross)

Operational Work Index : 21.60 kWh/ton (metric)

Sample N° 1

Remarks : PARAMETRO DEL MOLINO 13x15

Number of Cyclones : 2 Operating Conditions :

Cyclone Dimensions, in : Feed Flowrate, m3/hr 248.8

Diameter 20.00 Pressure, psi 7.00

Height 60.00 D50 (corr.), microns 104.3

Inlet 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



Conventional Closed Circuit Grinding Simulator

CLASSIFIERS PERFORMANCE

BALLPARAMConventional Closed Circuit Grinding Simulator

CIRCUIT MASS BALANCEConfiguration : DIRECT

Particle Size Distributions (Cummulative % Passing)

BALLPARAM

Mass Balance around the Classifiers


130

Anexo 14: Reporte de la simulación del circuito Pb

AcondicionadorPb

Rougher PbScav Pb

Cl. 1

Cl.2

1C0

C1w1

(w3-w4)C5C3w3

C4w4

C2w2

(w1-w4)C6

(1+w2-w4)C6

1C0+C2w2+(w1-w4)C6

(1-w4)C8

Ec. Ro Pb: 1C0+w2C2+(w1-w4)C6-w1C1-(1+w2-w4)C7 = 0

Ec. Scv Pb: (1+w2-w4)C7-w2C2-(1-w4)C8 = 0

Ec. Cl1 Pb: w1C1+(w3-w4)C5-w3C3-(w1-w4)C6 = 0

Ec. Cl2 Pb: w3C3-w4C4-(w3-w4)C5 = 0

%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

ANALISIS QUIMICO DE LOS FLUJOS EXPERIMENTALES

%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 11.326Cl.2 Zn- Rel. 0.066 0.853 5.040 0.280 13.565

Análisis QUIMICO DE LEYES CORREGIDAS


131

Anexo 15: Reporte de la simulación del circuito Zn

Acondicionador

Rougher I ZincScavenger Zinc

Cleaner Zinc 1

Cleaner Zinc 2

Cleaner Zinc 3

Ec. Cleaner 3 Zn: w4C4-w5C5-(w4-w5)C6 = 0

C1w1C2w2

C3w3

C4w4

C5w5

(w4-w5)C6

(w3-w5)C7

(w1-w5)C8

1C0

(1+w1+w2-w5)C9

(1+w2-w5)C10

(1-w5)C11

Ec. Cleaner 2 Zn: w3C3+(w4-w5)C6-w4C4-(w3-w5)C7 = 0

Ec. Cleaner 1 Zn: w1C1+(w3-w5)C7-w3C3-(w1-w5)C8 = 0

Ec. Rougher Zn: (1+w1+w2-w5)C9-w1C1-(1+w2-w5)C10 = 0

Ec. Scv Zn: (1+w2-w5)C10-w2C2-(1-w5)C11 = 0

%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- Rel. 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- Rel. 0.24 0.26 18.8 0.3577 28.98

ANALISIS QUIMICO DE LOS FLUJOS EXPERIMENTALES


132

Anexo 16: Prueba de sedimentación de concentrados y relaves


133

ANEXO 17: TOLVA DE GRUESOS


134

ANEXO 18: TOLVA DE FINOS


135

ANEXO 19: GRAVEDAD ESPECIFICA DEL MINERAL.


136

ANEXO 20: SALES SOLUBLES DEL MINERAL DE MINA.


137

ANEXO 21: DENSIDAD APARENTE.

UNIVERSISDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN

Documents

Transcript of UNIVERSISDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN