Download - 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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
7
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
8
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
9
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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]
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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: %
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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,
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C
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
:
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C
Cuadro 09: Análisis químico de pruebas para colectores
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
% Pb % Zn AgOz/TM % Fe Pb Zn Ag Fe
18 59.61 3.88 66.90 4.37 86.15 7.14 77.75 3.94
19 64.05 2.50 74.30 2.94 69.76 2.84 65.56 1.93
20 62.55 3.06 68.78 4.49 83.75 3.29 75.63 2.30
21 62.38 2.97 67.01 5.07 87.25 5.08 77.33 3.66
22 62.98 2.98 69.74 4.45 82.79 4.49 70.11 3.19
23 64.45 2.69 73.95 4.06 85.90 3.78 77.00 2.72
CALIDAD DEL Cc DE PLOMO RECUP. METALICA %
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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.
% Pb % Zn AgOz/TM % Fe Pb Zn Ag Fe
14 0.42 46.72 1.57 11.07 5.39 94.63 12.39 25.74
17 0.47 47.51 1.54 10.33 5.27 89.83 11.70 23.95
26 0.28 53.67 1.09 9.56 4.19 91.84 9.45 18.43
27 0.25 52.37 0.74 9.97 6.20 93.86 10.68 17.01
28 0.26 49.99 1.03 10.81 4.98 93.72 10.10 21.28
30 0.20 49.37 1.09 11.45 6.08 93.46 11.18 28.29
33 0.19 50.26 1.06 10.51 3.17 86.49 7.96 16.46
38 0.18 52.60 1.16 11.02 6.76 92.80 14.89 14.80
39 0.18 51.72 0.93 9.64 3.04 92.36 7.73 14.11
RECUPERACION METALICA %
PRUEBA
CONCENTRADO DE ZINC
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
33
Figura 04: Esquema del desarrollo de la prueba en ciclo cerrado N° 41.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
34
Cuadro 16: Análisis químico de las muestras de las pruebas en ciclo
cerrado.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
Cuadro 17: Análisis químico de muestras generadas en prueba N° 41.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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 $/TM
Fuente de datos: BOLSA DE METALES DE LONDRES.
A. AJUSTANDO EL PESO: Por manipuleo -1%
Cc Pb (humedad: 9.8) 27082.13 TMS
Cc Zn (humedad: 8.1) 113216.12 TMS
B. C: AJUSTANDO EL CONTENIDO FINO Y PAGABLE: Por
recuperación metalúrgica en fundición al 95%
PRODUCTO T.M.S. % Peso % Cu % Pb. % Zn. Ag Oz/TM % Fe.
Cabeza 1260000 100 0.04 1.67 5.20 1.87 13.50
Conc. Pb. 30331 2.41 0.26 58.70 3.47 61.41 5.28
Conc. Zn. 124521 9.88 0.25 0.47 49.11 1.54 11.11
Relave 1105148 87.71 0.02 0.24 0.30 0.48 9.50
BALANCE PROYECTADO Ensayes
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
36
Cc Pb 15102.35 TMF
Cc Zn 52820.41 TMF
D: VALOR DEL CONCENTRADO NETO: Valor del concentrado sin
considerar castigos ni premios.
Cc Pb 33406393.3 UU$
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
41
Cuadro 20: Tonelaje Nominal para el diseño de planta.
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
42
Cuadro 22: Distribución granulométrica del Alimento a chancado
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
Cuadro 23: Distribución granulométrica del producto de chancado
Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C.
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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°.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
48
Figura 08: Partes de una zaranda convencional de dos pisos.
Cuadro 26: Especificaciones técnicas para la selección de chancadoras
Symons
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
49
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Potencia necesaria 157 Hp
Factor de servicio 80 %
Potencia instalada 197 HP (167 Kw)
CATALOGO SYMONS: Symons 5.1/2 ft Std.
186 Kw max, Motor de 200 Hp
Ver Cuadro 26: Catalogo de chancadoras cónicas.
Figura 09: Partes de una chancadora Symons.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Potencia necesaria 190 Hp
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
53
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
)
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
:
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
82
Cuadro 36: Recuperaciones parciales y acumulados en fracciones
tiempo.
Fuente: Laboratorio Chapi S.A.C.
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: %
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
87
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
CLEANER 2 Zn Sub-A-24 50 4.3 6 OK-5 5.0 1.2 2
CLEANER 3 Zn Sub-A-24 50 1.7 3 OK-5 5.0 0.5 1
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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 %
2° Densidad de pulpa DP = 1.235 Kg/Lt
3° Gravedad especifica del solido GE = 4.18 gr/cc
4° % de solidos final PS(final)= 70.9 %
5° Área del espesador A = 16.86 m2 hr/TM
6° Diámetro del espesador D = 55.33 Pies
SELECCIÓN: 01 ESPESADOR TIPO PUENTE: 59 ft x 12 ft
2.5.3. Dimensionamiento del espesador de relave final.
1° Porcentaje de solidos PS = 30.01 %
2° Densidad de pulpa DP = 1.257 Kg/Lt
3° Gravedad especifica del solido GE = 3.14 gr/cc
4° % de solidos final PS(final)= 63.20 %
5° Área del espesador A = 10.29 m2 hr/TM
6° Diámetro del espesador D = 148.25 Pies
SELECCIÓN: 01 ESPESADOR TIPO PUENTE: 144 ft x 19 ft
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)
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
95
Figura 22: Esquema del espesador de puente.
Fuente: Catálogos Metso Minerals.
Cuadro 44: Tipos de Filtración.
Fuente: El portal minero.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
103
Cuadro 46: Distribución volumétrica porcentual del relave.
Fuente: Laboratorio Chapi S.A.C.
2.8. Balance de agua en el diseño de planta concentradora.
El agua es un recurso indispensable en la industria minero-metalúrgica,
su uso es 3/1 en relación con el mineral solamente para planta
concentradora, de ahí que este recurso es vital darle un uso consiente
para reducir el impacto socio-ambiental en las comunidades, así
también para recuperar remanentes de reactivos y enviarlo
nuevamente a planta, en el balance que se realizó para el presente
proyecto HILARION en los cálculos de diseño se consideró recuperar el
agua de relaves, se puede recuperar hasta un 41 % del agua total que
alimenta a planta, de acuerdo con las pruebas de sedimentación que
se realizaron a nivel de laboratorio.
Los siguientes cálculos son para diseñar la capacidad del tanque de
almacenamiento de agua por lo menos para una guardia completa, sin
alimentar agua fresca durante 12 horas continuas, para responder a
cualquier emergencia que podría ocurrir en el sistema de alimentación
de agua fresca y/o cualquier otra emergencia indeseable en planta.
Plomo 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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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 %
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
23 FT-12 CLEANER 2 Zn 2 Mecanica Outokumpu OK-5 5 29 22
24 FT-13 CLEANER 3 Zn 1 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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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 $/TM
Del cuadro de consumo energetico por motor
8,665,800$
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
117
Anexo 01: Catálogo de apron
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
119
Anexo 03: Catalogo de chancadora de mandíbulas
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
120
Anexo 04: Catalogo de Diámetro de ciclones
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
121
Anexo 05: Catalogo de espesadores Metso Minerals
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
122
06 Catálogo de fajas transportadoras.
|
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
123
Anexo 07: Catalogo de filtros Metso Minerals
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
124
Anexo 08: Catalogo de zarandas
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
125
Anexo 09: Factores de dimensionamiento de zarandas
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
126
Anexo 10 Índice de trabajo
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
alpha02 beta01 0.000
alpha11 beta1 0.538
alpha12 beta2 14.927
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Moly-Cop ToolsTM, Version 3.0
Moly-Cop ToolsTM, Version 3.0
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
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
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
132
Anexo 16: Prueba de sedimentación de concentrados y relaves
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
133
ANEXO 17: TOLVA DE GRUESOS
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
134
ANEXO 18: TOLVA DE FINOS
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
135
ANEXO 19: GRAVEDAD ESPECIFICA DEL MINERAL.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
136
ANEXO 20: SALES SOLUBLES DEL MINERAL DE MINA.
Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
137
ANEXO 21: DENSIDAD APARENTE.