UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA FACULTAD DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA

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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 AREQUIPA PERU 2015 Para optar el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista 1

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. 2

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. 3

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 4

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. 5

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. 6

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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 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 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 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 Cuadro 29: Análisis granulométrico de chancadoras secundaria y terciaria...40 Cuadro 30: Especificaciones técnicas para selección fajas transportadoras

11 Cuadro 31: Factor de conversión al punto de corte...55 Cuadro 32: Recarga inicial de bolas para el molino de bolas 13x Cuadro 33: Tendencias de los valores de R y K con algunas variables de flotación; Kimpel 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

12 INDICE DE FIGURAS Figura 01 Efecto tiempo de molienda en las mallas +65, -200, Figura 02 Recuperación del Pb en función al tiempo de flotación Figura 03 Recuperación del Zn en función al tiempo de flotación Figura 04 Esquema desarrollo de la prueba en ciclo cerrado N Figura 05 Alimentador de orugas Modelo ARTESA 914 mm Figura 06 Grizzly de 4 de abertura en Figura 07 Partes de una chancadora de mandíbulas Figura 08 Partes de una zaranda convencional de dos pisos Figura 09 Partes de una chancadora Symons Figura 10 Esquema de componentes de una faja transportadora Figura 11 Diseño y selección del diagrama de flujo del área de chancado... - PROYECTO HILARIO FASE I Figura 12 Selección de D-50 del hidrociclon Figura 13 Diseño y selección del diagrama de flujo de molienda y... Clasificación - PROYECTO HILARION FASE Figura 14 Selección de bombas METSO Figura 15 Modelamiento matemático de la función matemática de la Función Selección y la función Fractura Figura 16 Modelamiento matemático del diagrama de flujo de molienda y Clasificación Figura 17 Esquema de primera campaña de pruebas de flotabilidad Figura 18 Modelo de celda Sk Figura 19 Partes de una celda Ok Figura 20 Diseño y selección del diagrama de flujo de flotación del circuito Pb - PROYECTO HILARION FASE I Figura 21 Diseño y selección del diagrama de flujo de flotación del circuito Zn - PROYECTO HILARION FASE I Figura 22 Esquema del espesador de puente

13 Figura 23 Esquema de un filtro tambor Figura 24 Esquema de la unidad de vacío y el filtro tambor Figura 25 Diseño y selección del diagrama de flujo de Espesamiento, Filtrado y Recuperación de Agua Figura 26 Propuesta final de Planta Concentradora - PROYECTO HILARION FASE 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] 13

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: BALANCE METALURGICO PROYECTADO - CICLO CERRADO-PRUEBA 41 PRODUCTOS PESOS Ensayes: *Onz-Au/TM, % Recuperaciòn Metálica: % TMSD % Pb *Ag Zn Cu Fe Pb Ag Zn Cu Fe Mineral Conc. Plomo Conc. Zinc Relave 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. 14

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: Norte: Zona: 18 Altitud Promedio: m.s.n.m 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. 15

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 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, 16

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 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. 17

18 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 Cuadro 02: Distribucion de especies mineralogicas. Fuente: Labotario Metalurgico Chapi S.A.C. 18

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 Análisis Químico del Mineral Elemento, ó Compuesto Símbolo Ensaye Unidad Plomo Pb 1.67 % Zinc Zn 5.2 % Cobre Cu % Hierro Fe 13.5 % Manganeso Mn 0.22 % Arsénico As % Antimonio Sb % Bismuto Bi % Cadmio Cd 0.04 % Insolubles % Mercurio Hg 0.47 ppm Oro Au Onz/TM Plata Ag 1.87 Onz/TM Cobre oxidado CuOx % Plomo oxidado PbOx 0.32 % Zn oxidado ZnOx % Sulfato SO % Cuadro 03: Analisis quimico del mineral Hilarion. Fuente: Laboratorio Metalurgico Chapi S.A.C Características del mineral. Gravedad Especifica : 3.20 gr/cc Densidad Aparente : 1.64 TM/m3 (P80 =766 u) Ph Natural : 7.1 Índice abrasión : 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 19

20 pueden ser chaquetas y bolas de molinos, forros de chancadoras, dichos aceros son una aleación al manganeso Pruebas de moliendabilidad. Las pruebas de molienda se efectuaron en las condiciones siguientes: Tamaño de molino: 8x8 Pulgadas Solidos: % 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 adecuado de molienda es de 11 minutos. Hilarión, el tiempo Tamaño de Partícula vs Tiempo de Molienda Molienda Micrones Distribución, % Minutos D80 D50 +M65 -m200 -m ,81 18,31 11, ,46 48,34 31, ,55 51,25 32, ,39 55,12 35, ,32 58,09 35, ,37 60,91 38, ,02 63,98 39,88 Cuadro 04: Tamaño de partícula vs tiempo de flotación Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C Para obtener la granulometría adecuada para la flotación del mineral Hilarión es necesario 11 minutos de molienda, en cuyo producto, el 58% del mineral es inferior a la malla 200 ó a 75 micrones, tamaño para el cual, generalmente la recuperación de sulfuros, mediante flotación, alcanza la máxima recuperación los concentrados en esta malla, tal como se detalla en el cuadro

21 Se muestra mayores detalles de la prueba de moliendabilidad y el índice de trabajo en el Anexo 10. Tamaño de Particula Vs Tiempo de Molienda 80 +M65 -m200 -m400 % Acumulado Retenido/ Pasante ,8 18,3 64,0 60,9 58,1 55,1 51,3 48,3 38,5 35,8 31,5 32,0 35,9 39, ,8 8,5 5,6 3,4 2,3 1,4 1, Tiempos de Molienda (min) Figura 01: Efecto del tiempo de molienda en las mallas +65, -200, 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 21

22 representada por la recta de color verde que a los 11 minutos alcanza una finesa de 35.9% en la malla m Determinación del Work Index por el método Estándar Bond. Wi : 44,5 P1 O.23 x Gpb 0.82 x (10/ P 80-10/ F 80 ) P1 P1 : Malla de corte : Malla de corte Wi : kwt/tc Gpb : Indice de moliendabilidad Gbp P80: Índice de moliendabilidad : 80% Passing del producto F80 : 80% Passing del Alimento 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: Prueba #2: En los anexos se detalla cada una de las pruebas. El promedio del Work index es Kwh/TC o 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 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. malla % peso cp ef gn py ggs +m m m m Grado de Liberacion 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 22

23 flotación el porcentaje de partículas mayores y menores al tamaño óptimo de flotación, a 75 micrones, ha sido el siguiente: Tamaño de Partícula Mineral Composito Minerales de Plomo Minerales de Plata Minerales de Zinc + 75 µ µ µ µ 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 Flotación de sulfuros de Plomo y Plata. El método de flotación aplicado fue el diferencial con el propósito de recuperar inicialmente un concentrado de plomo con el mayor contenido posible plomo y como subproducto plata y a continuación se flotó los sulfuros de zinc modificando el PH de la pulpa, mediante la adición de cal, y la activación de los sulfuros de zinc con Sulfato de cobre, para la realización de las pruebas de flotación considero los siguientes parámetros. ETAPA MOLIENDA FLOTACION Porcentaje de solidos Peso del mineral, gr Velocidad de operación RPM Calidad de agua Potable Potable 23

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 gr/tm COSUMO DE REACTIVOS gr/tm RECUPERACIONES % PRUEBA CAL Ph ZnSO 4 NaCN A-242 A-25 MIBC Pb Zn Ag 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 24

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. PRUEBA MOLIENDA CONSUMO DE REACTIVOS gr/tm (min) CAL PH ZnSO 4 NaCN A-242 A-25 MIBC Cuadro 08: Selección de colectores y dosificaciones óptimas. Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C Cc PRIMARIO PLOMO RECUPERACION METALICA % PRUEBA % Pb % Zn AgOz/TM % Fe Pb Zn Ag Fe 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 25

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: PRUEBA CONSUMO DE REACTIVOS gr/tm CAL PH ZnSO 4 NaCN A-25 MIBC 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. PRUEBA CALIDAD DEL Cc DE PLOMO RECUP. METALICA % % Pb % Zn AgOz/TM % Fe Pb Zn Ag Fe Cuadro 11: Resultados obtenidos de la selección de depresores para el circuito de Plomo Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. 26

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 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. PRUEBA MOLIENDA CONSUMO DE REACTIVOS gr/tm EN LA FLOTACION DE ZINC (min) CAL PH CuSO 4 WF-570 Z-11 Z-6 WF-570 MIBC Cuadro 12: Selección y dosificaciones de colectores, circuito Zn Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. 27

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. CONCENTRADO DE ZINC RECUPERACION METALICA % PRUEBA % Pb % Zn AgOz/TM % Fe Pb Zn Ag Fe 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

29 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. ITEM VARIABLES Consumo de reactivos gr/tm REACTIVOS Molienda Ph CaO ZnSO4 NaCN A-25 A-242 MIBC CuSO4 Z-11 Flotacion de sulf. de Zn Flotacion de sulf. de Pb Cuadro 14: Resumen de dosificaciones de los circuitos. Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. 29

30 CINETICA DE FLOTACIÓN EN EL CIRCUITO DE PLOMO Recuperacion Acumulada, % R-Cu R-Pb R-Zn R-Ag R-Fe Tiempo de Flotacion: SEGUNDOS Figura 02: Recuperación del Pb en función al tiempo de flotación. Fuente: Propia CINETICA DE FLOTACION EN EL CIRCUITO DE ZINC R-Cu R-Pb R-Zn R-Ag 80 Recuperacion Acumulada, % R-Fe Tiempo de Flotación: SEGUNDOS Figura 03: Recuperación del Zn en función al tiempo de flotación Fuente: Propia 30

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: CIRCUITO DE FLOTACION Tiempo Peso Cu Pb Zn Ag Fe Sulfuros de Plomo Sulfuros de Zinc Cuadro 15: Análisis químico para la cinética de flotación. Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. 31

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 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. 32

33 ESQUEMA DEL CIRCUITO DE FLOTACION EN LA PRUEBA DE CICLO CERRADO PRUEBA 41 MINERAL ZnSO 4 NaCN A-242 MIBC CIRCUITO DE FLOTACION DE PLOMO LEYENDA REACTIVO MIBC gr/tm MOLIENDA Acond Rougher FLOTACION UNITARIA Rougher Pb 12.3 Scav Bulk RVE. BULK A A-25 Cal CONC.Pb UNITARIO Cleaner Pb 1 Cleaner Pb 2 MIBC 8.2 ZnSO4 30 NaCN MIBC CONC. Pb Scavenger Zinc MIBC Z-11 MIBC Rougher I Zinc CIRCUITO DE FLOTACION DE ZINC Acond Zinc 3 WF-570 CuSO Acond Zinc 2 Acond Zinc 1 Cal 1000 Cleaner Zinc 1 RELAVE FINAL WF-570 MIBC WF-570 Cleaner Zinc 50.0 WF-570 MIBC MIBC Cleaner Zinc CONC. Zn Figura 04: Desarrollo de la prueba de flotacion N 41 en ciclo cerrado. Figura 04: Esquema del desarrollo de la prueba en ciclo cerrado N 41. Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. 33

34 TEST Concent, Ensayes: %, *Onz/TM Recuperación Metálica: % 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, ,97 65,42 3,33 0,17 5,58 83,28 85,52 1,51 7,73 0, ,77 60,07 3,66 0,19 6,25 84,93 80,25 1,76 9,43 1, ,06 60,63 3,82 0,18 7,35 87,02 82,57 1,87 9,13 1, ,17 55,11 3,88 0,17 8,53 84,80 80,00 2,03 9,05 1,71 PLOMO 25 0,50 1,56 45,84 0,25 12,45 3,13 8,74 92,44 51,91 9, ,31 1,57 50,78 0,31 10,73 1,69 7,64 88,72 54,33 7, ,35 1,32 49,61 0,24 10,47 2,06 6,87 92,97 46,78 7, ,19 1,05 51,68 0,27 10,13 1,07 5,16 91,44 49,09 6, ,27 0,96 49,47 0,31 12,41 1,54 4,89 90,55 57,85 8,72 ZINC Cuadro 16: Análisis químico de las muestras de las pruebas en ciclo cerrado. Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. DESCRIPCION PESO ENSAYE QUIMICO CONTENIDO METALICO RECUPERACION gr % Onz/T Ag % Pb % Zn % Cu % Fe Ag Pb Zn Cu Fe % Ag % Pb % Zn % Cu % Fe CONC. CLEANER Pb CONC. CLEANER Pb CONC. CLEANER Pb CONC. CLEANER Pb CONC. CLEANER Pb CONC.SCV.Pb Rve. Cleaner I Pb Rve. Cleaner II Pb CONC. CLEANER Zn CONC. CLEANER Zn CONC. CLEANER Zn CONC. CLEANER Zn CONC. CLEANER Zn CONC. SCV. Zn Rve. Cleaner I Zn Rve. Cleaner II Zn Rve. Cleaner III Zn RELAVE GENERAL RELAVE GENERAL RELAVE GENERAL RELAVE GENERAL RELAVE GENERAL CABEZA CALCULADA CABEZA ENSAYADA CABEZA PLOMO CABEZA ZINC COMBINED PRODUCTS 1-5 Conc. Celda Unit. Pb ( 1-5 ) Conc. Cleaner Pb ( 1-5 ) 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 ) PRUEBAS EN CICLO CERRADO Resultados del la Prueba de Ciclo Cerrado ( Prueba 41) Cuadro 17: Análisis químico de muestras generadas en prueba N Fuente: 0.00 Laboratorio Metalúrgico Chapi 0.00S.A.C

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 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 BALANCE PROYECTADO Ensayes PRODUCTO T.M.S. % Peso % Cu % Pb. % Zn. Ag Oz/TM % Fe. Cabeza Conc. Pb Conc. Zn Relave 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: $/Oz Precio promedio Anual Pb: $/TM Precio promedio Anual Zn: $/TM Fuente de datos: BOLSA DE METALES DE LONDRES. A. AJUSTANDO EL PESO: Por manipuleo -1% Cc Pb (humedad: 9.8) TMS Cc Zn (humedad: 8.1) TMS B. C: AJUSTANDO EL CONTENIDO FINO Y PAGABLE: Por recuperación metalúrgica en fundición al 95% 35

36 Cc Pb TMF Cc Zn TMF D: VALOR DEL CONCENTRADO NETO: Valor del concentrado sin considerar castigos ni premios. Cc Pb UU$ Cc Zn UU$ E: COSTO DE MAQUILA: Costo de refinación. Cc Pb UU$ Cc Zn UU$ F: AJUSTE DE MAQUILA POR ESCALADORES: Valor adicional cuando el precio del metal este por encima del pactado. Cc Pb UU$ Cc Zn UU$ G: PENALIDADES: Precio pagado por contaminantes por encima de los límites permisibles. Cc Pb 0.00 UU$ Cc Zn UU$ (Cd, Fe) H: OTROS METALES PAGABLES: Ag: Precio pagado por los contenidos de metales preciosos en el Cc Plomo. Ag en: Cc Pb UU$ Ag en: Cc Zn 0.00 UU$ I: FOB Cc Pb UU$ Cc Zn UU$ J: VALOR DEL CONCENTRADO Cc Pb UU$ Cc Zn UU$ TOTAL VENTAS: U$$ Anuales Neto (impuestos: 30%): U$$ 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 U$$ ingresos anuales, manteniendo los precios promedios de los metales del 2000 al

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. 37

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

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 39

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: E 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: 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% 40

41 TM/Dia Disponibilidad Hr operación Humedad CHANCADO Cuadro 20: Tonelaje Nominal para el diseño de planta. Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. Otros MOLIENDA Kwh/TM FLOTACION gr/cc FILTRADO Pb gr/cc FILTRADO Zn gr/cc 2.2. Sección de Chancado. En una planta de procesamiento de minerales, la reducción de tamaño del mineral se realiza en una secuencia de etapas. Esta reducción de tamaño permite una clasificación y métodos empleados. El termino chancado se aplica a la conminucion del material extraído de mina, y se subdivide en etapas, los límites entre ellos no son rígidos, en la tabla se presentan los rangos de aplicación de cada una de las etapas de reducción de tamaño y consumo promedio de energía involucrados en cada una de ellas. ETAPA Sub-etapa Rango Tamaño Ratio Reduccion Consumo Energia Primario 100 a 10 cm 4/1 max: 8/1 0,3 a 0.4 Kw h/tm CHANCADO Secundario 10 a 1 cm 3/1 max: 5/1 0.3 a 2 Kw h/tm Terceario 1 a 0.5 cm 2/1 max: 3/1 0.4 a 3 Kw h/tm Cuadro 21: Ratios de parámetros para la sección chancado. Fuente: Trituración y molienda de minerales TECSUP Al decidir entre una chancadora primaria tenemos chancadora giratoria y chancadora de mandíbula, para una aplicación particular el principal factor es el tamaño máximo del mineral que deberá tratarse, la capacidad requerida, el costo de capital y costo de mantenimiento. Las chancadoras secundarias toman carga más liviana puesto que reciben el producto de la etapa primaria, las chancadoras usadas en chancado secundario y terciario son esencialmente las mismas excepto para el chancado terciario que usa una abertura de salida más fina, estas dos etapas se realizan con chancadoras de cono. 41

42 Distribución Granulométrica del mineral de mina Tamaño Partícula % en Peso Tamaño Malla Micrones Pass Acum Parcial D 80 - D 50 20" " " " " /8" /2" " /8" " /4" /8" /8" /2" /16" Total: 100 Cuadro 22: Distribución granulométrica del Alimento a chancado Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. PRODUCTO FINAL DE CHANCADO Tamaño Partícula % D80 Malla Micrones Pass µ 1/2" /16" /8" /9" /4" /18" /4" / Cuadro 23: Distribución granulométrica del producto de chancado Fuente: Laboratorio Metalúrgico Chapi S.A.C. 42

43 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: Kw-h/TM. Humedad : 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 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 43

44 GRIZZLY Alimento al Grizzly TMSPH Eficiencia de Tamizado, % 70 % Separación de Barras: 4 pulgadas % Passante en el mineral 40.1 menos 4" Tonelaje menor a 4 pulgadas TMSPH Tonelaje tamizado en el grizzly: TMSPH Alimento a la Chancadora TMSPH Figura 05: Alimentador de orugas Modelo ARTESA 914 mm. Figura 06: Grizzly de 4 de abertura en

45 Tamaño Partícula Finos del Grizzly Tamaño Peso Tamaño Peso Tamaño Peso Alimento al Grizzly Alimento a la Chancadora Primaria % en Peso % en Peso % en Peso Malla Micrones Pass Acum Parcial D80 - D50 TMS/Hr Peso Parcial Pasante D80 - D50 TMS/Hr Peso Parcial Pasante D80 - D50 TMS/Hr " " " " /8" /2" " /8" " /4" /8" /8" /2" /16" Total: Tabla 20: Analisis granulometrico y balances en el gryzzly. Cuadro 24: Analisis granulometrico y balances en el grizzly Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa 45

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 TM/hr F Micrones Pulg P Micrones 3.04 Pulg Ratio Reducción 4.12 Wi, método impacto Kw-Hr/TM E: Consumo específico de energía 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. 46

47 DIMENSIONAMIENTO DE LA ZARANDA VIBRATORIA N 1. Variable Malla 2" Malla 1/2" Alimentación, TMS/Hr Humedad del mineral, % 3 3 Densidad aparente Apertura del tamiz, µ Tipo de apertura Rectangular Rectangular Eficiencia esperada, % 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) Factores de corrección Fuente Símbolo Valor / Malla 2" 1/2" A: Capacidad especifica tph/pie2 Malla 2" Malla 1/2" Fc = tabla B: Porcentaje de rechazos alimentados Fc = tabla C: porcentaje de tamaño mitad % Fc = tabla D. posicion del tamiz : 1 2 Fc = tabla E.Tamizado en humedo (no se usa) 1 1 Fc = tabla F.Densidad ton/m3 x 62.43= lb/pie Fc = tabla G: porcentaje de area abierta % del tota Fc = tabla H:Forma de abertura del tamiz rectang. rectang. Fc = tabla J: % eficiencia esperada Fc = tabla Factor de seguridad Toneladas cortas x hora FACTOR TOTÁL DE CORRECCIÓN, Ft # Numero de CEDAZOS 1 Metálica Metálica Area: (TcHr/Factor total de correcion)xfactor de seguridad Cuadro 25: Selección de los cedazos para la zaranda 1. Fuente: Propia. 47

48 Figura 08: Partes de una zaranda convencional de dos pisos. Cuadro 26: Especificaciones técnicas para la selección de chancadoras Symons 48

49 49

50 DIMENSIONAMIENTO CHANCADORA SECUNDARIA. Radio de reducción de la chancadora cónica STD F micrones 3.1 Pulg P micrones 0.87 Pulg Rr 3.55 Capacidad de chancado: TMS/Hr Wi, método Bond 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. 50

51 DIMENSIONAMIENTO DE ZARANDA VIBRATORIA N 2 Variable Malla 1/2" Alimentación, TMS/Hr 690 Densidad aparente 1.8 Apertura del tamiz, µ Tipo de apertura Rectangular Eficiencia esperada, % 60 Factores de corrección Fuente Malla 1/2" A: Capacidad especifica tph/pie2 Fc = tabla B: Porcentaje de rechazos alimentadosfc = tabl C: porcentaje de tamaño mitad % Fc = tabl D. posicion del tamiz : Fc = tabl 1 1 E.Tamizado en humedo (no se usa) Fc = tabl 1 1 F.Densidad ton/m3 x 62.43= lb/pie3 Fc = tabl G: porcentaje de area abierta % del totafc = tabl H:Forma de abertura del tamiz Fc = tablrectang J: % eficiencia esperada Fc = tabl 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 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. 51

52 DIMENSIONAMIENTO DE LA TRITURADORA TERCIARIA F micrones P micrones Rr 1.84 Capacidad de chancado: TMS/Hr Wi, método Bond 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. 52

53 53

54 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): m Altura (h): 7.83 m Ancho(a): m Largo(b): 9.78 m Área de descarga: 1x1 m 54

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. 55

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

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. 57

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 58

59 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

60 Ch. DE MANDIBULAS Grizzly Alimentacion = 189 TMS/Hr Under Grizzly Descarga(-4") = TMS/Hr DIAGRAMA DE FLUJO SECCION CHANCADO F80 = P80 = ZARANDA VIBRATORIA # 1 Alimentacion = 263 TMS/Hr ZARANDA VIBRATORIA # 2 Alimentacion = 690 TMS/Hr Under Zaranda # 1. Descarga(-1/2") = TMS/Hr Ch. SECUNDARIA Alimentacion = TMS/Hr F80 = micrones Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa P80 = micrones TOLVA DE GRUESOS Grizzly: 4" de Abertura Under Zaranda # 2 01 Ch. Mandibulas: 30 x Hp Descarga(-1/2") = TMS/Hr 01 Ch. Secundaria: Symons 5 1/2 ft Std Hp 01 Ch. Secundaria: Symons 7 ft Std Hp 01 Tolva de Gruesos: Una tolva de 4000 TM Ch. SECUNDARIA 02 Tolva de Finos: Tolvas de 2000 TM Alimentacion = 334 TMS/Hr 01 Zaranda Vibratoria # 1: Dos niveles: Cedazos de 2" y 1/2" Tolva de F80 = micrones 01 Zaranda Vibratoria # 2: Dos niveles de 5/8" y 1/2" Finos P80 = micrones 06 Fajas transportadoras: Cinco fajas y una faja reversible. Figura 11: Diseño y selección del diagrama de flujo del area de chancado - PROYECTO HILARION FASE I Fuente: Elaboracion propia. 60

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 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 61

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 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 62

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 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. 63

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 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 : 44,5 P1 O.23 x Gpb 0.82 x (10/ P 80-10/ F 80 ) Wi P1 = Kwh/Tc : Malla o de corte Kwh/TM Gpb : Indice de moliendabilidad ETAPA 3: Escalamiento P80 a molinos : 80% mayores. Passing del producto F80 : 80% Passing del Alimento 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= 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 64

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 = Kwh/TM ETAPA 5: Energía específica consumida para una razón de reducción determinada: E = 9.86 Kwh Kwh ETAPA 6: Potencia mecánica: Para la conminución, en la cual previamente se especificara la capacidad deseada del circuito cerrado molienda/clasificación: Pm = Hp Pm HP ETAPA 7: Potencia eléctrica del motor. Suponiendo una eficiencia de 80%+10% perdidas: Pe= Hp Pe HP ETAPA 8: Dimensiones del molino de bolas industrial. D ITINERACION 1 K6 Wi(correg)E(kw h/tm) Pm(Hp) Pe(Hp) D(Pies) L(Pies) %Error D = Pies L/D = 1.2 L = Pies %Cs = 72 %Vp 40 65

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. ITINERACION K6 Wi(correg)E(kwh/TM)Pm(Hp) Pe(Hp) D(Pies) L(Pies) %Error D D = L = Pies Pies Motor = 1384 Hp 1032 Kw Se instalara un motor de 2000 Hp para cada molino 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. 66

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. 67

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) = m3/h B) % Solidos en Volumen (Cv) = % C) Diámetro seleccionado Dc = Pulgadas D) F80 de FLOTACION = micrones d50: MODELO PLITT: micrones d50: MODELO ARTERBURN: micrones d50: GRAFICO: micrones De los tres modelos de d50 obtenidos se puede apreciar que el d50: 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. 68

69 FAJA REVERSIBLE A FLOTACION Pb CICLONES D-20 CICLONES D-20 Tolva de Finos N TM Tolva de Finos N TM AGUA AGUA: 45 m3/hr MINERAL : 80 TMS/hr CARGA CIR. : 170 TMS/hr 13x15 Pies Molino de Bolas 1 13x15 Pies Molino de Bolas 2 DESCARGA : 252 TMS/hr SK-240 AGUA AGUA: 72 m3/hr SK-240 CONCENTRADO DE Pb: 0.6 TMS/hr Bombas METSO HR-150 N 1 y 2 Bombas METSO HR-150 N 3 y 4 CONCENTRADO DE Pb: 0.6 TMS/hr 02 FAJA TRANSPORTADORAS 02 MOLINOS DE BOLAS: 13x15 Pies - Motor 2000 Hp 08 HIDROCICLONES D-20 KREBS 02 CELDAS SK BOMBAS METSO HR FIGURA 13: Diseño y selección de diagrama flujo de molienda y clasificacion PROYECTO HILARION FASE 1 Fuente: Propia 69

70 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 70

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 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: Pies Longitud: Pies % Velocidad Critica: Velocidad del Molino: RPM Densidad de bolas: 4.65 TM/m3 Volumen de molino: m3 % de llenado de bolas: Peso de carga de bolas: TM Tamaño de descarte: 0.50 Pulgada Características del mineral chancado: Densidad del mineral: 3.2 TM/m3 Indice de trabajo: Kw-hr/TM Tamaño de alimentation: 9933 micrones. 71

72 TAMAÑO DE BOLA OPTIMA RECOMENDADA: De acuerdo con la fórmula de AZZARONI: 3.4 Pulgadas El diámetro seleccionado seria de 3.5 pulgadas d B * = 6.06 F 80 ( s W i ) 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 Pulgadas Cuadro 32: Recarga inicial de bolas para el molino de bolas 13x15. La recarga diaria se hará con las bolas de 3.5 y

73 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. 73

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. 74

75 Moly-Cop Tools TM (Version 3.0) Prueba N 1 FUNCION SELECCION : alpha alpha alpha2 4.0 Dcrit 6222 Expansion de: alpha alpha FUNCION FRACTURA: beta beta beta Expanded Form beta BALLPARAM_BATCH : Estimacion de parametros de molienda de laboratorio. 100 % Pasante Tamaño de particula, microns Feed Discharge (Exp.) Discharge (Adjusted) SiE * 10 Funcion objetivo: 0.12 Nota: Los calculos actuales no son validos, si SOLVER no ha resuelto o ha corrido mas de 2 veces. Figura 15: Modelamiento matematico de la Funcion Selección y la Funcion Fractura para el mineral Hilarion. Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa 75

76 Moly-Cop Tools TM (Version 2.0) Remarks CIRCUITO DE MOLIENDA HILARION Molino de bolas 13x15 y Ciclon D % Solids % MESH psi Bpc P80 Simulation N 1 # of Cyclones 2 Vortex 8.00 Circ. Load 2.15 Apex Bpf m 3 /hr Bpw % Solids ton/hr 80.0 Water, 45.3 F m 3 /hr Gross kw kwh/ton % Balls Wio % Critical % Solids Water, m 3 /hr 75.2 % Solids Figura 16: Modelamiento matematico del diagrama de flujo de Molienda y Clasificacion Fuente: Propia Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa 76

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. 77

78 Galena Esfalerita Pirita Marmatita Ganga Cal: Ph 8.5 Depresores: ZnSO4+NaCN Colectores: A-25, A-242 Espumantes: MIBC Circuito Plomo Cal: Ph 11 Activador: ZnSO4 Colectores: Z-11 Depresor: W-570 Espumantes: MIBC RELAVE DEL CIRCUITO Pb CONCENTRADO PLOMO Circuito Zinc RELAVE FINAL CONCENTRADO ZINC Figura 17: Esquema de la primera campaña de pruebas de flotabilidad Fuente: Elaboracion propia 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 ( 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 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. 78

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, , 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 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 ( ó 2) para obtener el tiempo de residencia a escala industrial. 79

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. k = Ri = MODELO DE AGAR: Para sulfuros de Plomo. θ = Tiempo R(exp.) R(calc.) Error θ Funcion Objetivo : 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. 80

81 MODELO DE AGAR: Para sulfuros de Zinc. k = Ri = θ = Tiempo R(exp.) R(calc.) Error θ Funcion Objetivo : 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 % 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 %, la única impureza significativa que afecta a esta etapa es la activación de Fe. 81

82 PRODUCTOS Peso Distribución Metálica Parcial: % Radio Distribución Metálica Acumlada: % Gramos Pb Zn Ag Fe Conc. Pb Zn Ag Fe Conc-Pb Conc-Pb Conc-Pb Conc-Pb Conc-Pb Conc-Pb Conc-Pb Conc-Pb Relave Final Cabza calculada PRODUCTOS Peso Distribución Metálica Parcial: % Radio Distribución Metálica Acumulada: % Gramos Pb Zn Ag Fe Conc. Pb Zn Ag Fe Conc. Zinc Conc. Zinc Conc. Zinc Conc. Zinc Conc. Zinc Conc. Zinc Conc. Zinc Conc. Zinc Relave Final Cabza calculada Cuadro 36: Recuperaciones parciales y acumulados en fracciones tiempo. Fuente: Laboratorio Chapi S.A.C. 82

83 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. 83

84 CARACTERISTICAS FISICAS DE LOS REACTIVOS PARA FLOTACION REACTIVO % CaO % ZnSO4.7H2O % NaCN % CuSO4.5H2O % Z-11 Aerofloat 25 Aerofloat 242 MIBC WF-570 Complejo CALIDAD Puro Puro Puro Mezcla ESTADO FISICO Sólido Sólido Sólido Sólido Sólido Líquido Líquido Líquido Sólido Sólido GRAVEDAD ESPECIFICA (gr/cc) CONSUMO (gr/tn) CONSUMO (kg/dia) FLUJO DEL REACTIVO (lt/min) Sol, (cc/min) Liq PREPARACION DE LA SOLUCION (%) TANQUE ALMACENAMIENTO (m 3 /dia) Sol, (ft 3 /dia) Li FRECUENCIA DE PREPARACION x DIA TANQUE DE PREPARACION (m 3 ) TAMAÑO DEL TANQUE (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 TIEMPO DE AGITACION (min) TANQUE DE DOSIFICACION (m3/dia) Sol, (ft3/dia) Liq Cuadro 37: Caracteristicas fisicas de los reactivos de flotacion Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa Nº CONSUMO CONSUMO CONCENTRACION FLUJO DEL FRECUENCIA DIMENSIONES TIEMPO DE CODIGO NOMBRE CARACTERISTICA RELACION DE EQUIPOS PARA PREPARACION Y ALMACENAMIENTO DE REACTIVOS (gr/tn) (Kg/dia) (%) REACTIVO PREP/ DIA DEL TANQUE AGITACION 1 % CaO LECHADA DE CAL MODIFICADOR ,09 lt/min 3 10ft x 10ft 2 Complejo SULFATO DE ZINC+CIANURO DE Na DEPRESOR ,57 lt/min 1 9ft x 10ft 40 3 WF-570 POLIMERO MODIFICADO DEPRESOR ,47 lt/min 1 7ft x 8ft 40 4 % CuSO4.5H2O SULFATO DE COBRE ACTIVADOR ,77 lt/min 1 11ft x 12ft 40 5 % Z-11 XANTATO COLECTOR ,05 lt/min 1 5ft x 6ft 10 6 Aerofloat 25 AEROFLOAT 25 COLECTOR PURO 27,33 cc/min 1 1ft x 2ft 7 Aerofloat 242 AEROFLOAT 242 COLECTOR PURO 27,33 cc/min 1 1ft x 2ft 8 MIBC METIL ISOBUTIL CARBINOL ESPUMANTE PURO cc/min 1 3ft x 4ft Cuadro 38: Consumo y preparacion de reactivos de flotacion 84

85 CONDICIONES FISICAS Y DOSIFICACIONES DE LA 5ta EVALUACION EN CIRCUITO CERRADO PRUEBA N 41 MOLIENDA FLOTACION Peso, gr :1000 Grav.Esp :3,2 :3,2 RPM (Ro:Pb,Zn) :1500 Velocidad, rpm :110 Vol.Celda,c: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 Reactivos, gr/tn Etapa min ph Cal ZnSO 4 NaCN A-25 A-242 MIBC CuSO 4 Z-11 WF-570 Molienda Acond. Unit Flot. Unitaria 10 seg 8.5 Rougher Pb Scavengher Pb Acond. Cl-1-Pb Cleaner 1 Plomo Cleaner 2 Plomo Acond. I Zinc Acond. II Zinc Acond. III Zinc Rougher Zn 3 11 Scavengher Zn Remolienda 1'15" Acond. Cl-1-Zn Cleaner 1 Zinc Cleaner 2 Zinc Cleaner 3 Zinc Consumo Total 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. 85

86 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. 86

87 87

88 Para la selección del modelo de celdas de flotación, se consideraron los factores influyentes en el diseño de circuitos de flotación. LA NECESIDAD DE UN VOLUMEN EFECTIVO ES NECESARIO TANTO EN UNA CELDA GRANDE O CHICA. Factores influyentes en el diseño de circuitos de flotación: La selectividad de las celdas grandes es mayor que las Chicas, debido al mayor espesor de la espuma. Mejor control de ajuste de flujo de aire o nivel de pulpa. En las celdas grandes pues tienen menos puntos de control. Mayor economía de escala en las celdas grandes. Finalmente seleccionamos las celdas Outukumpu, debido a que son las más ideales para nuestro caso, y que cumple con las características definidas anteriormente, en el Cuadro 41 tenemos una comparación de celdas por cada fabricante. Las MÁQUINAS DE FLOTACIÓN OUTOKUMPU, cuentan con un novedoso diseño del impulsor, basado en principios hidrodinámicos. El aire es insuflado a la celda a través del eje hueco del impulsor a relativa profundidad; las placas como hojas en el tope ocultan al impulsor tipo turbina. El conductor externo y las hojas verticales en el perfil del impulsor, están diseñadas para balancear el incremento de la presión hidrostática en las fuerzas dinámicas que desarrolla el impulsor al dispersar el aire. Esto sirve para atraer la pulpa desde el fondo de la celda y bombearlo fuera, para mezclarlo íntimamente con el flujo de aire disperso. Las hojas angostas del estator que rodean al impulsor convierten la verticidad tangencial arremolinan la pulpa a un flujo radial, de ahí que las celdas OK tienen una excelente característica de mezclado y puede mantener aún. 88

89 SELECCIÓN Alternativa 1 - Denver Alternativa 2 -Outokumpu 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 SK UNITARIO Pb 2 S/N SK ACOND. Pb 12' x 12' ' x 12' ROUGHER Pb DR OK SCAVENGHER Pb DR OK CLEANER 1 Pb Sub-A OK CLEANER 2 Pb Sub-A OK-1, ACOND. Zn 13' x 13' ' x 13' ROUGHER Zn DR OK SCAVENGHER Zn DR OK CLEANER 1 Zn Sub-A OK CLEANER 2 Zn Sub-A OK CLEANER 3 Zn Sub-A OK TOTAL 51 TOTAL 24 Cuadro 41: Cantidad de celdas por fabricante. Fuente: Propia. Tipo Volumen Aproximado RPM Potencia Consumida Aire Requerido Blower Celda Tanque m3 Efectivo m3 Impulsor Instalado Consumido Presion (Bar) m3/min Ok (4.8) 10 a 20 Ok (3.33) 6 a 15 Ok (2.0) 2 a 4 Ok (1.6) 1 a 2 Ok (1.0) 1 Cuadro 42: Características técnicas de las celdas Ok. Cuadro 18: Modelo de celda Sk

90 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. 90

91 TMSH G.e. % Sol D. Pulp Pul. m3/h H2O, m3/h Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa 1 Uni. Pb Del Molino 2 Uni. Pb Del Molino Celdas Unitarias: SK Acondicionador: 12` x 12` Celda Rougher: OK Celdas SCV Pb: OK Celda Cleaner 1 Pb: OK-3 01 Celda Cleaner 2 Pb: OK-1.5 DIAGRAMA DE FLUJO DE LA SECCION DE FLOTACION DE PLOMO Conc. Pb Acond Pb Figura 20: Diseño y selección del diagrama de flujo de flotacion del circuito Pb - PROYECTO HILARION FASE I Fuente: Elaboracion propia Rougher Pb Scav Pb Cleaner Pb 1 Cleaner Pb 2 Cleaner Pb A Flotacion de Zn 91

92 TMSH G.e. % Sol D. Pulp Pulp. m3/h agua, m3/h Acondicionadores de Zn: 13` x 13` Celdas Cleaner Zn 1: OK Celdas Cleaner Zn 2: OK Relave Final Scavenger Zinc 02 Celdas Rougher: OK Celdas SCV de Zn: OK Celdas Cleaner Zn 3: OK-5 DIAGRAMA DE FLUJO DE LA SECCION DE FLOTACION DE ZINC Rougher I Zinc Figura 21: Diseño y selección del diagrama de flujo de flotacion del circuito Zn - PROYECTO HILARION FASE I Fuente: Elaboracion propia Acond Zinc 3 Acond Cleaner Zinc 1 Cleaner Zinc 2 Cleaner Zinc 3 Conc. Zn Acond Zinc 1 De la Flotacion de Pb 92

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 TABULACION DE DATOS EXPERIMENTALES DE SEDIMENTACION ITEM Cc Pb Cc Zn Relav.Final Peso de muestra 310 gr gr gr Peso de pulpa 1260 gr 1235 gr 1257 gr Vol. Inicial de Pulpa 1000 ml 1000 ml 1000 ml Ph de la Pulpa 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 gr 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 TMD TMD TMD Factor Seguridad 10 % 10 % 10 % Cuadro 43: Resumen de las pruebas de sedimentación. Fuente: Propio 93

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) = % 5 Área del espesador A = m2 hr/tm 6 Diámetro del espesador D = Pies SELECCIÓN: 01 ESPESADOR TIPO PUENTE: 33 ft x 10 ft Dimensionamiento del espesador de concentrado de Zinc. 1 Porcentaje de solidos inicial PS = % 2 Densidad de pulpa DP = 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 = m2 hr/tm 6 Diámetro del espesador D = Pies SELECCIÓN: 01 ESPESADOR TIPO PUENTE: 59 ft x 12 ft Dimensionamiento del espesador de relave final. 1 Porcentaje de solidos PS = % 2 Densidad de pulpa DP = Kg/Lt 3 Gravedad especifica del solido GE = 3.14 gr/cc 4 % de solidos final PS(final)= % 5 Área del espesador A = m2 hr/tm 6 Diámetro del espesador D = 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) 94

95 Figura 22: Esquema del espesador de puente. Fuente: Catálogos Metso Minerals. Cuadro 44: Tipos de Filtración. Fuente: El portal minero. 95

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. 96

97 Dimensionamiento de filtros de tambor para el concentrado de Plomo y concentrado de Zinc usando Catalogo Metso. Para dimensionar los filtros emplearemos las tablas de dimensionamiento en los catálogos de Metso Minerals. Para dimensionar filtros de vacío se requieren como datos de ingeniería tales como tamaño de partícula al 80% y tonelaje a filtrar por hora, los cuales ya está bien definidos en la etapa anterior (espesamiento). De acuerdo con el Cuadro 44, tipos de filtración en función al tamaño de partículas al 80%, seleccionamos los filtros de tambor al vacío, ya que corresponde el tipo de presión mediana y las partículas se encuentran el dentro del rango de 10 a 100 micrones de diámetro de partículas a filtrar. Tasa Area N Area TM HILARION TMD TMSH Micrones Filtracion Efectiva Filtros m2 TMSD Cc Pb TMSD Cc Zn Tipo Alto Largo Ancho Potencia Potencia Peso Filtro m m m trsm.(kw/hp) Agit.(Kw/hp) TM a 1 3 a a a 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 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 97

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. Tasa Area N Presion Flujo TM HILARION TMD Micron Filtracion Efectiva Filtros Requerida m3/m2 TMSD Cc Pb TMSD Cc Zn 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. 98

99 03 HIDROCICLONES KREBS D ESPESADOR RELAVES 144x19 Pies RELAVE FINO PARA LA RELAVERA φ: 19.5 m h: 9.75 m TANQUE DE AGUA 2200 M3 RELAVE GRUESO PARA RELLENO HIDRAULICO 01 ESPESADOR Pb 33x10 Pies 01 ESPESADOR Zn 59x12 Pies 01 FILTRO DE TAMBOR TF 1818: 10 m2 02 FILTROS TAMBOR Zn TF 3030: 29 m2 CONCENTRADO DE Pb HUMEDAD: 9% UNIDAD DE BACIO 300 Hp CONCENTRADO DE Zn COCHAS PARA CONCENTRADOS PARA PARTICULAS EN SUSPENSION LINEAS DE RECUPERACION DE AGUA PARA PLANTA FLUJO DE CONC. Pb FLUJO DE CONC. Zn FLUJO DE AIRE FLUJO DE AGUA CLARIFICADA FLUJO DE RELAVE FINAL FIGURA 25: Diseño y Selección del diagrama de flujo de Espesamiento, Filtrado y Recuperacion de Agua. Fuente: Propia 99

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 100

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. 101

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. Muestra Ph Pasta Azufre Total Azufre Sulfuro PN % S TMCaCO3/1000TM TS No Genera TS Posible Generador TS No Genera TS Posible Generador TS Posible Generador TS No Genera PA PNN PN/PA Condicion 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). 102

103 Nombre de mineral Formula % Ortoclasa KALSi3O8 20 Grosularia Ca3AL2(SiO4) Calcita Ca(CO3) Diopsido CaMgSi2O6 10 Epidota Ca2Fe3+2.25AL0.75(SiO4)3(OH) Pirrotita Fe(1-x)S(x=0-0.17) 6.22 Cuarzo SiO Esfalerita ZnS 0.24 Pirita FeS 1.72 Galena Pb 0.3 Cuadro 46: Distribución volumétrica porcentual del relave. Fuente: Laboratorio Chapi S.A.C 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): Flujo agua (Descarga Espesador): Flujo de agua (Rebose espesadores):

104 Flujo de agua (Alimentación. filtros): Flujo de agua (Descarga filtros): Flujo de agua (Recuperación. En Filtros) AGUA RECUPERADA EN ESPESADORES Y FILTROS: m3 Agua perdida en ciclones D-18 en relaves: Flujo agua (Alimentación. A molinos) Flujo agua (Descarga A molinos) Flujo agua (Descarga de over flow) Ingreso de flujo agua (Por humedad mineral) m3/h 90.4 m3/h m3/h m3/h 4.95 m3/h AGUA INGRESADA EN MOLIENDA-CLASIFICACION: m3/h AGUA PARA EL CIRCUITO DE Pb y Zn: 7.17 m3/h CONSUMO DE AGUA EN PLANTA m3/h CONSUMO TOTAL DE AGUA EN PLANTA 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: 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: % 104

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 Inversiones Resumen de costos de equipos de planta. Item Codigo Relacion de Equipos principales de la Concentradora - Proyecto Hilarion 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' CH-2B Chancadora Primaria 1 Quijadas Flsmith 30"x42" CH-3B Zaranda Vibratoria 1 1 Inclinada Flsmith Simple 6'x14' CH-4B Chancadora Secundaria 1 Conica Symond Std 5 1/2 ' CH-5B Zaranda Vibratoria 2 1 Inclinada Flsmith Simple 8'x20' CH-6B Chancadora Terciaria 1 Conica Symond Std 7' CH-8B Fajas Transportadoras 6 Inclinadas Flsmith 800 mm CH-9B Colectores de Polvo 2 Estandar Flsmith MO-1 Molino Primario 2 Bolas Flsmith Forjadas 13'x15' MO-2 Ciclones 4 Estandar Flsmith Krebbs D MO-3 Bombas/ varios 4 Metso FT-1 UNITARIO Pb 1 1 Mecanica Outokumpu SK FT-2 UNITARIO Pb 2 1 Mecanica Outokumpu SK FT-3 ACONDICIONADOR Pb 1 Mecanica Outokumpu 12' x 12' FT-4 ROUGHER Pb 1 Mecanica Outokumpu OK FT-5 SCAVENGHER Pb 3 Mecanica Outokumpu OK FT-6 CLEANER 1 Pb 1 Mecanica Outokumpu OK FT-7 CLEANER 2 Pb 1 Mecanica Outokumpu OK-1, FT-8 ACONDICIONADOR Zn 3 Mecanica Outokumpu 13' x 13' FT-9 ROUGHER Zn 2 Mecanica Outokumpu OK FT-10 SCAVENGHER Zn 4 Mecanica Outokumpu OK FT-11 CLEANER 1 Zn 3 Mecanica Outokumpu OK FT-12 CLEANER 2 Zn 2 Mecanica Outokumpu OK FT-13 CLEANER 3 Zn 1 Mecanica Outokumpu OK ESP-1 Esp. Conc Plomo 1 Conv Metso Puente 33'x10' ESP-2 Esp. de Conc Zinc 1 Conv Metso Puente 59'x12' ESP-3 Esp. de Relave 1 Conv Metso Puente 144x'15' ESP-1 Filtro de Conc Plomo 1 Vacio Metso Tambor 10 m ESP-2 Filtro de Conc Zinc 1 Vacio Metso Tambor 29 m REL-1 Ciclones 3 Estandar krebs 20" Total Cuadro 47: Resumen de los equipos seleccionados. Fuente: Propia. 105

106 Costo de capital Proyecto Hilarion Fase 1, Planta concentradora. COSTO DE CAPITAL - PROYECTO HILARION PRODUCTOS: CONCENTRADOS DE PLOMO Y ZINC. CAPACIDAD DE PLANTA: Fecha de Estimación: TMD ESTIMACION DE COSTOS DE EQUIPOS Item Codigo Nombre SECCION CHANCADO Cantidad Precio Unit Costo total $1,608, CH-1A Alimentador de Gruesos 1 $49, $49, CH-2A Chancadora Primaria 1 $216, $216, CH-3A Zaranda Vibratoria 1 1 $41, $41, CH-4A Chancadora Secundaria 1 $640, $640, CH-5A Zaranda Vibratoria 2 1 $61, $61, CH-6A Chancadora Terciaria 1 $600, $600, SECCION MOLIENDA $3,602, MO-1 Molino Primario 2 $1,782, $3,564, MO-2 Ciclones 4 $9, $37, SECCION FLOTACION $778, FT-1 Unitario Pb 1 1 $21, $21, FT-2 Unitario Pb 2 1 $21, $21, FT-3 Acondicionador Pb 1 $15, $15, FT-4 Rougher Pb 1 $47, $47, FT-5 Scavenger Pb 3 $47, $142, FT-6 Cleaner 1 Pb 1 $21, $21, FT-7 Cleaner 2 Pb 1 $21, $21, FT-8 Acondicionadores Zn 3 $15, $46, FT-9 Rougher Zn 2 $47, $95, FT-10 Scavenger Zn 4 $47, $190, FT-11 Cleaner 1 Zn 3 $29, $89, FT-12 Cleaner 2 Zn 2 $21, $43, FT-13 Cleaner 3 Zn 1 $21, $21, SECCION ESPESADORES $497, ESP-1 Espesador de Plomo 1 $97, $97, ESP-2 Espesador Zinc 1 $150, $150, ESP-3 Espesador Relave 1 $280, $250, SECCION FILTROS $445, FLT-1 Filtro de Plomo 1 $196, $196, FLT-2 Filtro de Zinc 1 $249, $249, SUB-TOTAL $6,932, Otros(25%) $1,733, TOTAL GENERAL $8,665, Cuadro 48: Costo total de los principales equipos seleccionados. Fuente: Propia. 106

107 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. COSTO DE CAPITAL DE INVERSION - PROYECTO HILARION FASE 1 Fecha de Estimacion 2014 Factor Equipos Base costo Item DESC. 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% $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, Contingencias 30% 10% $2,404, factor de seguridad 5-15% 10% $2,404,066 Total planta - Costo fijo de capital ** COSTO: Fisico Planta $34,858,960 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 $ Costos de operación 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): TM Año (Cuadro 18) Costo de reactivos y Aceros: $/Año (Cuadro 51) Consumo de electricidad: $/Año (Cuadro 50) 107

108 CONSUMO ANUAL DE ELECTRICIDAD Energia $/kwh Item No. HP-c/u Total Operación Uso HP-hr HP Horas/dia factor por day SECCION CHANCADO Alimentador de Gruesos Chancadora Primaria Zaranda Vibratoria Chancadora Secundaria Zaranda Vibratoria Chancadora Terciaria Alimentadores adicionales Fajas Transportadoras Colectores de Polvo SECCION MOLIENDA Molino Primario Bombas SECCION FLOTACION Unitario Pb Unitario Pb Acondicionador Pb Rougher Pb Scavenger Pb Cleaner 1 Pb Cleaner 2 Pb Acondicionadores Zn Rougher Zn Scavenger Zn Cleaner 1 Zn Cleaner 2 Zn Cleaner 3 Zn ESPESAMIENTO DE CONCENTRADOS Espesador de Plomo Espesador Zinc Bombas SECCION FILTRADO Filtro de Conc Plomo Filtro de Conc Zinc RESUMEN DE COSTO DE ENERGIA Total hp y hp-hr/dia Total kw y kwh/dia Total, $/Año ($0.055/kwh) $1,692,085 Total $/TM 1.34 Total kwh/tm Cuadro 50: Costos de consumo de energía en Planta. Fuente: Propia. 108

109 CONSUMO ANUAL DE REACTIVOS Categoria Item Consumo $ Cost por g/t mineral kg. de React $/TM $/Año Cal $189,189 ZnSO $39,690 NaCN $35,060 A $22,641 Reactivos A $24,347 MIBC $145,436 CuSO $757,575 Z $15,215 WF $126,000 Aceros Bolas $453,600 Forros 0.05 $63,000 Total 1.49 $1,871,751 Cuadro 51: Costos de consumo de Reactivos en Planta. Fuente: Propia Costos indirectos. En los costos indirectos consideramos las asignaciones salariales equivalente a un año. Se obtiene un equivalente: $/Año SALARIO ANUAL Categoria Titulo de ocupacion No. $/Año c/u Total $/Año Superintendente $ 95,000 Asist. Superintendente $ 52,500 Metalurgista Senior $ 48,000 Supervisor de Mantenimiento $ 48,000 Supervisor de procesos $ 48,000 Jefe de Guardia $ 108,000 Metalurgista $ 36,000 Tecnico en procesos $ 36,000 Tecnico instrumentista $ 35,000 salario Administ. 11 $ 506,500 Operario de sala de control $ 48,000 Operario de Chancado $ 32,000 Operario de Molienda $ 96,000 Operario de Flotacion $ 96,000 Operario de Filtros $ 48,000 Analisador $ 32,000 Muestrero $ 48,000 Volantes $ 160,000 Mecanicos $ 96,000 Electricistas $ 96,000 salario operadores 47 $ 752,000 Administradores operadores Total empleados Total $/Año Cuadro 52: Costos de Salarios del personal en Planta. Fuente: Propia. 58 $1,258,

110 Costos de operación total Se estima que el costo de operación anual para procesar TM Año es de $ 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. PLANTA CONCENTRADORA HILARION Ton procesado por molinos tpd 3,500 Costo de equipos, $ COSTOS TOTAL DE OPERACIÓN ANUAL Item Source/calc. $/Año $/TM % del total Costos op. Item Source/calc. Subtotals $/t op. costs $ 8,665,800 Salarios y jornales Del cuadro de salarios y jornales 1,258, Electricidad Del cuadro de consumo energetico por motor 1,668, Reactivos y aceros Del cuadro de consumo de reactivos y bolas de acero 1,871, Mantto suministro y materiales 5% De equipos. Precio pagado ($ ) 433, Op. Suministro: aceites y lubric. 15% de manten. Suministros y materiales. 64, Contrato de precios Concesion: Lab. Quim, contratos de trabajo, consultoria 1,000, Total: costos de operación. 6,297, 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: U$$, será financiado mediante préstamo. El préstamo es para 5 años al 10% anual. Factor de amortización, según el modelo Francés: Factor de amortización R R: factor de amortización (Anual) U$$ P: préstamo U$$ i: interés 10% Anual n: Plazos 5 Año. 110

111 Flujo de caja. Un flujo de caja es una variación de ingresos y egresos de caja o efectivo en un periodo dado, que constituye un indicador importante de la liquidez de una empresa, se considera para este proyecto desde el año cero hasta el décimo año. En el Cuadro 54 se detalla el flujo de caja para el PROYECTO HILARION Presupuesto de ingresos y egresos Ingresos y egresos. Ingresos anuales U$$ Egresos anuales U$$ Punto de equilibrio. Punto de Equilibrio 4.36 % Ingresos U$$ Costos variables U$$ Costos fijos U$$ 3.5. Estados financieros Indicadores de evaluación VAN, TIR. Interés 10 % Anual VAN $2,349,237 VAN TOTAL $ TIR 69% Pago $8,834,944 En este análisis no se consideran la relavera. 111

112 Año Prestamo Interes Amortizacion Pago anual CONCEPTOS Año 0 Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6-10 VENTAS COSTOS DE PRODUCCION GASTOS FINANCIEROS IMPUESTO A LA RENTA 30% UTILIDAD NETA Cuadro 54: Flujo de caja económico y financiero proyectado 112

113 DIAGRAMA DE FLUJO DE LA CONCENTRADORA HILARION Tolv a de Gruesos Mineral de Mina Tolvade 9 Tolva de Finos Finos Conc. Pb RELAVE FINO PARA LA RELAVERA Relave Final Conc. Zn RELAVE GRUESO PARA RELLENO HIDRAULICO 1 01 Tolva de gruesos TM Celda Ok-38 - Rougher 2 01 Alimentador mm de ancho Celdas Ok-16 - Scavenger 3 01 Grizzly - 4 Pul. De abertura Ceda Ok-3 - Cleaner Ch. Primaria quijadas - 30x Cela Ok Cleaner Zaranda Primaria - 2 niveles Espesador Pb - 33'x10' METSO 6 01 Ch. Secundaria Symons 5 1/2 Pies Filtro Tambor Pb - TF 1818 METSO 7 01 Zaranda Secundaria - 2 niveles Acondicionadores Zn - 13x Ch. Terciaria Symons 7 Pies Celdas Ok-38 - Rougher 9 02 Tolvas de finos TM Celdas Ok-16 - Scavenger Faja Transport mm ancho Cedas Ok-5 - Cleaner Faja Transport. reversible mm ancho Cedas Ok-5 - Cleaner Molinos de Bolas - 13x15 Pies Ceda Ok-5 - Cleaner Celdas SK Espesador Zn - 59'x12' METSO Bombas HR 150 METSO Filtros Tambor Zn - TF 3030 METSO Hidrociclones D Espesador 144x15 Pies METSO Acondicionador Pb - 12x Ciclones D-18 Gmax Figura 26: Propuesta final de Planta Concentradora - HILARION FASE 1 Fuente: Propio 113

114 CONCLUSIONES El costo de planta concentradora se estima en $ 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. 114

115 BIBLIOGRAFIA 1. Dimensionamiento y optimización de plantas concentradoras mediante técnicas de modelación matemática; CIM: Leonel Gutiérrez y Jaime Sepúlveda Laboratorio metalúrgico Chapi S.A.C.: Reporte PROYECTO HILARION, preparado para: COMPAÑÍA MINERA MILPO S.A.A. - UNIDAD HILARION Manual general de minería y metalurgia; PORTAL MINERO FLOTACION, fundamentos y aplicaciones. SERGIO CASTRO y JUAN ANTONIO GARCIA MOLY COP TOOLS Versión Catálogos de FLsmith Informe 85. Quincenal de la SNMPE. Valor de los concentrados de minerales Base de datos de la planta concentradora CERRO LINDO de la compañía minera MILPO S.A.A Conocimientos Básicos en el procesamiento de minerales. METSO MINERALS Informe de gerencia sobre los resultados COMPAÑÍA MINERA MILPO S.A.A

116 ANEXOS Anexo 01: Anexo 02: Anexo 03: Anexo 04: Anexo 05: Anexo 06: Anexo 07: Anexo 08: Anexo 09: Anexo 10: Anexo 11: Anexo 12: Anexo 13: Anexo 14: Anexo 15: Anexo 16: Anexo 17: Anexo 18: Anexo 19: Anexo 20: Anexo 21: Catálogo de apron Catálogo de chancadora cónica Catalogo de chancadora de mandíbulas Catalogo de Diámetro de ciclones Catálogo de espesadores Metso Minerals Catalogo de fajas transportadoras Catalogo de filtros Metso Minerals Catalogo de zarandas Factores de dimensionamiento de zarandas Indice de trabajo Reporte de la función selección y fractura Reporte de la simulación del circuito de chancado Reporte de la simulación del circuito molienda clasificación Reporte de la simulación del circuito Pb Reporte de la simulación del circuito Zn Prueba de sedimentación de concentrados y relaves Tolva de gruesos Tolva de finos Gravedad especifica del mineral Sales solubles del mineral Densidad aparente del mineral. 116

117 Anexo 01: Catálogo de apron 117

118 Anexo 02: Catalogo de chancadora cónica INTERFERENCIA EXTERIOR DE LA EXCENTRICA Y ESTRUCTURA PRINCIPAL Minimo Maximo Ch. Symons 5 1/2' 0.002L 0.007L Ch. Symons 7' 0.004L 0.009L CONTROL LARGO DE RESORTES Long. 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 PIÑON Posicion Piñon A Ajuste de presion ton Ch. Symons 5 1/2' 1/2" 40 Ch. Symons 7' 1/4" 65 INTERFERENCIA SOCKET - ESTRUCTURA PRINCIPAL Minimo Maximo Ch. Symons 5 1/2' 0.003"T 0.008"T Ch. Symons 7' 0.004"T 0.009"T SOCKET LINER Diametro "A" Rebaje "B" Ch. Symons 5 1/2' 30" 3/16" Ch. Symons 7' 38" 1/4" HOLGURA DE JUEGO ENTRE DIENTES Y RAIZ Backlash Root Min. Root Max Ch. Symons 5 1/2' Ch. Symons 7' CAPACIDAD DEL TANQUE Litros Ch. Symons 5 1/2' 832 Ch. Symons 7' 832 FLUJOS Y PRESIONES NORMALES Presion normal de operación (PSI) Ch. Symons 5 1/2' 5 a 15 Ch. Symons 7' 5 a

119 Anexo 03: Catalogo de chancadora de mandíbulas 119

120 Anexo 04: Catalogo de Diámetro de ciclones 120

121 Anexo 05: Catalogo de espesadores Metso Minerals 121

122 06 Catálogo de fajas transportadoras. 122

123 Anexo 07: Catalogo de filtros Metso Minerals 123

124 Anexo 08: Catalogo de zarandas 124

125 Anexo 09: Factores de dimensionamiento de zarandas 125

126 Anexo 10 Índice de trabajo 126

127 Anexo 11: Reporte de la función selección y fractura Moly-Cop Tools TM, Version 3.0 BALL_PARAM Ball Mill Grinding Model Parameter Estimator Test N 1 Caso MODELAMIENTO DE LA FUNCION SELECCIÓN Y FUNCION FRACTURA PARA EL MINERAL HILARION DISEÑO Y CONDICIONES DE OPERACIONES Configuracion : BATCH 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, % Flujo, lt 6.5 Velocidad, % Critica 75.0 Den. De Flujo, kg/lt App. Dens., ton/m % Solidos (by weight) 66.7 Potencia, kw 0.41 Tiempo de molienda, m 11.0 Energia, kwh/ton 9.46 Particle Size Distributions (Cumm. % Passing) Malla Abertura Alimentacion Descarga Exp. Adj / / / / / / / / / / / / / / / / / / / / D80, microns / 122 PARAMETROS DEL MODELO Selección Fractura alpha beta alpha beta alpha beta alpha beta alpha2 Dcrit Obj. Function

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 tons Water, m3/hr m3 Slurry, ton/hr tons Slurry, m3/hr m3 Slurry Dens., ton/m ton/m3 % Solids (by volume) % % Solids (by weight) % i Mesh Opening Particle Size Distributions (Cummulative % Passing) 1 8" " " /8" /2" " /8" " /4" /8" /8" /2" /16" E E E E E E D80, microns

129 13 Reporte de la simulación del circuito molienda clasificación Moly-Cop Tools TM, Version 3.0 BALLPARAM Conventional Closed Circuit Grinding Simulator Sample N 1 Remarks : PARAMETRO DEL MOLINO 13x15 CIRCUIT MASS BALANCE Configuration : DIRECT Fresh Mill Mill Sump Cyclone Cyclone Cyclone Feed Feed Discharge Water Feed U'flow O'flow Ore, ton/hr Water, m3/hr Slurry, ton/hr Slurry, m3/hr Slurry Dens., ton/m % Solids (by volume) % Solids (by weight) i Mesh Opening Particle Size Distributions (Cummulative % Passing) D80, microns Specific Energy Consumption : kwh/ton (Gross) Operational Work Index : kwh/ton (metric) Moly-Cop Tools TM, Version 3.0 BALLPARAM Conventional Closed Circuit Grinding Simulator Sample N 1 Remarks : PARAMETRO DEL MOLINO 13x15 CLASSIFIERS PERFORMANCE Number of Cyclones : 2 Operating Conditions : Cyclone Dimensions, in : Feed Flowrate, m3/hr Diameter Pressure, psi 7.00 Height D50 (corr.), microns 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/m Circulating Load, % Mass Balance around the Classifiers 129

130 Anexo 14: Reporte de la simulación del circuito Pb 1C0 Acondicionador Pb Rougher Pb (1+w2-w4)C6 Scav Pb (1-w4)C8 1C0+C2w2+(w1-w4)C6 C1w1 C2w2 (w1-w4)c6 Cl. 1 C3w3 (w3-w4)c5 Ec. Ro Pb: 1C0+w2C2+(w1-w4)C6-w1C1-(1+w2-w4)C7 = 0 Cl.2 C4w4 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 ANALISIS QUIMICO DE LOS FLUJOS EXPERIMENTALES %Cu %Pb %Zn %Ag %Fe Cab. Ok-38(Cabeza Zn) Conc. Ok Rel. Ok Conc. Ok Rel. Ok-16(Rel. Final) Cl.1 Zn- Conc Cl.1 Zn- Rel Cl.2 Zn- Conc Cl.2 Zn- Rel Análisis QUIMICO DE LEYES CORREGIDAS %Cu %Pb %Zn %Ag %Fe Cab. Ok-38(Cabeza Zn) Conc. Ok Rel. Ok Conc. Ok Rel. Ok-16(Rel. Final) Cl.1 Zn- Conc Cl.1 Zn- Rel Cl.2 Zn- Conc Cl.2 Zn- Rel

131 Anexo 15: Reporte de la simulación del circuito Zn 1C0 (1+w2-w5)C10 Acondiciona dor (1-w5)C11 Scavenger Zinc Rougher I Zinc (1+w1+w2-w5)C9 C2w2 C1w1 Cleaner Zinc 1 (w1-w5)c8 (w3-w5)c7 C3w3 Ec. Cleaner 3 Zn: w4c4-w5c5-(w4-w5)c6 = 0 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 Cleaner Zinc 2 C4w4 Cleaner Zinc 3 (w4-w5)c6 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 C5w5 ANALISIS QUIMICO DE LOS FLUJOS EXPERIMENTALES %Cu %Pb %Zn %Ag %Fe Cab. Ok-38(Cabeza Zn) Conc. Ok Rel. Ok Conc. Ok Rel. Ok-16(Rel. Final) Cl.1 Zn- Conc Cl.1 Zn- Rel Cl.2 Zn- Conc Cl.2 Zn- Rel Cl.3 Zn- Conc. Final Cl.3 Zn- Rel

132 Anexo 16: Prueba de sedimentación de concentrados y relaves 132

133 ANEXO 17: TOLVA DE GRUESOS 133

134 ANEXO 18: TOLVA DE FINOS 134

135 ANEXO 19: GRAVEDAD ESPECIFICA DEL MINERAL. 135

136 ANEXO 20: SALES SOLUBLES DEL MINERAL DE MINA. 136

137 ANEXO 21: DENSIDAD APARENTE. 137