INTRODUCCION
En este informe se realizaron trabajos puntuales que se desarrollaron por periodo de un mes de prácticas en la compañía de Minas Buenaventura en la Unidad de producción Uchucchacua. La U.P. UCHUCCHACUA, cuenta en la Planta de Procesos con dos plantas concentradoras, las cuales se diferencian por el porcentaje de Manganeso presente y en la capacidad de tratamiento, el principal y el más grande trata en promedio 2500 TC/día, y el segundo procesa 600 TC/día (bajo % de Manganeso). Ambas plantas concentradoras producen concentrado de plata–plomo y concentrado de zinc; y como sub productos un concentrado de pirita-manganeso el cual será procesado en la planta de cianuración; así mismo el relave de las plantas concentradoras es depositado en la presa de relaves Nº 03 de la Unidad. En este informe nos enfocaremos al segundo circuito de 600TC/dia.
La unidad minera Uchucchacua está dedicada a la industria extractiva y actividades conexas. Su principal actividad es explotar el recurso mineral que dispone, entre sus principales productos tenemos:
Concentrado de Zinc
Concentrado de Plomo - Plata
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CAPITULO I UBICACIÓN – ACCESSIBILIDAD – GEOLOGIA 1.1 UBICACION La mina se sitúa en la vertiente occidental de los andes, corresponde al Distrito y Provincia de Oyón del Departamento de Lima. Se ubica alrededor de las siguientes coordenadas: 10º 36´ 34” Latitud Sur. 76º 59´ 56” Longitud Oeste.
FIGURA Nº1. UBICACION DE LA UNIDAD MINERA UCHUCCHACUA
La altura en que se encuentra la mina está entre los 4,300 á 5,000 m.s.n.m. Se encuentra aproximadamente 180 Km. En línea recta al NE de la ciudad de Lima. Hay dos vías de acceso, la principal lo constituye en primer término el tramo asfaltado Lima-Huacho, de 152 Km. Y de Huacho-Sayan de 45 Km. Posteriormente un tramo 2
afirmado de Sayan-Churin de 62 Km. y Churin-Uchucchacua de 63 Km.; totalizando 322 Km., otro acceso es el que une Lima-La Oroya-Cerro de Pasco de 320 Km. asfaltado y Cerro de Pasco-Uchucchacua de 70 Km.afirmado, totalizando 390 Km. Lámina Nº1. 1.2 GEOGRAFIA La zona muestra en su parte central la divisoria continental de los Andes angosta y abrupta que llega a los 5,000 - 5,200 m.s.n.m. Hacia el Oeste de este lineamiento se suceden quebradas en “V” y “U” flanqueadas por altos picos y al Este una porción de la planicie altiplánica también disectada por numerosas quebradas y con picos sobre los 4,800 m.s.n.m. El clima es frígido y seco entre los meses de Abril a Diciembre, tornándose lluvioso de Enero a Marzo pero con temperaturas moderadas. La vegetación propia del área es escasa y constituida mayormente por ichu, variando a otras especies en las quebradas y valles encañonados, allí se realiza una incipiente agricultura. 1.3 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL El aspecto estructural es de suma importancia en Uchucchacua y así lo refiere el siguiente extracto: “La génesis del yacimiento de Uchucchacua está relacionado a una estructura geológica principal de nuestros Andes, evidenciada por los cuerpos intrusivos de Raura, Uchucchacua, Chungar, Morococha y otros. Es también evidente que esta actividad magmática ha traído consigo la formación de yacimientos minerales importantes. Al respecto, conviene anotar que la composición de las rocas intrusivas encontradas en Uchucchacua son de acidez intermedia, similar a la de tantos otros intrusivos relacionados con yacimientos minerales en el Perú”. (Ing. A. BenavidesAbril, 1974). 1.4 GEOLOGÍA ECONÓMICA Uchucchacua es un depósito hidrotermal epigenético del tipo de relleno de fracturas (vetas), las cuales también fueron canales de circulación y reemplazamiento metasomático de soluciones
mineralizantes que finalmente formaron cuerpos de
mineral. La presencia de intrusivos ácidos como pequeños stocks y diques, sugieren la 3
posible existencia de concentraciones dore bodies de mineral del tipo de metasomatismo de contacto especialmente de zinc. La mineralización económica comercial es básicamente de plata, como subproducto se extrae zinc, se observa además una amplia gama de minerales de ganga muchos de rara naturaleza. Las estructuras se emplazan en rocas calcáreas del cretácico superior y son de diversa magnitud, asociadas a ellas se encuentran cuerpos de reemplazamiento irregulares y discontinuos. En la zona de Casualidad y Socorro SW hay evidencia de skarn mineralizado. El área mineralizada se encuentra en un perímetro de 4 x 1.5 Km. y para efectos de operación se le ha dividido en dos zonas Socorro, Carmen y Huantajalla. 1.5 AFLORAMIENTOS Generalmente son depresiones en el terreno oscurecidas por oxidación de manganeso y fierro; algunas veces pequeños crestones localizan concentraciones de calcita; son persistentes y discontinuos con longitudes entre 100 a 1,200 m. sus potencias varían desde unos pocos centímetros hasta los 6 m. y en el tipo rosario, los cuerpos afloran como enjambres de venillas irregulares de calcita siempre con oxidaciones manganiferas. 1.6 MINERALOGIA Es compleja, con una rica variedad de minerales tanto de mena como de ganga, entre los que tenemos: Mineral de Mena Galena, Proustita, Argentita, Pirargirita, Plata Nativa, Esfalerita, Marmatita, Jamesonita, Polibasita, Boulangerita, Chalcopirita, Covelita, Jalpaita, Estromeyerita, Golfieldita. Minerales de Ganga Pirita, Alabandita, Rodocrosita, Calcita, Pirrotita, Fluorita, Psilomelano, Pirolusita, Johansonita, Bustamita, Arsenopirita, Marcasita, Magnetita, Estibina, Cuarzo, Oropimente, Rejalgar, Benavidesita, Tefroita y Yeso.
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1.7 MINERALIZACION El proceso de mineralización en Uchucchacua fue sumamente complejo, sin embargo se hace un intento de interpretación en ocho etapas: 1) Plegamiento regional, sobrescurrimiento, falla Uchucchacua. 2) Fracturamiento en sistemas N-S, WNW-E. 3) Desplazamiento de fallas Cachipampa, Socorro, disloque de intrusiones, de vetas Rosa y Sandra, formación de fracturas tensionales al norte de falla Socorro (Luceros), veta Rosa (Rosa 2, 3, Claudia, Victoria, etc.) y Sandra (Violeta, Plomopampa, Jacqueline, etc.), brechamiento en la caja norte de veta Rosa. 4) Mineralización etapa 2, en fracturas tensionales de Socorro (Luceros), de Sandra y en menor proporción en las veta Rosa (Irma Viviana, Rosa Norte, etc.). 5) Mineralización etapa 3 en brecha de veta Rosa (Irma Viviana, Rosa Norte, etc.) y sus tensionales al SE (Rosa 2, Claudias, Victorias, etc). 6) Reapertura de fracturas y deposición tardía de minerales de etapa 4. 7) Oxidación supérgena de minerales por aguas de percolación. 1.8 PARAGENESIS La mineralización en las diferentes vetas y cuerpos, muestran características que ayudan a determinar la secuencia de deposición de los distintos minerales, en algunas zonas se observan bandeamientos con clara crustificación, en otras la textura escarapelada indica las etapas. También, fracturamientos tardíos se encuentran cruzando otros mas antiguos y fragmentos de etapas definidas se observan englobados por otras posteriores. Todo ello y ayudado por estudios al microscopio han permitido proponer una secuencia paragenética. Ch. Alpers (Abril 1,980), admite la complejidad del problema tanto por la variedad de asociaciones mineralógicas así como por su composición. La secuencia determinada en el relleno de vetas muestra una temprana deposición de zinc y fierro, muy cercanamente les sucedió el cobre y en mayor grado zinc, esta seria una primera asociación de Pb-Zn (-Cu), aquí el cobre no es económicamente importante por su bajo volumen. Posteriormente se tiene una precipitación de Ag-Mn (-Zn) en donde el zinc se presenta en menor cantidad que en la etapa anterior, minerales de arsénico y antimonio se depositan al final y algo de plata roja con indicios de silicato de manganeso. En los cuerpos de reemplazamiento se sugiere una primera etapa rica en Fe-Mn-Zn con predominancia de sulfuros de Fe, sobre ella precipita un periodo de Mn-Cu, el cobre 5
siempre en cantidades subordinadas. La siguiente etapa marca la asociación Mn-Fe, con abundancia de silicato de Mn; finalmente la mineralización de plata rojas con algo de calcita, estibina y rejalgar tardíos. 1.9 ZONEAMIENTO Distritalmente en Uchucchacua se tiene una franja de rumbo N-NW de mineralización de plomo-zinc al Oeste del área, abarcando las zonas de Plomopampa, Casualidad Oeste, Socorro y prolongándose al Norte hacia Jancapata. Hacia el Este de la franja anteriormente descrita, se tiene la franja de Ag-Mn abarcando las zonas de Casualidad Este, Huantajalla, Carmen, Socorro Este y Lucrecia. En cuanto a zoneamiento vertical, en veta Luz, la zona de Pb-Zn se dispone en una banda sinuosa entre los niveles 450 y 500, limitándose al Este por veta 3, Esta franja se eleva y profundiza casi coincidentemente con los apófisis dacíticos al Oeste; zonas de leyes altas de Ag-Mn, se distribuyen en una banda similar a la anterior, fluctuando entre los niveles 590 y 450, el valor de estos elementos disminuye por encima y debajo de los niveles mencionados. (Alpers 1,980-V. Petersen 1,979). En veta Rosa la zonificación de los metales se encuentra también en bandas sinuosas delgadas; en el caso del Pb-Zn la oscilación vertical de la banda al Oeste es acentuada, parece proyectarse en profundidad, luego se prolonga al Este, adelgazando y elevándose hacia superficie. La banda de Ag se ubica entre el nivel 550 y superficie hacia el Oeste, profundiza en la parte central de la estructura y se eleva nuevamente hacia el nivel 550 al Este (U. Petersen 1,979). La observación integral del deposito indica la presencia de mayor cantidad de mineral oxidado hacia superficie, disminuyendo hacia abajo sin desaparecer; los sulfuros caracterizan el relleno de vetas y los silicato el de cuerpos de reemplazamiento, estos últimos al parecer tienden a aumentar en profundidad y hacia el SE, entre Carmen y Casualidad.
1.10 TIPOS DE MINERALIZACION
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1.10.1 RELLENO DE FRACTURAS Por efecto de los movimientos de las fallas regionales referidas en el capítulo correspondiente, se originó un complejo fracturamiento en las unidades rocosas del Jumasha, estas fracturas son de magnitud distrital (1-1.5 Km.) y con desplazamiento de relativo poco salto en las componentes vertical y horizontal, estas al ser rellenadas por las soluciones hidrotermales toman la configuración en rosario; el relleno mineralógico es mayormente de sulfuros tales como Galena, Blenda, Pirita, Plata Roja, Alabandita, también Calcita, Rodocrosita; en menor cantidad presentan silicato; en sus tramos tensionales quedaron cavidades que permitieron la percolación de aguas meteóricas que en algunos casos disolvieron la caliza, y en gran parte oxidaron el mineral. La mineralización se dispone
en bolsonadas de diversa longitud con zonas de
ensanchamiento y adelgazamiento en los bordes, en algunos casos son filones de fisura de muy limitada extensión; indudablemente están íntimamente ligados a la formación de cuerpos de reemplazamiento. 1.10.2 REEMPLAZAMIENTO METASOMÁTICO Las calizas del Jumasha Medio e inferior como cajas de las fracturas en Chacua, han favorecido el proceso de reemplazamiento por sulfuros y silicatos de metales económicos como plata y zinc, formando cuerpos irregulares muy relacionados a las vetas las cuales funcionaron como canales definidos de mineral reemplazante en sus zonas de inflexión, la forma de estas concentraciones es irregular, con dimensiones entre 30 á 140 m de longitud, alrededor de 150 m. de altura y 4 á 30 m. de ancho; en el caso particular del Cuerpo Irma Viviana, esta llega a tener una extensión vertical de alrededor 300 m. En profundidad el reemplazamiento es mucho más irregular y tienden a ser controlados por planos de estratificación, sus afloramientos en superficie se caracterizan por presentar un enjambre de venillas de calcita con oxidaciones de manganeso.
1.10.3 METASOMATISMO DE CONTACTO
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La presencia de intrusivos en el distrito minero determina la existencia de skarn en sus dos tipos, endoskarn y exoskarn mineralizados predominantemente con blenda oscura, Chalcopirita y Galena Argentifera de grano grueso que se disemina con granate del tipo grosularia, presentan también una configuración irregular alrededor de los intrusivos, están constituidos por diseminaciones y vetillas de mineral cualitativamente inferiores a las vetas y reemplazamientos. Por ahora no revisten importancia económica sin descartarse que puedan existir concentraciones de este tipo con calidad y volumen importantes.
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CAPITULO II DESCRIPCION DE OPERACIONES METALURGICOS 2.1 SECCION CHANCADO El circuito Plata II recepciona el mineral de sulfuros proveniente de la mina Huantajalla, abasteciéndola a razón de 600 TMH/Día. El tratamiento del mineral, en mención, se inicia con la recepción del mineral (tamaño promedio menor de 10”), en una Tolva de Gruesos de 400 TM de capacidad, quien en la parte superior cuenta con una parrilla de 8´´ de luz. Mediante los alimentadores de Cadena Ross Feeder, el mineral es descargado desde la Tolva de Gruesos hacia la Faja A para alimentar a un Grizzly de 3´ x 4´ con 1 1/8” y 1 1/2” de luz en la parte inferior y superior respectivamente para clasificar el tamaño del mineral, el undersize es alimentado a la Faja B y el oversize cae directamente a la Chancadora de Quijada Primaria Allis Challmers de 15” x 24” la cual tiene un set de 2.5’, el producto de la chancadora de Quijada se junta con el undersize del Grizzly en la faja B. El producto de la Faja B es descargado mediante un chute a la Faja C para luego ser enviada a la faja C1 así mismo el producto de ésta es conducido hacia Zaranda Vibratoria 5´ x 10´ con 1” de abertura quien se encarga de clasificar el mineral por tamaños, de tal manera que el undersize menor cae por gravedad a la Tolva de Finos de 400 TM de capacidad donde es recepcionada; mientras que el oversize es conducido a través de la Faja D hacia la Chancadora secundaria Short Head SH 4.5’, el producto del chancado secundario es transportado por la Faja E hacia la tolva de finos de 400 TM, este es un circuito de chancado abierto.
EL Circuito Pb-Ag II dispone de los siguientes equipos: 9
TABLA Nº 1 LISTA DE EQUIPOS DEL AREA DE CHANCADO
AREA
EQUIPOS
CHANCADO
Tolva de Gruesos Sulfuros Pb - Zn de 400 TM. Parrilla con 8" de luz. Dosificador de Cadena Ross. Electroimán Erietz. Grizzly 3´ x 4´ con 1 1/8” - 1 ½” de luz. Chancadora de Quijadas Primaria 15" x 24". Extractor de Polvos N° 1. Faja Transportadora A. Faja Transportadora B. Faja Transportadora C. Faja Transportadora C1. Faja Transportadora D. Faja Transportadora E. Faja Alimentadora Y. Faja Transportadora Z. Extractor de Polvos N° 2. Zaranda Vibratoria 5´ x 10´ con 1" de luz. Electroimán Erietz. Chancadora Cónica Secundaria SH 4.5 Tolva de Finos Sulfuros de 400 TM. Fuente: Datos obtenidos de la Planta de Procesos de la U.P. Uchucchacua
FIGURA Nº2. DIAGRAMA DE LA SECCION DE CHANCADO – CIRCUITO II
2.2 SECCION MOLIENDA 10
El Molino 9’ x 13’, cuenta con una alimentación de 25 Ton/h con una velocidad de Faja Alimentadora de 0.27 m/s, procedente de la Tolva de Finos de 400 TM de Sulfuros, a este molino se adiciona bolas de 3”, efectúa una descarga con una densidad de de 1800 g/L, esta descarga alimenta a los hidrociclones D-6 mediante una Bomba Warman 6” x 4”, el overflow de los hidrociclones D-6 tiene una densidad de 1250 g/L a 75% de malla -200 la cual va al circuito de flotación y el underflow es enviado al molino 7x12 la descarga de este molino tiene una densidad de 1800-1900 g/L y esta es alimento al banco de 4 celdas unitarias Denver, el concentrado de esta flotación gruesa se junta con el concentrado de Pb-Ag que se obtiene del overflow de los Hidrociclones, el relave de estas celdas va a un cajón y se junta con la descarga del molino 9’ x 13’ y esta pulpa es bombeada a los hidrociclones.
FIGURA Nº3. DIAGRAMA DE LA SECCIÓN MOLIENDA
2.3 SECCION FLOTACIÓN Pb-Ag II En esta área se efectúa una flotación diferencial, obteniéndose dos productos, de tal manera que se cuente con dos Circuitos de Flotación: Circuito Pb-Ag y Circuito Zn. La pulpa proveniente del overflow del nido de Hidrociclones D-10, tiene una densidad de pulpa de 1250 a 1300 g/L con una granulometría de 75 % m -200, así mismo se efectúa un pre-acondicionamiento en el Molino de Bolas 9´ x 13´ Allis Chalmers con la adición de sulfato de zinc a razón de 7000 a 8100 cc/min para deprimir del Zn y poder facilitar la flotación en el Circuito Pb-Ag. 11
La pulpa ingresa a la primera Celda OK-8 Rougher Pb-Ag en donde dosifican los siguientes reactivos: TABLA Nº2. REACTIVOS USADO EN LA ETAPA DE FLOTACION Pb-Ag
REACTIVOS Z-14 A 3418 MIBC
FUNCION Colector. Colector Pb-Ag. Espumante.
DOSIFICACION 60-70 cc/mint 30-60 cc/mint 30-35 cc/mint
Las espumas de esta etapa son enviadas a la cuarta celda del primer banco del Celdas Denver Sub A-24 Cleaner Pb-Ag en donde se efectúa la limpieza del concentrando a través de 3 etapas de limpieza, el concentrado es trasladado al Espesador Pb-Ag en donde se elimina el agua, para luego ser enviada mediante una bomba al Holding Tank Pb-Ag, en donde se almacena el concentrado para alimentar al Filtro Netzsch 2 Pb-Ag para obtener un concentrado de Pb-Ag con una humedad de alrededor del 8%. Los relaves del banco de Celdas Denver Sub A-24 Cleaner Pb-Ag caen por gravedad a un cajón, y es bombeado hacia la primera celda OK-8 Rougher Pb-Ag y ser recirculado; así mismo el relave de estas Celdas OK-8 Rougher Pb-Ag son enviadas a las celdas OK-8 Scavenger Pb-Ag cuyas espumas son enviadas al banco de celdas Denver Sub A24 Cleaner Pb-Ag donde se junta con las espumas del Rougher Pb-Ag, paralelamente a ello su relave cae por gravedad a un cajón en donde se adiciona solución de cal a razón de 18 L/mint, luego es enviado mediante una bomba al Acondicionador 10´ x 12´ de Zn del circuito de Zn-Ag, en donde se tiene una pulpa de pH equivalente a 11, así mismo se adiciona los siguientes reactivos: TABLA Nº3. REACTIVOS USADO EN LA ETAPA DE FLOTACION Zn-Ag
REACTIVOS Z-14 Sulfato de cobre H-53 (Poliglicol)
FUNCIÓN Colector. Activador de Zn. Espumante.
DOSIFICACIÓN 10-15 cc/mint 600-800 cc/mint 04-06 cc/mint
La pulpa previamente acondicionada es trasladada a las Celdas OK-8 Rougher Zn-Ag, cuyas espumas son enviadas al primer banco del Celdas Denver Sub A-24 cleaner ZnAg en donde se lleva a cabo la limpieza del concentrando a través de 3 etapas de limpieza, el concentrado es trasladado mediante una bomba al Espesador Zn-Ag, para luego ser enviada al Holding Tank Zn-Ag a través de una bomba, en donde se almacena 12
el concentrado para alimentar al Filtro Andritz Zn-Ag para obtener un concentrado de Zn y Zn-Ag con una humedad de alrededor del 8%. En tanto, los relaves de estas celdas OK-8 Rougher Zn-Ag son enviadas a las celdas OK-8 Scavenger Zn-Ag para seguir recuperando Zn, de similar forma sus espumas son enviadas a las celdas Denver Sub A24 cleaner Zn-Ag donde se juntan con las espumas del Rougher Zn-Ag para efectuarse la respectiva limpieza del concentrado; en tanto su relave es bombeado a la presa de relaves como relave final. EL área de Flotación Pb-Ag II dispone de los siguientes equipos: TABLA Nº 4. LISTA DE EQUIPOS DE LA ETAPA DE FLOTACION Pb-Ag
EQUIPOS Celdas OK - 8 Rougher Pb-Ag: N° 1 y N° 2. Celdas OK - 8 Scavenger Pb-Ag: N° 1 y N° 2. Celdas Denver Sub A – 24 Cleaner Pb-Ag: N° 1, N° 2 y N° 3. Bomba (Relave Scavenger Pb-Ag). Bomba (Relave Cleaner Pb-Ag). Espesador Pb-Ag. Bomba (Holding Tank). Holding Tank Pb-Ag. Filtro Netzsch II Pb-Ag. Acondicionador 10´ x 12´ de Zn. Celdas OK - 8 Rougher Zn: N° 1, N° 2 y N° 3. Celdas OK - 8 Scavenger Zn: N° 1, N° 2 y N° 3. Celdas Denver Sub A – 24 Cleaner Zn: N° 1, N° 2 y N° 3. Bomba (Relave Final). Espesador Zn. Bomba (Holding Tank). Holding Tank Zn. Filtro Andritz Zn. Fuente: Datos obtenidos de la Planta de Procesos de la U.P. Uchucchacua
CIRCUITO Zn
CIRCUITO Pb – Ag
AREA
2.3.1 CONTROLES OPERATIVOS EN FLOTACIÓN Limpieza del Área. Obtener un concentrado con un alto grado de Calidad que está sobre los 250 –
300 Oz Ag/TC, > 40% Zn con un < 17% Mn. Obtener una alta recuperación de concentrado por encima del 80 %. Efectuar el plateo, analizar las espumas, hacer el seguimiento de los reportes de
Laboratorio Químico. Verificar la dosificación de los reactivos de flotación en función a las características mineralógicas del mineral.
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Verificar la densidad de pulpa y malla de la pulpa alimentada al circuito de
flotación. Estar al tanto del Circuito de Molienda previa coordinación con el operador de éste.
2.4 SECCION FILTRADO 2.4.1 FILTRO PRENSA NETZSCH En Planta Concentradora se cuenta con 2 Filtros Netzsch, uno empleado en el Circuito Pb-Ag I y el otro para el Circuito Pb-Ag II. Ambos filtros pueden ser operados en modo manual o automático, según la habilidad del operador. La filtración es efectuada por etapas obteniéndose un producto de alrededor del 8 % de humedad. Este equipo de filtración puede ser operado manual o automáticamente. La producción en batch es a razón de 1.6 Ton de concentrado en 40 minutos, la pulpa alimentada debe ingresar con una densidad de 2500 – 2600 g/L
FIGURA Nº4. FILTRO PRENSA NETZSCH
Pasos del filtrado:
Cierre del filtro.
Filtración.
Soplado del canal de alimentación.
Lavado de la bomba y tubería.
Inflado de los diafragmas.
Secado de las tortas en diagonal. Etapa I.
Secado de las tortas en diagonal. Etapa II.
Secado de las tortas en diagonal. Etapa III. 14
Desinflado de lo diafragmas.
Secado por el canal de alimentación.
Apertura / Descarga.
Lavado de lonas Superior.
Placas iniciales: Inferior.
Cierre parcial del filtro.
Lavado de lonas Superior.
Placas iniciales: Inferior.
Lavado de las cohlas. 2.4.2 FILTRO PRENSA ANDRITZ
La filtración se efectúa en 18 etapas, el proceso batch dura aproximadamente 30 min con un producto de 8% de humedad. Este equipo de filtración puede ser operado manual o automáticamente. La producción en batch es a razón de 4 Ton de concentrado. La pulpa debe ingresar con una densidad de 1600 g/L
FIGURA Nº5. FILTRO PRENSA ANDRITZ
Pasos para el filtrado: 15
Cierre del filtro.
Filtración.
Lavado de la bomba y tubería.
Inflado de los diafragmas.
Secado de las tortas en diagonal. Etapa I.
Secado de las tortas en diagonal. Etapa II.
Secado de las tortas en diagonal. Etapa III.
Desinflado de lo diafragmas.
Secado por el canal de alimentación.
Apertura / Descarga.
Lavado de lonas Superior.
Placas finales: Inferior.
Soplado de tubería, lavado.
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FIGURA Nº6. DIAGRAMA DE PROCESO DEL CIRCUITO II
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CAPITULO III CALCULOS METALÚRGICOS 3.1 CAPACIDAD ÚTIL DE LAS TOLVAS DE FINOS Tolva de Finos 400TM Esta tolva se divide en 6 paños. Se considera una cama de 11/2 paño y un vacio en la parte superior de 1 paño.
( 4006 ) x 2.5
Capacidad Util=400−
Capacidad Util ≈ 230 TM
3.2 CALCULO DE LAS HORAS EFECTIVAS DE CHANCADO Tomando como data el reporte de chancado del 23 de diciembre 2010, se calculo las horas efectivas de chancado. Horas Efectivas de Chancado
8,5 horas
Tomando del reporte de chancado del 27 de diciembre del 2010 las toneladas de mineral chancado por cada viaje de locomotoras se calculo la capacidad promedio de cada carro minero. TM/Carro
8.55
3.3 CALCULO DEL TONELAJE POR HORA CHANCADO TABLA Nº 5. VALORES CALCULADOS DE LA SECCION DE CHANCADO
Velocidad de la faja Longitud de corte Peso del corte Corte de faja Tonelaje
0,57 2,87 93,22 32,48 66,39 18
m/s M Kg Kg/m Ton/h
Comparamos estos datos con los cálculos de la balanza electrónica. TABLA Nº 6. COMPARACION DE VALORES CALCULADOS Y DE LA BALANZA
Velocidad de faja(m/s) Ton/h
Balanza Electrónica 0,55 64
Datos Calculado 0,57 66
Estos datos nos indican que la balanza se encuentra calibrada. 3.4 EFICIENCIA DE LA ZARANDA VIBRATORIA 5´ X 10´ TABLA Nº 7. EFICIENCIA DE LA ZARANDA VIBRATORIA 5´ X 10´
Malla Parcial (%) 2 ‘’ 5,35 1 ½’’ 9,13 1’’ 12,14 3/4 7,72 1/2 8,14 3/8 9,93 4 14,32 12 11,74 16 2,63 20 1,81 30 1,50 40 1,39 50 1,02 70 0,99 100 0,66 140 1,01 200 0,75 -200 9,78
Alimento Oversize Undersize Retenido Pasante Parcial Retenido Pasante Parcial Retenido Pasante (%) (%) (%) (%) (%) (%) (%) (%) 5,35 94,65 22,86 22,86 77,14 0,00 0,00 100,00 14,48 85,52 34,42 57,28 42,72 0,00 0,00 100,00 26,62 73,38 31,20 88,48 11,52 3,74 3,74 96,26 34,35 65,65 5,06 93,54 6,46 12,60 16,33 83,67 42,48 57,52 0,15 93,70 6,30 13,85 30,18 69,82 52,41 47,59 0,04 93,74 6,26 11,49 41,67 58,33 66,73 33,27 0,07 93,81 6,19 16,50 58,18 41,82 78,47 21,53 0,52 94,33 5,67 15,27 73,44 26,56 81,10 18,90 0,43 94,76 5,24 3,52 76,96 23,04 82,91 17,09 0,43 95,19 4,81 2,39 79,36 20,64 84,40 15,60 0,44 95,63 4,37 2,00 81,36 18,64 85,79 14,21 0,44 96,07 3,93 1,79 83,15 16,85 86,81 13,19 0,32 96,39 3,61 1,31 84,46 15,54 87,80 12,20 0,32 96,71 3,29 1,26 85,72 14,28 88,46 11,54 0,21 96,92 3,08 0,81 86,53 13,47 89,47 10,53 0,33 97,25 2,75 1,38 87,91 12,09 90,22 9,78 0,23 97,48 2,52 0,96 88,87 11,13 100,00 2,52 100,00 0,00 11,13 100,00 0,00
Aplicando la siguiente formula calcularemos la eficiencia de la Zaranda: E=
F u ( x ) .(F F ( x )−F o ( x )) F F ( x ) .(Fu ( x )−F o ( x ))
E=95
19
La Zaranda tiene una buena eficiencia cuando el porcentaje de humedad del mineral es menor a 3% cuando este porcentaje de humedad aumenta la eficiencia de la zaranda baja considerablemente. 3.5 EFICIENCIA DEL NIDO DE CICLONES D-10 Análisis Granulométrico de los tres flujos que intervienen en un hidrociclon. 1. Alimento (Ff(x)) 2. Underflow (Fu(x)) 3. Overflow (Fo(x)) TABLA Nº 8. ANALISIS GRANULOMETRICO DEL NIDO DE CICLONES D-10
# Malla
tamaño µm
Ff(x)
Fu(x)
Fo(x)
8 12 16 20 30 40 50 70 100 140 200 270 400
2379 1678 1191 889 600 419 297 210 147 104 74 52 37
99,98 99,90 99,68 99,04 97,92 95,14 90,44 81,09 68,68 45,81 32,69 24,59 19,88
99,98 99,82 99,39 98,40 96,81 93,16 87,44 75,91 61,32 36,25 21,69 14,18 10,58
100,00 100,00 99,99 99,97 99,94 99,85 99,65 98,88 97,01 87,27 76,31 66,17 58,44
Ahora procedemos a corregir los siguientes análisis granulométricos utilizando los multiplicadores de Lagrange. TABLA Nº 9. ANALISIS GRANULOMETRICO CORREGIDO DEL D-10
# malla
tamaño µm
Ff(x)
Fu(x)
Fo(x)
8 12 16 20 30 40 50 70 100 140
2379 1678 1191 889 600 419 297 210 147 104
99,99 99,88 99,60 98,88 97,67 94,80 90,13 80,75 68,54 46,19
99,98 99,85 99,50 98,61 97,11 93,53 87,76 76,24 61,44 35,97
100,00 100,00 99,99 99,97 99,94 99,86 99,66 98,88 97,01 87,24
20
200 270 400
74 52 37
32,63 24,56 20,05
21,73 14,19 10,50
76,32 66,17 58,39
Con estos análisis granulométricos ya corregido podremos calcular la carga circulante. CC=
(O−F ) x 100 ( F−U ) CC=400
Como podemos apreciar la carga circulante tiene un valor alto, en este circuito no le dan mucha importancia a este valor ya que es abierto y este porcentaje de carga va directo a una segunda molienda para pasar a la primera etapa de flotación aquí llamada flotación de gruesos. Primero hallaremos el corte de clasificación Utilizaremos el método de las eficiencias. TABLA Nº 10. ANALISIS GRANULOMETRICO DE LA DESCARGA Y REBOSE DEL D-10
+
Fu(x)
Fo(x)
2379 1678 1191 889 600 419 297 210 147 104 74 52 37
99,98 99,85 99,50 98,61 97,11 93,53 87,76 76,24 61,44 35,97 21,73 14,19 10,50
100,00 100,00 99,99 99,97 99,94 99,86 99,66 98,88 97,01 87,24 76,32 66,17 58,39
Se utilizaran las siguientes formulas: EU ( x ) =
f u (x) f (x) f u (x )+ O CC
21
Et =
Peso de solidos en elUnderflow Peso de solidos en el alimento
100 −1 %Sunderflow BY −PASS=Et . 100 −1 %S alimento
(
EU ( x ) c=
)
EU ( x )−( BY −PASS ) 1−(BY −PASS )
EU ( x ) = Partición inicial simple del underflow en la malla X EU ( x ) c Et
= Es la partición corregida.
= Es la partición total del hidrociclon; es decir es la cantidad de solidos que el
hidrociclon separa del alimento para enviarlo al overflow. Procedemos a calcular el corte de clasificación Con las formulas anteriores construimos a siguiente tabla. Densidad de pulpa en el Underflow = 2 g/cm3 Densidad de pulpa en el Overflow = 1.25g/cm3 TABLA Nº 11. PARTICION DE LA DESCARGA Y REBOSE DEL D-10
tamaño µm 2379 1678 1191 889
Fu(x)
Fo(x)
E(u)
E(u)c
0,02 0,13 0,35 0,89
0 0 0,01 0,02
1,00 1,00 0,99 0,99
1,00 1,00 0,99 0,99
22
600 419 297 210 147 104 74 52 37 0
1,5 3,58 5,77 11,52 14,8 25,47 14,24 7,54 3,69 10,5
0,03 0,08 0,2 0,78 1,87 9,77 10,92 10,15 7,78 58,39
1,00 0,99 0,99 0,98 0,97 0,91 0,84 0,75 0,65 0,42
0,99 0,99 0,99 0,98 0,97 0,91 0,83 0,74 0,64 0,40
De la tabla anterior construimos el siguiente grafico:
CURVA DE PARTICIÓN
E(u) E(u)c
FIGURA Nº7. CURVA DE PARTICION DEL D-10
Eliminamos los puntos más alejados para poder observar la grafica y graficamos línea de tendencia.
23
CURVA DE PARTICIÓN
f(x) = - 0x^2 + 0.01x + 0.42 R² = 1
E(u) Polynomial (E(u)) Polynomial (E(u)) Polynomial (E(u)) E(u)c
FIGURA Nº8. CURVA DE PARTICION DEPURADA DEL D-10
Como se puede apreciar estar dos curvas son casi idénticas, por ello, podemos deducir que el d50 va a ser el mismo para ambas curvas eso lo comprobaremos ahora calculando que tamaño de partícula corta al 50% a la curva de eficiencias. Este valor de X lo calcularemos utilizando la herramienta solver de la hoja de cálculo Excel. d 50 =20 d 50 c =20.05 Corte de Clasificación=20 μm
OBS: Como se puede observar la malla de corte corregida tiene un valor muy pequeño esto puede explicar el alto valor de la carga circulante. Eficiencia del hidrociclon Con el corte de clasificación procedemos a calcular la eficiencia del hidrociclon. Eciclon =n1 x n 2 x 100
24
n1=
F O ( d 50 ) F F ( d 50 ) x (1+ cc) 100−F ¿ ¿ u ( d50 ) ¿ ¿ n2=¿
De los análisis anteriores corregidos calcularemos los utilizando el
d 50 c
.
Graficaremos las distribuciones para cada flujo
25
F ( d 50 c )
de cada flujo
DISTRIBUCION GRANULOMETRICA
Alimento Underflow Overflow
FIGURA Nº9. DISTRIBUCION GRANULOMETRICA DEL D-10
DISTRIBUCION GRANULOMETRICA
Alimento Polynomial (Alimento) f(x) = - 0x^2 + 0.69x + 35.32 R² = 1
Underflow
Polynomial (Underflow)
f(x) = - 0x^3 + 0x^2 + 0.07x + 13.74 f(x)==1 - 0x^3 + 0x^2 - 0.08x + 8.32 R² R² = 1 Polynomial (Overflow) Overflow
FIGURA Nº10. DISTRIBUCION GRANULOMETRICA DEPURADA DEL D-10
Con esta grafica calcularemos los F(20) para cada flujo.
26
x(µm) 20 20 20
Overflow Alimento Underflow
F(x) 48,72 16,26 8,19
Eciclon =n1 x n 2 x 100 n1=87.77 n2=60 Eciclon =53
Como se puede apreciar el valor de la eficiencia del ciclón es baja esto se puede ser por el bajo valor del corte de clasificación, pero como se menciono anteriormente este bajo valor no es un parámetro que disminuya la eficiencia de la planta ya que el Overflow tiene un K80 aproximadamente de 75um (80% -200mallas) a este tamaño se logra una buena liberación de las partículas valiosas sin que haya formación de lamas.
27
3.6 BALANCE METALURGICO Leyes analizadas en la planta concentradora. TABLA Nº 12. LEYES DE CABEZA, CONCENTRADOS Y RELAVES
Cabeza Concentrado Ag-Pb Relave Ag-Pb Concentrado Zn Relave Zn
Tonelaje(TC) Ag(Oz/Tc) 600 15,00 300,00 4,73 30,00 4,00
Pb(%) 1,00 25,00 0,13 0,24 0,13
Zn(%) 1,47 3,00 1,41 40,00 0,30
Calculos de los flujos por el método de las derivadas
Alimento
FLOTACION
FLOTACION
Concentrad
Relave
Concentrad
FIGURA Nº11. DIAGRAMA DE FLUJO DE LA SECCION DE FLOTACION
Para el concentrado 1. Concentrado 1=0.035 Concentrado 1=0.035∗600
Concentrado 1=20.87 TM
Para el concentrado 2. Concentrado 1=0.027
Concentrado 1=0.027∗600 28
Relave
Concentrado 1=16.21
Ahora realizamos el mismo cálculo por el método matricial: F=C 1+C 2+ R
F= Alimento. C 1 = Concentrado Pb-Ag R = Relave C 2 = Concentrado Pb-Zn
Las letras minúsculas representan los valores de las leyes:
f . F=c . C+ r . R Reemplazando tenemos las siguientes tres ecuaciones: F=C 1+C 2+ R
F=25 C 1+0.24 C 2+0.13 R 1.47 F=3.00C 1+ 40.00 C 2+0.3 R
Como el valor de F es conocido tenemos 3 ecuaciones con 3 incógnitas. Resolviendo tenemos:
( )(
)()
F 1 1 1 C F = 25 0.24 0.13 x R 1.47 F 3 40 0.3
29
( )(
)( )
600 1 1 1 C1 = x 600 25 0.24 0.13 C 2 882 3 40 0.3 R
Ahora multiplicamos por la inversa de la matriz 3x3 y obtenemos los siguientes resultados:
( )( ) 20.87 C1 16.21 = C 2 562.92 R
30
Como se puede apreciar los valores de cada concentrado son los mismos al ser calculados por este método. Ahora procedemos a realizar el balance metalúrgico. TABLA Nº 13. BALANCE METALURGICO
CONTENIDO METÁLICO
LEYES Tonelaje(TC)
Cabeza Concentrado Ag-Pb Concentrado Zn Relave Final
Ag(Oz/TM) Pb(%) Zn(%)
600,00
15,00
20,87
300,00
16,21
30,00
1,00 1,47 25,0 0 3,00 40,0 0,24 0
562,92
4,00
0,13 0,30
Calcularemos los Radios de Concentración Para el Pb-Ag R Pb− Ag=
600 20.87
R Pb− Ag=28.74
Para el Zn
31
Ag(Oz)
9000, 00 6262, 09 486,2 4 2251, 67
RECUPERACIÓN
Pb(TM) Zn(TM) Ag(%)
Pb(%)
Zn(%)
6,00
8,80
100,0 100,0 100,0 0 0 0
5,22
0,63
69,58 87,00 7,12
0,04
6,48
0,74
1,69
5,40
0,65 73,70
25,02 12,35 19,19
R Pb− Ag=
600 16.21
32
3.7
R Pb− Ag=37 ANÁLISIS DE MALLA VALORADO PARA EL CIRCUITO DE Pb-Ag
ANALISIS VALORADO DE LA CABEZA Pb-Ag TABLA Nº 14. ANALISIS VALORADO DE LA CABEZA Pb-Ag
Nombre de Muestras Cabeza Rougher malla+100 Cabeza Rougher malla+140
Peso 10,92 81,27
% Peso 3,65 27,19
Malla 100 140
Abertura 150 105
Leyes Ag Pb Zn Mn Oz/TC % % % 4,76 0,26 0,49 3,09 10,34 0,40 1,28 5,61
Cabeza Rougher malla+200
155,85
52,14
200
75
16,03 0,85 2,11 5,59
Cabeza Rougher malla+270
46,13
15,43
270
45
17,89 1,03 2,05 5,45
Cabeza Rougher malla+400
4,59
1,54
400
38
26,64 1,58 2,27 4,19
Cabeza Rougher malla-400
0,13 298,89
0,04 100,00
-400
0
36,72 2,15 2,43 4,80
Fe % 3,38 7,98 10,8 1 10,8 3 11,9 9 13,2 0
Ag % 1,20 19,35
Porcentaje presente Pb Zn Mn % % % 1,29 0,99 2,07 14,73 19,16 27,93
Fe % 1,26 22,17
57,53
59,30
60,48
53,38
57,56
19,00
21,31
17,40
15,41
17,07
2,82
3,24
1,91
1,18
1,88
0,11 100,00
0,12 100,00
0,06 100,00
0,04 100,00
0,06 100,00
Como se puede apreciar la mayor presencia de elementos valiosos como contaminantes se encuentran entre la malla 200 y la 270, esto también nos puede llevar a la conclusión de que todos los elementos están bien asociados.
33
ANALISIS VALORADO DEL CONCENTRADO Pb-Ag TABLA Nº 15. ANALISIS VALORADO DEL CONCENTRADO Pb-Ag
Nombre de Muestras
Peso
% Peso
Malla
Abertura
Concentrado 3° Cl malla+100
0,52
0,18
100
150
Concentrado 3° Cl malla+140
1,91
0,65
140
105
Concentrado 3° Cl malla+200
7,05
2,38
200
75
Concentrado 3° Cl malla+.270
21,55
7,28
270
45
Concentrado 3° Cl malla+400
201,65
68,15
400
38
Concentrado 3° Cl malla-400
63,19
21,36
-400
0
Ag Oz/TC 190,2 9 387,7 1 319,4 0 257,4 9 301,4 9 317,9 5
Ag %
Recuperación Pb Zn Mn % % %
Fe %
7,49
0,11
0,12
0,09
0,08
0,09
10,93
0,83
0,57
0,54
0,40
0,49
12,82 3,10 26,05
9,44
2,52
1,42
2,07
4,31
1,56
10,93 3,14 30,39
8,50
6,20
3,71
6,40
15,37
4,28
22,35 3,69 13,80 14,54
67,91
71,01
70,47
65,33
68,52
23,26 3,41
22,44
23,16
20,43
14,51
25,06
Pb %
Leyes Zn %
Mn %
Fe %
14,70 1,89
6,83
19,09 2,98
8,82
9,79
16,96
En el caso del concentrado como se puede apreciar la mayor presencia de los elementos se encuentra en la malla -270 y -400 esto quiere decir que el mineral más fino ha sido recuperado casi en su totalidad lo que nos puede llevar a la conclusión de que si logramos liberar mas el mineral en la cabeza podremos aumentar el grado de recuperación.
34
ANALISIS VALORADO DEL Relave Pb-Ag TABLA Nº 16. ANALISIS VALORADO DEL RELAVE Pb-Ag
Nombre de Muestras Relave Pb-Ag malla+100 Relave Pb-Ag malla+140 Relave Pb-Ag malla+200 Relave Pb-Ag malla+270 Relave Pb-Ag malla+400 Relave Pb-Ag malla-400
Peso 11,88 71,38 211,51 2,70 2,45 0,07
% Peso 3,96 23,79 70,51 0,90 0,82 0,02
Malla 100 140 200 270 400 -400
Abertura 150 105 75 45 38 0
Ag Oz/TC 6,07 6,74 8,06 54,47 52,74 23,92
Pb % 0,34 0,24 0,36 2,81 3,32 1,32
Leyes Zn % 1,10 1,12 2,05 2,03 2,43 2,21
Mn Fe % % 3,88 5,99 4,98 6,87 5,14 10,55 7,48 9,96 5,91 11,67 5,36 10,87
Ag % 2,84 18,96 67,24 5,80 5,09 0,07
Recuperación Pb Zn Mn % % % 3,58 2,44 3,02 15,17 14,89 23,34 67,42 80,52 71,34 6,65 1,02 1,33 7,11 1,10 0,95 0,08 0,03 0,02
Fe % 2,50 17,21 78,32 0,94 1,00 0,03
En este caso el mineral valioso se encuentre en las mallas -140 y -270 al igual que en la cabeza por ello podemos decir que el mineral a estos tamaños no se está recuperando de manera eficiente, esto puede ser el principal motivo de el porque de las tan bajas recuperaciones que se obtienen en esta planta concentradora.
35
Uno de los más grandes problemas que tiene esta planta concentradora es la presencia de alabandita (sulfuro de manganeso) en el mineral que viene de mina. El manganeso es penalizado en los concentrados y en este yacimiento el mineral está asociado a grandes cantidades de manganeso por ello es que no se puede llegar a limpiar bien los concentrados. El laboratorio Metalúrgico hasta la fecha sigue probando la variedad de depresores de manganeso que ofrece el mercado pero hasta el momento ninguno ha dado resultados óptimos.
36
CONCLUSIONES
El proceso de Chancado primario y secundario tienen un buen radio de reducción y se llega a un tamaño aproximadamente de -1/2 pulgada lo que es un tamaño aceptable para la molienda primaria.
Las horas efectivas de chancado calculada son de aproximadamente 9 horas lo que puede permitir que el operador de chancado dedique el resto de tiempo en otras actividades como limpieza, preparación de reactivos, etc.
Los carros mineros cargan un aproximado de 8.5 a 9 toneladas con un porcentaje de humedad del 3%, en cada viaje la locomotora transporta 12 carros por ende llegamos a la conclusión que el área de Minas completaría el tonelaje del dia llevando aproximadamente 6 viajes en locomotora.
Se realizo un inspección a la balanza de la faja B de este circuito, el procedimiento fue hacer un corte de aproximadamente 1 metro de la faja, pesar todo el mineral retirado y con la velocidad de la faja calculamos el tonelaje por hora calculado, este tonelaje calculado era similar al mostrado por la balanza con ello se demostró que la balanza esta calibrada.
En el proceso de molienda clasificación observamos que el hidrociclon cuenta con una eficiencia baja pero este no es una parámetro importante en la planta debido a que se logra obtener un Overflow con un tamaño promedio de 75 a 80% -200mallas lo que es un buen alimento para la flotación y el Overflow que debe llevar un buen promedio de partículas finas alimenta al molino secundario 7’ x 12’ el cual alimenta a las celdas unitarias DENVER las cuales realizan una flotación gruesa en la cual el concentrado es de mejor ley que el que se obtiene de la flotación del Overflow.
En la sección de flotación se realizo una realizo un análisis de malla valorada lo que nos llevo a la conclusión que el mineral valioso de se escapa en el relave se encuentra en un tamaño promedio de 75um.
37
BIBLIOGRAFIA
INGENIERÍA
METALÚRGICA
–
OPERACIONES
UNITARIAS
PROCESOS METALÚRGICOS. IVÁN QUIROZ NÚÑEZ – Perú
CURSO DE PROCESAMIENTO DE MINERALES – DAVID MARTINEZ
38
EN
