Planta Flotación 50 t/d
Ing. Juan E. Jaico Segura
PROYECTO DE INVERSIÓN
“Perfil de Planta Concentradora para el Tratamiento de 50 t/d de Chalcopirita – Flotación de Cobre/Oro con Celdas Serrano”
Ing. Juan E. JAICO SEGURA Reg. CIP Nº 80614
Octubre 2008 ―1―
Planta Flotación 50 t/d
Ing. Juan E. Jaico Segura
RESUMEN En este proyecto se encuentran los cálculos, parámetros y especificaciones básicas para procesar 20 tpd de mineral aurífero en una planta concentradora convencional. El proyecto está elaborado para procesar minerales oxidados (cuarzo sin arcillas) que tengan una ley de oro de 15 g/t; minerales de otra ley también pueden procesarse modificando un poco el inventario de NaCN. En esta planta se puede procesar hasta 20% más de mineral con el mismo circuito de chancado y molienda pero acondicionando más tanques de agitación. El área total necesaria es 10,000 m2. Todo el proceso es controlado por 4 operadores (parrillero, chancador, molinero y volante) en 2 guardias de 12 horas cada una. También se necesita un Ing. Jefe de Guardia para supervisar toda la planta. El proceso es continuo hasta la molienda y batch en la agitación/adsorción debido al poco tonelaje que no justifica la continuidad del proceso; sin embargo la gran cantidad de tanques agitadores permite que siempre se procese el mismo tonelaje diario y por lo tanto en un mes se podrán procesar 600 t de mineral de cabeza. Los equipos para este tipo de proceso necesitan una red trifásica de 380/440 vca con una potencia total de 150 hp la cual debe ser suministrada por un generador petrolero o un transformador de alta tensión. Hay una cosecha de carbón por cada tanque agitador; todo el carbón cosechado se seca en mantas de sacos y se vende a una empresa de desorción de carbón como GOLD METALS SAC que está en la ciudad de Lima. El mineral que ha sido procesado (relave) queda en forma de pulpa y se vierte a la cancha de relaves dentro del mismo terreno de la planta; de esta manera se evita el contacto con ríos y áreas de cultivo. El bajo tonelaje no justifica la recuperación del agua de los relaves. La instalación de la planta se hace en 1 mes. La inversión total es US$ 60,000 y la utilidad mensual es US$ 100,000 cuando el precio internacional del oro es US$ 660 la onza y el mineral se compra a US$ 100 la tonelada.
NOMENCLATURA ―2―
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m3
: metro cúbico
US$
:
dólares americanos
"
:
pulgadas
l
: litros
ml
: mililitros
NaCN
: cianuro de sodio
NaOH
:
AgNO3 :
hidróxido de sodio nitrato de plata
KI
: yoduro de potasio
HCl
:
ácido clorhídrico
kg
:
kilogramo
t
: tonelada métrica seca
%
: porciento
g
:
gramos
Au
:
oro
ø
:
diámetro
ρa
:
densidad aparente
ppm
:
partes por millón
pH
:
potencial hidrógeno
h
:
hora
min
: minutos
onz
: onzas troy
m
: metros
hp
: horse power
'
: pies
tpd
: tonelada métrica por día
µm
: micras
G.E.
: gravedad específica
Wi
: work índex de Bond
Ai
: índice de abrasión
x80
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: tamaño máximo
rpm
: revoluciones por minuto
mín.
:
mínimo ―3―
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m200
: malla tyler Nº 00
Vc
:
velocidad crítica
Vb
:
volumen de bolas
gpm
: galones USA por minuto
psi
: pound square inches
Wutil
:
Putil
: potencia util/necesaria
Pmotor
: potencia del motor a instalar
kw
:
Vop
: velocidad de operación
energía util/necesaria
kilowatts
DESCRIPCIÓN DEL PROCESO
―4―
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El proceso en una planta concentradora tiene cuatro etapas que son: chancado, molienda/clasificación, cianuración y adsorción; el objetivo de este proceso es extraer el oro libre que hay en el mineral de cabeza y concentrarlo en pequeñas cantidades de carbón activado. Este producto final (carbón cargado con oro) es obtenido luego de 36 horas de lixiviación y es vendido a la empresa de desorción que se encarga de obtener los lingotes de oro y plata refinada. CHANCADO El chancado se hace en dos etapas que son el chancado primario y el chancado secundario; en el chancado primario todo el mineral se reduce a < 1" y en el chancado secundario todo el mineral se reduce a < ½". Esa granulometría es suficiente para obtener una buena liberación del oro en la etapa de molienda/clasificación. Las dos etapas de chancado se hacen en serie con diferentes chancadoras y un tamiz de ½" de abertura entre ellas; de esta manera se prolonga la vida de las quijadas y el producto es bastante bueno. Sin embargo hay que tener en cuenta que la chancadora primaria debe tener una giba de 1" y la chancadora secundaria debe tener una giba de ¾" para que puedan producir el tamaño requerido. Un circuito abierto de chancado secundario es típico para una planta de baja capacidad como ésta e inclusive para plantas de hasta 100 tpd en donde en vez de una chancadora secundaria de quijadas se usa una chancadora cónica pequeña. Sólo en plantas de más capacidad es conveniente usar un circuito cerrado de chancado secundario porque de esta manera se evita que el gran movimiento de mineral afecte el tamaño requerido para la etapa de molienda. La capacidad de la chancadora se reduce a la mitad cuando el mineral tiene más de 4% de humedad, es este caso se debe secar el mineral para evitar paradas por atoramiento de las chancadoras. Para cálculos de tonelaje considerar una humedad de 2%. La inclinación típica del tamiz es 15º cuando es vibratorio. Todo el producto chancado se almacena en la tolva de finos tal como sale de la chancadora. MOLIENDA/CLASIFICACION La molienda se hace en un circuito cerrado con hidrociclón; este tipo de circuito es típico para obtener un tamaño de corte tan fino como 74 µm. La alimentación de mineral al molino es a través de una faja alimentadora de donde se extraen las muestras del mineral para hallar la ley de cabeza de cada tanque. Esta etapa del proceso es continua durante todo el día. Al molino ingresan las ARENAS del ciclón para su remolienda, NaOH para eliminar la acidez del mineral, NaCN para disolver al oro del mineral y AGUA para formar la pulpa y mezclar homogéneamente los reactivos. La pulpa producida por el circuito sale por el rebose del ciclón y va a los tanques de agitación para completar su cianuración. Es muy importante que la densidad del rebose del ciclón sea la adecuada (1.32 g/ml) porque sólo con esa densidad habrá la fluidez y oxigenación perfecta para la cianuración de este tipo de mineral.
CIANURACIÓN
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La cianuración consiste en disolver el oro libre que hay en el mineral de cabeza y así obtener un producto que se llama “solución rica” es decir solución cargada con el oro disuelto. El reactivo que se utiliza para hacer esto es el cianuro de sodio (NaCN). Se usa una concentración de 500 ppm de NaCN para este tipo de mineral. La pulpa debe estar protegida con pH 10 para evitar emanaciones de gas cianhídrico. La pulpa cianurada se agita en los tanques hasta que la concentración de NaCN sea constante lo cual ocurre luego de 36 horas aproximadamente. Sólo cuando hay escazes de oxigeno se inyecta aire con una compresora a fin de mantener una concentración aproximada de 10 ppm O2. La concentración de NaCN y el pH se mide cada hora durante el llenado del tanque y luego cada día durante la agitación, sólo se repone NaCN una vez por día hasta que el consumo no sea significativo. El mineral parcialmente oxidado se procesa como un mineral totalmente oxidado sin considerar la influencia de las pequeñas manchas de sulfuros. La cianuración en las plantas de 50 tpd o más es continua y el tiempo total de 36 de cianuración y 12 horas de adsorción se distribuye en los tanques agitadores y pachucas respectivamente. El proceso de cianuración descrito por Elsner es: 2 Au + 4 CN- + O2 + 2 H2O → 2 Au(CN)-2 + 2 OH- + 2 H2O2 ADSORCIÓN La adsorción consiste en atrapar el oro de la solución rica; esto se hace mezclando la solución rica de la pulpa con carbón activado en el mismo tanque de agitación. En esa mezcla el oro ingresa a los poros del carbón y se obtiene el carbón cargado con oro que es el producto final del proceso. El carbón se agrega después de la cianuración y se deja reaccionar durante 12 horas. Las pérdidas por atricción son mínimas en este tiempo. El peso de carbón que se debe agregar al tanque se calcula teniendo en cuenta que la recuperación total del proceso es 90% y que un kilo de carbón atrapa 2 g de oro aproximadamente. Antes de agregar el carbón al tanque se tamiza con la malla 14 (la malla mosquetero tiene esa abertura) y se lava con HCl al 2% para eliminar el carbón fino y limpiar los poros del carbón. Se inyecta aire a presión con una compresora para mejorar la eficiencia del lavado ácido. Luego de la adsorción se cosecha el carbón con la malla 16 y se lava con bastante agua para su comercialización. RELAVES A los relaves de cada tanque se vierten en la cancha de relaves sin considerar recuperación de agua por que el bajo tonelaje no lo justifica. Una dosificación de peróxido de hidrógeno puede agregarse a la quena de la relavera para minimizar la concentración de cianuro de los relaves. REACTIVACION DEL CARBON - Colocar 15 kg de carbón en una tina de 100 l. - Agregar 20 l de agua y 1 l de ácido muriático. - Remover durante 1 h y decantar. - Lavar con agua y secar. PREPARACION DE REACTIVOS ―6―
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-
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NaCN y NaOH: colocar 10 kg de reactivo en un cilindro de 200 l y disolver con agua hasta aforar. AgNO3: colocar 4.3333 g de reactivo en una fiola de 1 l y disolver con agua destilada hasta aforar. KI: colocar 5 g de reactivo en una fiola de 100 ml y disolver con agua destilada hasta aforar.
ANALISIS DE NaCN - Colocar 10 ml de muestra en un matraz. - Agregar 4 gotas de KI y mezclar. - Titular hasta el color limonada. - Anotar los ml Gastados y calcular. ppm NaCN = 250 × ml Gastados ANALISIS DE MALLA - Hallar la densidad de pulpa (τ). - Deslamar la pulpa. - Colocar los sólidos en el envase. - Aforar con agua y hallar la densidad (τmalla). - Calcular el % de malla. % - m200 =
τ - τ malla ×100 τ - τ agua
LEYES DEL PROCESO - Ley de Cabeza: de la faja alimentadora. - Ley de Carbón: del carbón cosechado. Con estas leyes se calcula la recuperación del proceso con la siguiente fórmula metalúrgica. % Recup. =
Ley Carbón × Peso Carbón ×100 Ley Mineral × Peso Mineral
PATRONES DE MEDIDA 1 balde de 20 l al ras = 30 kg de mineral húmedo (óxido) = 35 kg de mineral húmedo (sulfuro) = 10 kg de carbón seco 1 balde de 4 l al ras = 4 kg de NaCN = 4 kg de NaOH 1 saco de mineral = 100 kg de mineral húmedo (óxido) 120 kg de mineral húmedo (sulfuro)
ESPECIFICACIONES DE DISEÑO
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MINERAL Tipo : Óxido Humedad : 2% Ley Au : 15 g/t G.E. : 2.8 ρa : 1.6 Wi : 14 kwh/t Ai : 0.48 Tamaño : 6" máx. CHANCADORA PRIMARIA Operación : 10 horas por día Tonelaje : “t” Producto : set : 1" x80 : ¾" CHANCADORA SECUNDARIA Operación : 10 horas por día Tonelaje : “t/2” Producto : set = ½" x80 = ⅜" ZARANDA VIBRATORIA Operación : 10 horas por día Tonelaje : “t” Producto : 100% -½" 80% -⅜" MOLINO DE BOLAS Operación : 24 horas por día 80% de Vc 45% de Vb 100% de carga circulante Producto : 80% -m200 50% -m270 1.80 g/ml HIDROCICLÓN Operación : Indirecta 10 psi de presión 1.80 g/ml en ápex 1.32 g/ml en vórtex TANQUES AGITADORES ―8―
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Operación : Batch (cada 3 días) 36 h Cianuración 12 h Adsorción 500 ppm NaCN 10 de pH 90% de Recup. BOMBA DEL CICLÓN Tipo : Compresora Sistema : Air-Life Succión : Positiva Descarga : 8 m de altura CONSUMO DE REACTIVOS NaOH : 2.0 kg/t NaCN : 3.0 kg/t Carbón : 2.0 gAu/kg CONCENTRACIÓN DE REACTIVOS NaOH : 10 kg en 200 l NaCN : 10 kg en 200 l SECCIONES AUXILIARES Cancha de Relaves: Para 1 año de vida útil Tolva de Finos: Para 1 día de proceso Represa de Agua: Para 1 día de proceso Cancha Stock: Para 1 día de proceso
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BALANCE DEL CIRCUITO DE CHANCADO MINERAL CABEZA 2 tph
98.00 %
4" máx.
80% -2"
OVERSIZE 1 tph
98.00 %
1" máx.
80% -½"
MINERAL CHANCADO
Leyenda: Peso Sólidos
% sólidos
Tamaño
malla
Tiempo de Chancado = 10 horas
― 10 ―
2 tph
98.00 %
½" máx.
80% -¼"
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BALANCE DEL CIRCUITO DE MOLIENDA / CLASIFICACIÓN REBOSE CICLÓN 20 tpd
37.7 %
40 m3/día
1.32 g/ml
ARENAS CICLÓN 20 tpd 69.1 % 16 m3/día
1.80 g/ml
NaOH 0.8 m3/día
INGRESO CICLÓN
NaCN
Agua 3
7 m /día
1.2 m /día Agua 24 m3/día
MINERAL FRESCO 20 tpd
98.0 %
8 m3/día
2.70 g/ml
Leyenda: Peso Sólidos
% sólidos
Flujo Pulpa
Dens. Pulpa 3
40 tpd
48.8 %
56 m3/día
1.46 g/ml
3
DESCARGA MOLINO 40 tpd
69.1 %
32 m3/día
1.80 g/ml
3
Consumo Agua = 31 m /día (1.5 m /t)
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CÁLCULOS METALÚRGICOS CHANCADORA DE QUIJADAS La tendencia en el diseño de chancadoras indica que si la malla es ½" entonces el P80 es ¼" y si la malla es ⅜" entonces el P80 es 3/16" que es aproximadamente la mitad de la abertura del tamiz. Necesitamos una chancadora que procese 20 t de mineral en 10 horas de trabajo con un set de ½". Con la fórmula de Taggart tenemos: 2.0 tph = 0.6 × Largo × ½" → Largo = 6" Ancho = 6"× 3 2 = 9" Los resultados indican que se debe instalar una chancadora 8"×10" con ½" de set. Según Bond: 14 kwh 1 1 Wutil =0.0627 × × − =1.4 kwh/t t 6" ¼" 1.4 kwh 1.341 hp 2.0 t Putil = × × =3.7 hp t kw h Pmotor =3.7 hp ×2.0 =7.4 hp → 10 hp
Siempre se considera la roca más grande como el F80 para el cálculo de la energía requerida por una chancadora por que el tamaño más grande es el que demanda la mayor cantidad de energía. MOLINO DE BOLAS Con el método de Bond para circuito cerrado tenemos: Wutil = 10 ×
14 kwh 1 1 × − = 14 kwh/t t 6,350 µm 74 µm
14 kwh 1.341 hp 20 t × × = 15 hp t kw 24 h 6,350 µm Ratio Reducción = = 86 74 µm Putil =
f 0 = 4,000 ×
13 = 3,840 µm 14 kwh/t
6,350 µm - 3,840 µm 86 + (14 kwh/t - 7) × 3,840 µm = 1. 0 f4 = 86 Ppreliminar = 15 hp ×1.0 = 15 hp
En la tabla de Mular vemos que esta potencia es para un molino con 2.5 pies de diámetro interior; a este diámetro le corresponde un factor f3 = 1.25 por lo tanto la potencia real es 15 hp × 1.0 × 1.25 = 18 hp. Esta potencia es mayor a los 7 hp de la tabla de Mular por lo tanto longitud interna del molino es: 18 hp ×
2.5 pies = 6.4 pies 7 hp
Con este resultado podemos concluir que el molino que se debe instalar es el 3'×6'; hay que considerar que el mineral tiene dureza media (óxidos) lo cual hace que la longitud calculada anteriormente tenga cierto margen de holgura. Con un margen de seguridad de 50% para la potencia del motor tenemos: Pmotor = 18 hp × 1.5 = 27 hp → 30 hp ― 12 ―
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VELOCIDAD DEL MOLINO Con 80 % de velocidad crítica: Vc =
76.6 = 48 rpm 2.5 pies
Vop = 48 rpm ×80 % = 38 rpm máx.
PESO DE BOLAS Según Taggart, para 40% de carga: Peso Bolas = 80 × (2.5 pies) 2 × 5.5 pies ×
45 % = 3,500 Lb → 1,600 kg 35 %
DISTRIBUCIÓN DE BOLAS Usamos la fórmula de Bond: 0.5
6,350 µm B = 350
1/ 3
2.8 ×14 kwh/t × 80 % × 2.5 pies
=2.8" →2½"
En este caso no es necesario usar bolas de 3" por que el mineral no es tan duro como los sulfuros, por eso con bolas de 2½" es más que suficiente. La fórmula de Bond es una buena referencia para analizar y ajustar los pesos de las bolas según las tareas de molienda requeridas. Tabla 1. Distribución de las Bolas. Peso PESO A ø Bola F(ø) COMPRAR % kg 2½" 100 58 928 920 kg 2" 42 28 448 440 kg 1½" 14 14 224 240 kg TOTAL 100 1,600 1,600 kg CONSUMO DE BOLAS El consumo teórico de bolas se calcula con la fórmula empírica de Bond: Consumo Bolas = 0.159 × (0.48 - 0.015)0.34 = 0.12 kg/kwh 14 kwh 0.12 kg = × = 1.6 kg/t t kwh
El consumo teórico es mucho mayor al consumo empírico que es 0.5 kg/t; por esa razón sólo consideraremos el 60 % del promedio que es 0.7 kg/t. De esta manera:
20 t 0.7 kg Bola 2½" × × = 13 Bolas/día día t 1.051 kg
Con este valor calculamos el periodo de recarga teniendo en cuenta que se debe reponer el 10 % de la carga moledora total. Periodo Recarga = (1,600 kg ×10 %) × =11 días ×
t día × = 11 días 0.7 kg 20 t
13 Bolas = 140 Bolas/día → 200 Bolas/2 días día
HIDROCICLÓN En este caso no se puede aplicar el método de Krebs Engineers para el diseño del ciclón por que el tonelaje es bajo. Este método es real para tonelajes > 1,000 tpd. ― 13 ―
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El balance de materiales del circuito de molienda/clasificación indica que la pulpa a clasificar tiene un flujo de 56 m3/día es decir 10 gpm. En las curvas de operación proporcionadas por Krebs Engineers observamos que un ciclón standard de 2"ø (D2B) tiene una capacidad de 10 gpm a 10 psi de presión; por lo tanto, ese es el ciclón que se debe instalar. Sólo basta uno de esos ciclones para el flujo requerido. Los fabricantes proporcionan el tamaño correcto de inlet, vórtex y ápex que dan el máximo rendimiento; sin embargo el ajuste final de las boquillas se hace durante el arranque de la planta concentradora. TANQUES AGITADORES Cada tanque trabaja independientemente uno del otro y cada tanque se ocupa durante (36h+12h) = 2 días por lo que es necesario 4 tanques para mantener una producción constante de 20 tpd. La capacidad de cada tanque debe ser de 40 m 3 de volumen útil según el balance de materiales para que ingresen 20 t de mineral; si consideramos que el volumen útil sólo ocupa el 80% de todo el tanque entonces: Vol. Tanque =
40 m3 = 50 m3 (Tanque 13'×13' ) 80%
En cianuración es recomendable usar agitadores con alta velocidad de agitación para reducir la capa límite de Nerst y aumentar la oxigenación de la pulpa por esa razón es conveniente agitar entre 200 y 300 rpm. El manual de equipos DENVER recomienda un motor trifásico de 15 hp para este tanque de agitación cuando el % de sólidos es menor de 40% como en este caso, por lo tanto: Pmotor = 15 hp
El material de construcción es acero estructural ASTM – 36 y según la norma API – ASME el espesor de la plancha debe ser: Patm. = 1.033 kg/cm 2
Pmineral =
1.32 t/m 3 × 4.0 m Alto = 0.5 kg/cm 2 10
Ptotal = (1.033 kg/cm 2 + 0.5 kg/cm 2 ) ×1.25 = 1.9 kg/cm 2 Espesor =
1.9 kg/cm 2 × (400 cm Diámetro) (2 × 956 kg/cm 2 × 0.8) −1.9 kg/cm 2
+ 0.1 cm = 0.49 cm (¼" )
REPRESA DE AGUA El balance de materiales indica que para un día de proceso se necesitan 31 m 3 de agua, sin embargo se debe tener 10% más para el lavado de las cosechas, preparación de reactivos y limpieza general; por lo tanto el volumen a considerar es 35 m3 de agua por día. Este volumen debe ocupar el 80% del volumen interno de la represa, por lo tanto el volumen interno de la represa debe ser 45 m3. La represa no necesita condiciones de sedimentación por lo que no es necesario que sea rectangular. Si el fondo es cuadrado y la altura es la mitad del largo, entonces las dimensiones internas de la represa serán: ― 14 ―
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45 m3 = (L×L)×
L
2
→ Largo = 4.5 m Ancho = 4.5 m Alto = 2.2 m
BOMBA DEL CICLÓN En el transporte de pulpas se calcula el diámetro nominal de la tubería que evitará la sedimentación interna de las partículas más pesadas. En este caso tomamos el 50% passing del molino primario por que de el salen las partículas más gruesas. En el gráfico de Mc Cleivan observamos que el F L = 0.8 para 50% -m270 y 25 % de sólidos en volumen. En una tubería de 1" de diámetro nominal (Di = 0.026m) tenemos: 0.5
2.8 - 1 Vc = 0.8 × 2 × 9.8 m/s 2 × 0.026 m × 1 Vop =
0.64 ×10-3 m3/s
π × (0.026 m)2
= 0.7 m/s
= 1.2 m/s
4
Los resultados indican que el bombeo en la tubería de 1"ø es seguro por que V op > Vc; esto quiere decir que la tubería no se arenará (el mineral no se sedimentará en la tubería). Por lo tanto se debe instalar una bomba que tenga este diámetro de tubería. La bomba comercial que se ajusta a este requerimiento es la 1½"×1¼" la cual tiene una holgura (en el diámetro) que no afecta mucho la eficiencia del bombeo. La conexión de la bomba con el ciclón se hace con mangueras de caucho las cuales tienen una constante de rugosidad de C = 100. Con los accesorios de instalación tenemos: Tabla 2. Longitud Equivalente de los Accesorios. Accesorios Tubería Recta Bridas Manómetro Succión Entrada
Cantidad
L/D
Di
2 1 1
5 20 35
1.04" 1.04" 1.04" TOTAL
Long. Tubería 8.0 m 0.3 m 0.5 m 0.9 m 9.7 m
Los criterios de diseño son: Succión Positiva Altura de Descarga = 8 m La Succión y Descarga tienen el mismo diámetro La Succión es atmosférica y la Descarga es a 10 psi de presión (0.7 kg/cm2) Flujo de Pulpa = 10 gpm Con estos datos y la fórmula de Hazen y Williams tenemos: F(velocidad) = 0 m F(altura) = 8 m 0.7 kg/cm )2 − 0.22 kg/cm 2 F(presión) = ×10 = 3.2 m 1.46 g/ml
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1.85
100 F(fricción) = 0.2083 × 100
×
(10 gpm)1.85 4.8655
=
(1.04" ) 12 m =9.7 m Tubería × =1 100 m Tubería
CABEZA TOTAL = 12 m (40 pies) La curva de operación de la bomba 1½"×1½" indica que la velocidad del impulsor debe ser 1,250 rpm para que el flujo sea 10 gpm. Esta velocidad se reduce con las poleas de la bomba y del motor. Los motores que se fabrican para los ciclones siempre giran a 1,750 rpm. En la carta de la bomba 1½"×1¼" vemos que el BHP = 0.3 hp a 1,250 rpm y 10 gpm; por lo tanto teniendo en cuenta que la densidad de la pulpa es 1.46 g/ml y con un margen de seguridad de 50% para la potencia del motor tenemos: Pmotor = 0.3 hp × 1.46 g/ml × 1.5 = 0.6 hp → 3 hp TOLVA DE FINOS Para almacenar 20 t de mineral necesitamos: Vol. Util =
20 t 1.6 t/m
3
= 12 m3
En este caso diseñaremos una tolva con un prisma en la parte superior y una pirámide truncada en la parte inferior para que facilite el desplazamiento de las partículas. Asumiremos que el volumen de la parte superior de la tolva es el 85% del total y que las dimensiones son: 2.4 L = Largo h = 4L 5 2.4 H=
L
m
2
l = L10 1.9 Según los datos: 12 m3 × 85% = (L×L)× 4L 5 → L = 2.4 m 1.2 h = 1.9 m H = 1.2 m 0.20×0.20 l = 0.20 m El material de construcción es acero estructural ASTM – 36 y según la norma API – ASME el espesor de la plancha debe ser: Patm. = 1.033 kg/cm 2
Pmineral =
1.6 t/m 3 × (1.9 m + 1.2 m) = 0.50 kg/cm 2 10
Ptotal = (1.033 kg/cm 2 + 0.50 kg/cm 2 ) ×1.25 = 1.9 kg/cm 2 Espesor =
1.9 kg/cm 2 × ( 240 cm Ancho) 2
( 2 × 956 kg/cm × 0.8) − 1.9 kg/cm
― 16 ―
2
+ 0.1 cm = 0.39 cm ( 316 " )
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CANCHA STOCK Para 20 t de mineral: Vol. Util =
20 t 3
= 12 m3
1.6 t/m Con una pila de 0.5 m de alto tenemos : Área Util =
12 m3 ≈ 24 m 2 (5m ×5m) 0.5 m
CANCHA DE RELAVES El poco tonelaje de la planta concentradora no justifica la recuperación del agua de los efluentes por lo tanto el diseño consistirá en calcular las dimensiones de una poza (sin gemomenbrana) que tenga capacidad para almacenar los 40 m 3/día de relave por un año. Según los datos tenemos: Vol. Poza = 365 días ×
40 m 3 = 14,600 m 3 día
Este volumen debe ocupar el 80% de la relavera, por lo tanto el volumen interno de la cancha de relaves debe ser 18,000 m3. La relavera no necesita condiciones de sedimentación por lo que no es necesario que sea rectangular. Si el fondo es cuadrado y la altura es de 4 m, entonces las dimensiones internas de la cancha de relaves serán: 18,000 m3 = (Largo×Largo)× 4 m→ Largo = 67 m Ancho = 67 m Alto = 4 m REACTIVOS Para una semana de trabajo se necesitan: 20 t 2.0 kg × = 280 kg → 300 kg día t 20 t 3.0 kg NaCN = 7 días × × = 420 kg → 500 kg día t 15 g kg Carbón = 20 t × × × 86 % recup. = 130 kg → 150 kg por Tanque t 2.0 g NaOH = 7 días ×
FUENTE DE ENERGÍA Chancadora 8"×10" = 10 hp Molino 3'×6' = 30 hp Tanques 13'×13' = 4×15 hp Bomba 1½"×1¼" = 3 hp Faja 10"×4m = 1 hp Otros (10%) = 10 hp TOTAL = 150 hp (110 kw) DISTRIBUCIÓN DE ÁREAS Y PROCESO INVERSIÓN Y UTILIDADES
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Las cantidades que se muestran a continuación se han estimado en base a los costos de cada uno de los materiales que se necesitan. Estos valores económicos nos indican que la inversión total se puede recuperar en 1 mes de trabajo continuo. En el costo de mineral también se incluye el transporte y carguío desde la mina hasta la planta concentradora. Las ventas se calculan teniendo en cuenta que el precio internacional del oro es US$ 660 por onza y considerando que la empresa desorbedora de carbón hace un descuento total de 95% por impuestos y proceso. Además se considera que el proceso de la planta es continuo durante todo el mes y por lo tanto en un mes se podrán procesar 600 t de mineral de cabeza. Una evaluación económica de este proyecto nos indica que las variables mas influyentes son el precio internacional del oro y el tonelaje mensual procesado; la influencia de la recuperación, ley de oro y maquila no es muy significativa. •
INVERSIÓN TOTAL Equipos = US$ 60,000 Materiales = US$ 3,000 Mineral = US$ 3,600 Imprevistos = US$ 3,400 US$ 70,000
•
UTILIDADES Ventas =
US$ 660 0.5 oz Au × × 90% recup. × 95% desorción = US$ 280 por t oz Au t
Maquila = US$ 20 por t Mineral = US$ 100 por t Saldo = US$ 160 por t UTILIDAD =
US$ 160 600 t × = US$ 100,000 por mes t mes
CONTROL DE OPERACIONES
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FECHA: HORA
pH
MOLINO NaCN (ppm)
TURNO: OVER CICLÓN Densidad % -m200 (g/ml)
8:00 9:00 10:00 11:00 12:00 1:00 2:00 3:00 4:00 5:00 6:00 7:00 TONELAJE = NaCN
=
NaOH
=
OCURRENCIAS: ……………………………………………………………………………………………………. ……………………………………………………………………………………………………. …………………………………………………………………………………………………….
COSECHA # 5
Tipo de Mineral: Peso de Mineral: Densidad Pulpa:
Óxidos/Sulfuros 4,92 TMH 4,77 TMS 1,30 gr/ml
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Granulometría: pH:
ADSORCION Tiempo = Carbón =
LEYES Cabeza = Carbón =
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90 10
% -m200
12 h 47 kg
30,69 g/TMS 2,50 g/kg
BALANCE DEL TANQUE Au en Cabeza = 146,39 g Au Producido = 117,50 g % Recup. = 80,26 %
REACTIVOS NaCN = NaOH =
Tiempo 0 1 2 3
45,5 kg 7,0 kg
COMENTARIOS DEL PROCESO * Poco tonelaje (menos 5 TMS). * Mucho NaCN en agitación (más 1,000 ppm).
CONTROL DE TANQUE # 1
DATOS DE CONTROL: Tipo de Mineral = OXIDO-CUARZO Peso de Mineral = 4.920 TMH 4.770 TMS Densidad Pulpa = 1.300 g/ml ― 20 ―
NaCN 1650 1350 850 800
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Consumo NaCN = Consumo NaOH = Solucion Inicial =
0.98 kg/TMS 0.11 kg/TMS 6.5 m3 →
10
NaCN (ppm) 1,000
NaCN (kg) 6.5
NaOH (kg) 1.3
8:00am
9
650
0.7
0.4
Miercoles,17 de Febrero
8:00am
10
500
1.4
-
Jueves,18 de Febrero
8:00am
10
600
0.9
-
Viernes,19 de Febrero
8:00am
10
450
1.6
-
Sabado,20 de Febrero
8:00am
9
500
1.4
0.4
Domingo,21 de Febrero
8:00am
10
550
1.2
-
Lunes,22 de Febrero
8:00am
10
400
1.8
-
Martes,23 de Febrero
8:00am
10
500
1.4
-
Miercoles,24 de Febrero
8:00am
10
550
1.2
-
Jueves,25 de Febrero
8:00am
10
600
0.9
-
Viernes,26 de Febrero
8:00am
9
650
0.7
0.4
Sabado,27 de Febrero
8:00am
10
650
0.7
-
Domingo,28 de Febrero
8:00am
10
700
0.5
-
Lunes,29 de Febrero
8:00am
10
700 TOTAL
0.5 21.4
2.5
FECHA
Carbón
Filtró = 4.4 m3
HORA
pH
Lunes,15 de Febrero
8:00am
Martes,16 de Febrero
LEYES: Cabeza = Carbón =
14.201 3.905
g/TMS g/kg
BALANCE METALURGICO: Au en Cabeza = 309.652 g Au Producido = 234.300 g % Recup. = 75.665 %
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Inversiones Mineras del Norte S.R.L. Planta Concentradora
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MANUAL DE OPERACIONES Y PROCESOS
Elaborado por: Ing. Juan Jaico Reg. CIP Nº 80614
Trujillo – Perú
DESCRIPCIÓN DEL PROCESO El objetivo de la planta concentradora es extraer el oro que se encuentra diseminado en el mineral utilizando un proceso que consta de 4 etapas que son: Chancado, Molienda/Clasificación, Cianuración y Adsorción. El producto final del proceso es el carbón rico (carbón cargado con oro) obtenido luego de 2 días de cianuración. ― 23 ―
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El mineral viene en sacos de 100 kg y tiene 3% de humedad; la G.E. es 2.8 para óxidos y 3.0 para sulfuros. El mineral parcialmente oxidado es pesado y procesado como si fuese totalmente oxidado; esto no baja la recuperación del proceso. CHANCADO El chancado se hace para reducir el tamaño del mineral hasta ½" como máximo. La alimentación de mineral a la chancadora es manual y sólo se agregan rocas menores de 3"; las rocas más grandes se chancan con combas en la cancha stock. La capacidad de la chancadora es 1tph sin embargo esta capacidad se reduce a la mitad cuando el mineral es arcilloso o tiene más de 4% de humedad. Con el mineral chancado se forma una pila de 5 t y se extrae una muestra de 1 kg para determinar la ley de cabeza. El mineral chancado tiene pocas partículas de ½" por lo que no es necesario tamizar y volver a chancar. MOLIENDA/CLASIFICACION La molienda se hace para reducir el tamaño del mineral hasta 74 µm. La alimentación de mineral al molino es manual y se hace desde una tina que tiene 3 baldes de mineral al ras; es decir, 90 kg de óxidos ó 105 kg de sulfuros. En base a este peso se controla el tonelaje procesado. La capacidad del circuito de molienda/clasificación es 13 tpd; es decir, 6 tinas de óxidos por hora ó 5 tinas de sulfuros por hora. Para llenar un tanque se necesitan procesar 58 tinas de óxidos ó 50 tinas de sulfuros. Al molino también ingresan las ARENAS del ciclón para su remolienda, NaOH para eliminar la acidez del mineral, NaCN para disolver al oro del mineral y AGUA para formar la pulpa y mezclar homogéneamente los reactivos. La pulpa producida por el circuito sale por el rebose del ciclón y va a los tanques de agitación para la cianuración. Es muy importante que la densidad del rebose del ciclón sea 1.32 g/ml por que sólo con esa densidad habrá la fluidez y oxigenación perfecta para la cianuración de este mineral. CIANURACIÓN La cianuración se hace para disolver el oro que se encuentra diseminado en el mineral y de esta manera obtener la solución rica, es decir la solución cargada con oro. El reactivo que se utiliza es el cianuro de sodio (NaCN). Se usa una concentración de 1,000 ppm de NaCN para óxidos y 1,500 ppm de NaCN para sulfuros. El pH es siempre 10. La agitación se hace en los tanques hasta que la concentración de NaCN sea constante lo cual ocurre luego de 2 días aproximadamente. La concentración de NaCN se mide todos los días y sólo se repone una vez al día y hasta que el consumo no sea significativo. ADSORCIÓN La adsorción se hace para atrapar el oro disuelto en la solución rica. Esto se hace mezclando la pulpa con el carbón activado en el mismo tanque de agitación. El carbón se agrega luego de la cianuración y se deja reaccionar durante 12 horas. El peso de carbón que se debe agregar al tanque se calcula teniendo en cuenta que un kilo de carbón atrapa 2 g de oro aproximadamente; el cálculo se hace considerando 90% de recuperación. ― 24 ―
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Antes de agregar el carbón al tanque se tamiza con la malla 14 y se lava con HCl al 2% para eliminar el carbón fino y limpiar los poros del carbón. Se usa la presión de una compresora para mejorar la eficiencia del lavado ácido. Luego de la adsorción se cosecha el carbón con la malla 16 y se lava con agua para su comercialización. RELAVES A los relaves de cada tanque se agregan 50 g de MAGNAFLOC para separar la solución clara de los sólidos del relave. La solución clara se bombea al tanque de BARREN para usarse nuevamente en el proceso. REACTIVACION DEL CARBON - Colocar 20 kg de carbón en una tina de 100 l. - Agregar 20 l de agua y 1 l de ácido muriático. - Remover durante 1 h y decantar. - Lavar con agua y secar. PREPARACION DE REACTIVOS - NaCN y NaOH: colocar 10 kg de reactivo en un cilindro de 200 l y disolver con agua hasta aforar. - AgNO3: colocar 4.3333 g de reactivo en una fiola de 1 l y disolver con agua destilada hasta aforar. - KI: colocar 5 g de reactivo en una fiola de 100 ml y disolver con agua destilada hasta aforar. ANALISIS DE NaCN - Colocar 10 ml de muestra en un matraz. - Agregar 4 gotas de KI y mezclar. - Titular hasta el color limonada. - Anotar los ml Gastados y calcular. ppm NaCN = 250 × ml Gastados ANALISIS DE MALLA - Hallar la densidad de pulpa (τ). - Deslamar la pulpa. - Colocar los sólidos en el envase. - Aforar con agua y hallar la densidad (τmalla). - Calcular el % de malla.
% - m200 =
τ - τ malla ×100 τ - τ agua
LEYES DE PLANTA Las leyes de planta son: ― 25 ―
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- Ley de Cabeza: de la pila de 5 t. - Ley de Carbón: del carbón cosechado. Con estas leyes se calcula la recuperación del proceso con la siguiente fórmula metalúrgica. % Recup. =
Ley Carbón × Peso Carbón ×100 Ley Mineral × Peso Mineral
PATRONES DE MEDIDA 1 balde de 20 l al ras = 30 kg de mineral húmedo (óxido) = 35 kg de mineral húmedo (sulfuro) = 10 kg de carbón seco 1 balde de 4 l al ras = 4 kg de NaCN = 4 kg de NaOH
EQUIPOS DE LA PLANTA •
CHANCADORA Tipo : Quijadas Medidas : 5"×7" Set : ½" Impactos : 345 rpm ― 26 ―
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Motor
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Delcrosa 1,740 rpm 380 vca 11.9 amp 7½ hp Polea Motor : 3" Polea Volante: 15" Fajas : B91 (dos) •
:
MOLINO Tipo : Medidas : Trommel : Velocidad : Peso Bolas: ø Bolas : Motor :
Polea Motor : Polea Volante: Piñón Eje : Piñón Corona: Fajas : •
•
CICLÓN Tipo : Modelo : Medidas :
Bolas 2½'×4' malla Nº 16 42 rpm 1,200 kg (45% Vw) 2½", 2", 1½" y 1" Trifásico 1,165 rpm 380 vca 24.0 amp 15 hp 3½" 18½" 12 dientes 62 dientes B97 (tres)
Tangencial D2B 2" ø ⅝" vórtex ½" inlet ⅜" ápex
BOMBA PULPA Tipo : Centrifuga Medidas : 1"×1" Motor : Delcrosa 1,725 rpm 380 vca 4.8 amp 3 hp Polea Motor : 4" Polea Impulsor: 3" Fajas : A-28 (una)
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•
AUXILIARES DEL PROCESO Poza Relaves : 6m×4m×1.5m Poza Barren : 4m×3m×1.5m
•
AGITADORES Tipo : Mecánico Medidas : 7'ø×10' altura (tanque) 2'ø×8½' altura (pantalón) 2"ø×⅛" (tubos templadores) 1½"ø (eje barreno) 4"×½" (aletas impulsor) 21"×3"×¼" (deflectores) 3/16" (planchas de tanque y pantalón) Descarga : 3"ø Vol. Util : 10 m3 Vel. Imp. : 340 rpm Motor : Trifásico 1,765 rpm 380 vca 21.5 amp 15 hp Polea Motor : 3½" Polea Eje : 18" Fajas : B108 (dos) TEMPLADOR 30"
10.5"
0.5 m 1 pie
2"
1 pie
4" CONTROL DE OPERACIONES 1 pie
FECHA: HORA pH
MOLINO NaCN ― 28 ―
TURNO: OVER CICLÓN Densidad % -m200
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(ppm)
(g/ml)
8:00 9:00 10:00 11:00 12:00 1:00 2:00 3:00 4:00 5:00 6:00 7:00 ASISTENCIA:
TONELAJE = NaCN = NaOH =
OCURRENCIAS: ……………………………………………………………………………………………………. ……………………………………………………………………………………………………. …………………………………………………………………………………………………….
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FLOW SHEET DE LA PLANTA CONCENTRADORA
Mineral NaCN NaOH 20 tpd
Agua
1.32 g/ml 82% -m200
500 ppm NaCN 10 de pH 1.80 g/ml -½" Carbón
DATOS Cianuración : Adsorción : NaCN : NaOH : Carbón :
Relaves 1½ días ½ día 10 kg en 200 l 10 kg en 200 l 150 kg mín.
ANÁLISIS DE CIANURO (10ml de muestra) ppm NaCN = 250 × ml Gastados
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ANÁLISIS DE MALLA τ − τ malla % − m200 = ×100 τ −τagua
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EQUIPOS PARA DIFERENTES PLANTAS CONCENTRADORAS DATOS: Tipo de Mineral Ley de Oro Tamaño Cianuración Adsorción Recuperación Precio del Oro
Óxido PARA BORNITA: 45% DE CARGA MOLEDORA 15 g/t MOLINOS 5*5—6*6—7*7++++++++100% DE CARGA CIRCULANTE++++++++65%- M200+++++1.80+++++1.40 g/ml ½" CHANCADO A 1 PULGADA 36 h CUANDO LA PLANTA ES MAS DE 100 T/D SE USA APRROM FEEDER por que la carga es tan alta que el 12 h operador no puede controlar las rocas manualmente. 90% US$ 660 por onza CHANCADORA Secund Primar. .
TAMIZ
150 hp (110 kw)
6"×8" (10 hp)
3"×8" (10 hp)
20,000 m2
200 hp (150 kw)
8"×10" (20 hp)
40,000 m2
250 hp (180 kw)
10"×16" (20 hp)
CAPAC. PLANTA
AREA TOTAL
50 t/d
10,000 m2
100 t/d
300 t/d
= = = = = = =
PARA CHALCOPIRITA: 45% DE CARGA MOLEDORA MOLINOS 5*5---6*6---7*7++++++++100% DE CARGA CIRCULANTE+++++++70% -M200++++1.80+++++1.34 g/ml CHANCADO A ¾ PULGADA
FUENTE ENERGÍA
TOLVA FINOS
FAJA ALIM.
3'×5' (½" luz)
20 t
10"×4 m (1 hp)
3"×10" (20 hp)
3'×6' (½" luz)
40 t
22"* (25 hp)
3'×6' (½" luz)
60 t
MOLINO
BOMBA CICLÓN
CICLÓN
3′×6′ (30 hp)
AIRE*** (3 hp)
2"ø (uno)
13′×13′ (15 hp) cuatro
4′×8′ (60 hp)
1½"×1¼" (5 hp)
3"ø (uno)
5′×8′** (100 hp)
2½"×2" (7½ hp)
3"ø (dos)
12"×4 m (3 hp)
12"×4 m (5 hp)
TANQUES AGITAC.
PACHUCAS
REPR. AGUA
CANCHA RELAVES
INVERSIÓN TOTAL
UTILIDAD MENSUAL
-
45 m3
18,000 m3 (67×67×4)
US$ 60,000
US$ 100,000
13′×13′ (15 hp) cuatro
7′×14′ (cuatro)
100 m3
45,000 m3 (110×110×4)
US$ 100,000
US$ 240,000
16′×16′ (25 hp) cuatro
9′×18′ (cuatro)
200 m3
90,000 m3 (150×150×4)
US$ 140,000
US$ 480,000
*Chancadora hidrocónica Allis Chalmers. **También puede usarse el molino 4′×8′ con bolas 2½",2"y1½" y luego el 3′×6′ con bolas 1½"y1". ***Compresora de aire con el sistema air-life; las velocidades de las bombas son 1,300 y 1,100 rpm. La cancha de relaves es para 1 año de uso y sus dimensiones están en metros.
LA PLANTA DE NAZCA CONSUME 220 KW DE ENERGIA,,CORREGIR LAS FUENTES DE ENERGIA,,EN BASE A ESE CONSUMO DE LA PLANTA DE NAZCA QUE ES 50 TPD ― 31 ―
Ing. Juan E. Jaico Segura
Las aletas de celdas denver se mueven a 30 rpm y tienen un motor de ½ hp,,,
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