UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍ A Facultad de Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica SECCIÓN DE POSTGRADO Y SEGUNDA ESPECIALIZACION
INFORME I I
M A N E J O Y A B A N D O N O DE D E RE RE L A V E R A S
D E SA SA R R O L L O D E P R OB OB L E M A S
E N GE GE N E R A C I O N
D E RE RE L A V E S
Docente : M.sc. Ing. Santiago Valverde espinoza Presentado por: Rojas Linares Edito Luis Mayo 2010
MANEJO Y ABANDONO DE RELAVES RELAVES TEMA : GENERACION DE RELAVES 1.- Rellene el siguiente cuadro con los datos correspondientes. Considere los minerales más comunes presentes en minas polimetálicas: Nombre genérico
Nombre mineralógico
Formula química
% Metal útil
Pesos atómicos
Sulfuro de cobre
Covelita
CuS
66.5
Cu: 63.5
Sulfuro de plomo
Galena
PbS
86.6
Pb: 207
Sulfuro de zinc
Esfalerita
ZnS
67.14
Zn: Zn: 65.4
Sulfuro de fierro
Marcasita
FeS2
46.58
Fe 55.8
Cuarzo
Cuarzo
SiO2
46.67
Si 28
2.- ¿Si un volquete que esta cargado de mineral es pesado en una balanza y registra 50 TN, luego descarga el mineral al stock pile y regresa a la balanza para volver a pesarse y registra 22 TN. Las dimensiones de la tolva del volquete es: Largo = 400cm, Ancho = 200cm y Alto Alto = 150cm. Considere que la carga de mineral ocupa el 100% del volumen útil de la tolva. ¿Determine la densidad aparente promedio del mineral? TN(mineral) TN(mineral ) = 50 TN - 22 TN = 28 TN
=
28000 kg
Volumen tolva volquete volquete = 4m * 2m *1.5m = 12 m3 entonces la
Densidad aparente = 28000 kg / 12 m3 = 2333.333 kg / m3
3.- Si una planta concentradora procesa 2000 TMD con 5% de humedad y ensaya 1.5% Pb. ¿Cuántas toneladas métricas métricas de Pb P b ingresan a la planta en una hora? Cant. H2O = 2000 TMD*(0.05) = 100 TMD Cant. Solidos = 2000 TMD – 100TMD = 1900 TMD Conc.Pb = (1900 TMD * 1.5%)/100 = 28.5 TMD TM/hr = (28.5 TM/D)* ( 1 D/24 hr) = 1.1875 TM/hr
MANEJO Y ABANDONO DE RELAVES RELAVES TEMA : GENERACION DE RELAVES 1.- Rellene el siguiente cuadro con los datos correspondientes. Considere los minerales más comunes presentes en minas polimetálicas: Nombre genérico
Nombre mineralógico
Formula química
% Metal útil
Pesos atómicos
Sulfuro de cobre
Covelita
CuS
66.5
Cu: 63.5
Sulfuro de plomo
Galena
PbS
86.6
Pb: 207
Sulfuro de zinc
Esfalerita
ZnS
67.14
Zn: Zn: 65.4
Sulfuro de fierro
Marcasita
FeS2
46.58
Fe 55.8
Cuarzo
Cuarzo
SiO2
46.67
Si 28
2.- ¿Si un volquete que esta cargado de mineral es pesado en una balanza y registra 50 TN, luego descarga el mineral al stock pile y regresa a la balanza para volver a pesarse y registra 22 TN. Las dimensiones de la tolva del volquete es: Largo = 400cm, Ancho = 200cm y Alto Alto = 150cm. Considere que la carga de mineral ocupa el 100% del volumen útil de la tolva. ¿Determine la densidad aparente promedio del mineral? TN(mineral) TN(mineral ) = 50 TN - 22 TN = 28 TN
=
28000 kg
Volumen tolva volquete volquete = 4m * 2m *1.5m = 12 m3 entonces la
Densidad aparente = 28000 kg / 12 m3 = 2333.333 kg / m3
3.- Si una planta concentradora procesa 2000 TMD con 5% de humedad y ensaya 1.5% Pb. ¿Cuántas toneladas métricas métricas de Pb P b ingresan a la planta en una hora? Cant. H2O = 2000 TMD*(0.05) = 100 TMD Cant. Solidos = 2000 TMD – 100TMD = 1900 TMD Conc.Pb = (1900 TMD * 1.5%)/100 = 28.5 TMD TM/hr = (28.5 TM/D)* ( 1 D/24 hr) = 1.1875 TM/hr
4.- Calcular el D80 de una muestra cuyo análisis granulométrico reporto los datos siguientes:
Tamaño de Partícula
Peso
Peso retenido
Peso pasante
%
% (Ac +)
% (Ac -)
Mallas
Micrones
Peso gramos
65 100 150
212 150 105
0 16 48
0 1.60 4.80
0 1.60 6.40
100 98.40 93.60
200
74
100
10.00
16.40
83.60
400 -400 TOTAL
37
318 518 1000
31.80 51.80 0
48.20 100.00 0
51.80 0.00 100
Interpolador 74
83.6
x
80
37
51.8
D80=
69.81132
micras
5 . Configure el diagrama de flujo de un circuito de chancado en circuito cerrado, con 3 etapas, Indicar el tipo de chancadoras consideradas por etapa y la luz de los cedazos si el objetivo es entregar un producto cuyo D80 sea menor a 3/4 de pulgada.
6. En el laboratorio de preparación mecánica se hizo uso del molino de rodillos si el tamaño del mineral en la alimentación fue de 1/2” y el producto fue de 80% menos de 2 milimetros. Determine el radio de reduccion.
X
7. Se desea calcular el Indice de trabajo de un mineral en la seccion molienda-clasificador de una planta. El circuito opera con un Molino de bolas 9 x12 pies en circuito cerrado con un hidrociclon D-15. Diagrame el esquema en el cual indique los puntos puntos de muestreo para cumplir cumplir dicho objetivo. Señale tamb ta mbien ien todos los datos necesarios a considerer para calcular ca lcular el Indice de Trabajo.
CÁLCULO DEL WORK INDEX 1.
Para el calculo calculo del consumo consumo de energía energía se emplea las siguientes siguientes relaciones relaciones P=
Voltioss × Amperi Amperios os × 3 × cos φ ) (Voltio
P=
1000
(V • I • 3 • Cosφ ) 1000
W =
P T
Donde: P: Energía realmente suministrada en kw W: Consumo de energía (Kw-hr/TC) sumini strado al motor. (Se toma de la placa en voltios) Voltios: Voltaje suministrado
Amperios: Amperaje realmente suministrado al motor; se determina midiendo el amperaje de las tres líneas y se promedia promedi a 3
corrección en estrella del motor trifásico. : Factor de corrección : Factor de potencia
cos φ
1000:
Factor de conversión de watts a Kw
T: Tonelaje de mineral alimentado alimentado en (TC/Hr). (TC/Hr). Tonelaje Tonelaje horario procesado procesado Usando Usando las relaciones anteriores calcular la energía consumida consumida para triturar 400 TC de mineral por por día, si el motor de la trituradora trituradora trabaja con 440 voltios y el amperaje determinado determinado experimentalmente es 228 amperios. Considerar el factor de potencia en 0,75
CÁLCULO DEL WORK INDEX DE OPERACIÓN (W io) Muestreo 01
Muestreo 02 •
Para molinos industriales industriales que trabajan en húmedo y en circuito abierto. abierto. W io =
•
10 10 − P F 80 80
Para molinos industriales industriales que trabajan en húmedo y en circuito cerrado. cerrado. W io =
•
W
W
11 11 − P F 8 0 8 0
Para molinos industriales industriales que trabajan en seco y en circuito abierto. abierto. W io =
3W
10 10 − P F 80 80
4
•
Para molinos industriales industriales que trabajan en seco y en circuito cerrado. cerrado. W io =
3W
11 11 − P F 80 80
4
INDICE DE TRABAJO Es el trabajo realizado para reducir un material de un tamaño infinito hasta 80% malla -100
Aplicaciones •
Control de operaciones de trituradoras y molinos industriales
•
Escalamiento de trituradoras y molinos
•
Dimensionamiento de trituradoras y molinos.
Las pruebas de work index tienen como finalidad elaborar una base de datos de los índices de trabajos de los molinos con los distintos minerales existentes en un yacimiento. Teniendo estos datos, se puede determinar parámetros adecuados adecuados de operación y hacer un programa de tratamiento tratamiento según el tipo de mineral que llegue a la planta concentradora. El método usado para realizar es el de Bond, que consiste en operar un circuito de molienda discontinuo con un molino de laboratorio y un tamiz de malla 100, que simula un clasificador. Las especificaciones especificaciones del molino de Bond Bond son:
RPM : 70 Dimensiones: 12” * 12” Distribución de bolas:
Dimensiones
Cantidad
1 1/2” 1 ¼”
25 bolas 39
1” 7/8” ¾”
60 68 93 285 bolas (44.5 libras)
El procedimiento que sigue es el siguiente: 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8.
Se chanca la muestra de mineral, regulando el set de la chancadora a malla 6. Después del chancado, se pasa la muestra por malla 6. El producto -malla 6 se homogeniza y cuartea. Del cuarteador se tomaron al azar dos cubetas que contienen la muestra ya homogenizada. Luego de homogenizar se mide 700 cm3 de muestra. La muestra se deslama, teniendo como malla de referencia 400. Los productos +400 y -400 se secan. El producto +400 se tamiza en la batería de mallas (6, 7, 8, 9, 10, 20, 28, 35, 48, 65, 100, 115, 170, 200, 270, 325, 400). 9. Los resultados del análisis granulométrico se anotan en una hoja de cálculo, en la columna de alimentación (FEED). 10. Toda la muestra (+400 y -400) se alimenta al molino de Bond, el cual ya contenía la distribución de bolas ya mencionada. 11. Se cierra herméticamente el molino. 12. Para iniciar el ciclo de moliendas, se programan 150 vueltas iniciales a 70 RPM ( teniendo como tolerancia 0,3 RPM). 13. Se arranca la molienda. 14. Al final de las vueltas 150 vueltas, se recoge la muestra. 15. El producto se deslama en malla 100. 16. Se seca y tamiza en malla 100; el peso se anota en hoja de cálculo. 17. La hoja de cálculo arroja el número de vueltas del siguiente ciclo. 18. Al producto +100 se le completa con material fresco, hasta llegar al peso inicial de muestra. 19. Se continúa el procedimiento, desde el punto 10, para los ciclos 2,3,4, y5 20. En el sexto ciclo se deslama en malla 400 y malla 100. 21. Se tamiza en malla 100. 22. El producto +100 se anota en la hoja de calculo. 23. Finalmente el producto –malla 100 se tamiza en las mallas 115, 150, 170, 200, 270, 325 400 (PRODUCTO). Los resultados se anotan en la hoja de cálculo, lo cual arroja el resultado final de la prueba, el Work Index en Kwh/Tn.
8. Si el diámetro interno de un molino de barras es 8 pies determine la velocidad critica y de operación de dicho molino. Velocidad critica (Vc) =76.8 / √ 8pies = 27.153 r.p.m.
9. Si el porcentaje de solidos en la descarga del Molino es 68% y esta tratando 100 TPH de mineral con 5% de humedad. ¿Calcule la cantidad de agua que esta ingresando al Molino?. ingreso. H2O = 100 TPH*0.05 = 5 TPH ingreso solidos = 100 TPH - 5 TPH = 95 TPH si descarga solidos = 68 % entonces la
descarga H20 = 100 % - 68% = 32 %
10. Calcular el peso total de mineral alimentado al cedazo, TM/Hr, si este trabaja con una carga circulante de 250%. Considere la operación del cedazo en equilibrio.
Donde: F: TM. de alimentación fresca D: Ton. de Rechazo o retorno Considerando D = 150 TM. / Hr
Cc = 250 %
D= (Cc / 100)*F
150=(250 / 100)*F
(150*100) / 250 = F
F= 60 TM/Hr O = 60+(250/100)*60 = 210 TM/Hr
11. Calcular el peso de mineral en el alimento para el ciclon de la figura, sabiendo que este opera con una carga circulante de 300%
% cc = (D/F)*100
-------------------------------------------------------- ( Ecuacion 1)
D =200 m3/hr*2100 gr/lt*80%/100%*1000lt/1m3*1kg/1000gr*1TN/1000kg = 336 TN/hr 330 = [(336 TN/hr)/(F)] * 100 --------------despejando F tenemos
F= 112 TN/hr
12 Indique las diferencias entre un molino de bolas de bolas y un molino de barras. Considere como punto de comparación el radio de reducción.
MOLINOS DE BARRAS. Se utilizan generalmente para Molienda primaria se utilizan para moler productos del circuito de trituración terciaria, evitando los atoros que son caracteristicos en ellas. Aceptan alimentos tan gruesos como de 2” y producen descargas constituidas por arenas que pasan generalmente la malla 4. La molienda es producida por barras que originan frotamiento o impacto sobre el mineral, el cual, por su mayor tamano en la alimentacion Respecto a la carga, origina que las barras ejerzan una acción de tijeras, produciendo molienda por impacto en las zonas cercanas a la entrada y por friccion en las cercanías de la descarga. Esta acción, corroborada por la experiencia practica, origina que la molienda en el molino de barras sea homogénea y produzca una baja proporción de material fino. Para rangos gruesos de tamaño de partículas, el molino de barras desarrolla mayor eficacia que el de bolas, debido a que: Se produce mejor contacto entre el mineral y el metal por unidad de area d e medio de molienda, lo que a su vez origina un menor consumo de acero; y también requieren menor energia que los molinos de bolas por operar a velocidades perifericas menores. Las dimensiones de los molinos de barras deben tener una relacion Longitud / Diametro entre 1.3 a 2.0 y nunca menor a 1.25. De este modo se evita que las barras pueden enredarse.
En general los molinos de barras t ienen junto a la boca de al imentación una sección conica que p ermite que el mineral se distribuya entre la carga moliente y simultáneamente que la pulpa llegue a la parte inferior evitándose cortocircuitos de material, que pese a la descarga sobre la carga de barras , ayudando simultáneamente a que el revestimiento de las cabeceras no sea consumido rápidamente debido a que el material entratnte mantiene los rodillos en la sección cilíndrica. D.
MOLINOS DE BOLAS. Generalmente trabajan en cortocircuito cerrado con un clasificador aunque pueden igualmente operar en circuito abierto. El tamaño del alimento que pueden recibir es variable y depende de la dureza del mineral. Los productos igualmente dependerán de las condiciones de operación y pueden ser tan gruesos como de malla 35 o tan finos que se encuentren en un 100% por debajo de la malla 325 con radios de reducción de 30 o mayores. La acción moledora de este tipo de molinos, es ejercida por contacto entre las bolas y el mineral mediante acción de golpe y frotamiento efectuado por las cascadas y cataratas producidas por las bolas de diferentes diámetros elevados por ondulaciones de las chaquetas o forros interiores del molino. Los molinos de bolas se encargan normalmente entre el 40 al 45% de su volumen , pero pueden cargarse hasta el 50% o ligeramente mas.
13. Cite las diferencias entre un clasificador mecanico (helicoidal o de rastrillo) y un hidrociclon. HIDROCICLON. Es un aparato estatico que utiliza fuerzas centrifugas para clasificar solidos contenidos en una pulpa. Si los solidos que alimentan al clasificador están suspendidos en aire, este se denomina simplemente ciclon. Su uso es ampliamente difundido en las plantas metalurgicas pudiendo realizar clasificaciones en rangos tan gruesos como 600 micrones y tan finos como los de 10 micrones, compitiendo con tamices y centrifugas. Las principales ventajas que ofrece son su fácil fabricación , su gran capacidad respecto al espacio que ocupa y su bajo costo.
PARTES DE UN HIDROCICLONES Camara cilíndrica de alimentación. (A) a la que la pulpa ingresa tangencialmente a presión por la tubería de alimentación (B). Esta parte cilíndrica esta provista en su parte superior de un diagragma llamada vortex finder (C) que luego se prolonga a través de una tubería (D) por don de serán evacuados los productos finos de la clasificación (rebose).
Seccion cilíndrica. (E) . que se transforma en la parte en un cono (F) que termina en una boquilla (G) por donde son evacuados los productos gruesos (descarga). Esta boquilla recibe el nombre de ápex. Un hidrociclon se especifica por el diámetro de la cámara cilíndrica de alimentación Dc, siendo las dimensiones restantes funciones de esta magnitud. Por ejemplo el area de ingreso varia del 6 al 8 % del area transversal de la parte cilíndrica. Esta entrada es en una mayoría De casos rectangular o cuadrada.
El vortex. Tiene diámetro Do, que oscila entre el 30% al 40% del dianetro Dc y penetra hasta la sección cilíndrica para evitar los cortocircuitos que podrían arrastrar partículas gruesas al rebose. La sección cilíndrica localizada entre las sección conica y la cámara cilíndrica de alimentación, tiene un diámetro Dc; su longitud puede variar de a cuerdo a la aplicacion del ciclon como se vera posteriormente. La seccion conica presenta un angulo de 12 ° para ciclones menores a 10” mientras que para diametros mayores, el angulo puede llegar a 20 °.
El Apex. Tiene un diametro de aproximadamente ¼ del diametro Do del vortex.
CLASIFICACION. Se denomina a la separacion de un conjunto de particulas de tamaños hetereogeneos en dos porciones, cada una conteniendo particulas de granulometria u otra propiedad mas especifica que el conjunto original. La clasificacion se realize por diferencias de tamano y de gravedad especifica que originan diferentes velocidades de sedimentacion entre las particulas en un fluido ( agua o aire), cuando sobre ellas actuan campos de fuerzas como el gravitatorio u otros. Se distingue del tamizado por que este utilia exclusivamente el tamano de particulas. Las operaciones de clasificacion se efectuan en diferentes tipos de aparatos, tales como los clasificadores helicoidales, los de rastrillos, los cyclones o simplemente en estanques. La operacion de todos ellos puede ser representada esquematicamente en la forma que se presenta en la figura 6.1.
Clasificacion mecanica. Las partes principales del clasificador mecanico son: El tanque o arteza de a sentamiento inclinado, en el cual esta montado el mecanismo agitador y de transporte de arena. El especifico de clasificador; entre ellos tenemos: -
Clasificadores de rastrillos DORR-OLIVER. Clasificador helicoidal – Con espiral exterior : AIKENS
La accion de separacion toma lugar en la arteza del tanque, la cual tiene un fondo inclinado y es cerrado por un vertedero de rebalse el cual es ususalmente una descarga de Molino, se introduce en el extreme poco profundo- de la piscine (pool) mas lejano del rebalse, son de una baja velocidad inicial que permiten disponer del tiempo necesario mientras que las particulas finas sean trasnportadas por el vertedero, Estas particulas gruesas se sedimentan al fondo de la cuba o a rteza donde la espiral ( o helice) las transporta hacia arriba en el tanque inclinado, siendo descargadas por el extreme superior del mismo. Mientras estan siendo trasnportadas las fracciones gruesas, estas agitan y lavan en contraflujo; consiguiendose de esta manera reducer la cantidad de tamanos finos llevados fuera con la fraccion gruesa.
14. Con los datos de la tabla siguiente calcular el tamaño de corte o d50 del ciclon y construir la curva tromp o eficiencia de clasificacion. Tamaño de Particulas u u malla nominal promedio 0 +48 295 351 65 100 150 200 270 -270
208 147 105 74 54
% Peso retenido ( Ac +)
% Acumulado Pasante ( Ac -)
Alimento 27.97
Arenas 36.65
Rebose 11.57
Alimento 72.03
Arenas 63.35
Rebose 88.43
10.98 10.31 8.97 5.60 3.78 32.39 100
13.18 12.02 9.19 4.37 2.12 22.47 100
6.84 7.07 8.55 7.93 6.9 51.14 100
61.05 50.74 41.77 36.17 32.39 0.00
50.17 38.15 28.96 24.59 22.47 0.00
81.59 74.52 65.97 58.04 51.14 0.00
247.7 174.8 124.2 88.1 63.2 45.4
Efic. Parcial Gruesos
Peso retenido
Finos 279.7 109.8
103.1 89.7 56 37.8 323.9 1000
DISTRIBUCIÓN DEL ALIMENTO,
Tamano de Particulas
N
malla
1 2 3 4 5 6 7 6
48 65 100 150 200 270 -270
% Peso retenido
Peso retenido
µ "X "
µ nominal
295 208 147
351 247.7 174.8
105 74
124.2 88.1
54
63.2 45.4
gr 27.97 10.98 10.31 8.97 5.60 3.78 32.39 100.00
m= C= constante = C
=
log
% Peso retenido
% Peso Pasante
log X
log Y
Ac (+)
Ac (-) " Y "
X'
Y'
X'*Y'
X'²
Y'²
27.97 38.95 49.26 58.23 63.83 67.61 100.00
72.03 61.05 50.74 41.77 36.17 32.39 0.00
2.47 2.32 2.17 2.02 1.87 1.73 #NUM!
1.86 1.79 1.71 1.62 1.56 1.51 #NUM!
4.59 4.14 3.70 3.28 2.91 2.62 #NUM!
6.10 5.37 4.70 4.09 3.49 3.00 #NUM!
3.45 3.19 2.91 2.63 2.43 2.28 #NUM!
12.58
10.04
21.23
26.75
16.88
0.48341 0.65965
100 k
m
despejando k =
592.55182
Tabulador para Y
Funcion G-S
x Y = k
Y =Ac(-) 50
m
Y * K
m
10.94769754
Log 1.03932279
X (micrones) 141.2535561
* 100 tabulador para X X (micrones) Y =Ac(-) 50
30.2649
%
Sucesivamente calculamos , los valores de m , k, mediante el metodo de Gaudin y Shuman , (para las Arenas y Rebose). y tabulamos el D50. D50 para laas arenas (descarga) = 19.6983 %
µ
D50 para el rebose (overflow)
= 51.0366 %
D50 para la alimentacion
= 30.2649 %
DISTRIBUCIÓN GRAFICA DEL ALIMENTO,UNDERFLOW Y OVERFLOW
Resumen del Calculo F (D50)
Ya =
30.2649
D (D50)
Yg =
19.8963
R (D50)
Yf =
51.0366
Calculando la Eficiencia de finos y gruesos.
Resumen de Calculos de eficiencias
Ef=
0.5615
Eg=
0.7662
Et =
43.02196
15 Cuales son los tipos de molinos de acuerdo al medio moledor. De acuerdo al medio moledor los principales tipos de molinos son:
En barras son: -
Molinos de descarga por rebalse. Molinos de descarga periférica. Molinos de descarga periférica central.
En bolas son : -
Molinos de descarga por rebalse. Molinos de descarga por parrilla.
Medios de Molienda. Los medios de molienda principalmente usados son las barras o rodillos y de bolas. La aplicacion de cualquiera de los dos es condicionada por el tamano del alimento. La aplicacion de cualquiera de los dos es condicionada por el alimento, pero fundamentalmente por las caracateristicas deseadas del product. Si la molienda debe producer una cantidad minima de finos o es una etapa intermedia y su product no sera alimentado al proceso posterior directamente sino que pasara por otra etapa de molienda, es habitual el uso de barras cilindricas de diametros que dependeran del tamano del alimento. Si se trata de obtener productos finos debera usarse bolas que a pesar de perder rapidamente su tamano , presentan una gran superficie por unidad de volume (mayor que las barras) e igual movilidad en cualquier direccion. L:a molienda con bolas y barras es diferente en cada caso, se ha establecido que los productos de molinos de barras son generalmente gruesos y uniformes, mientras que los de m olinos de bolas son finos y se distribuyen en un amplio rango de tamanos.
Los guijarros tienen usos especificos en la industria de los no metalicos y no seran considerados en este punto. Figura a Circuito abierto de moilienda . constituida por un Molino de barras en serie con un circuito cerrado inverso en el cual se elimina las particulas finas antes del Molino de bolas para evitar sobremolienda.
Figura b Circuito abierto ( Molino de barras). En serie con un circuito normal de molienda fina, donde el product del Molino de bolas se envia al ciclon, cuyos gruesos retornan al molino.
A continuacion se estudia las caracteristicas de ambos medios de molienda.
Caracteristicas de las Barras. Las barras son generalmente de acero fundido y/o aleado, aunque en algunos casos se usa fierro fundido. Deben ser rectas y lo suficiente duras para mantener esta caracteristica durante la vida util. Si fueran suaves tendrian a perderse originando roturas prematuras. La longuitud puede variar entre 4” a 6 “ menos que la longitud del Molino entre forros. Para longitudes comprendidas entre 12.5‘ a 20’ la calidad del rodillo debe ser especial para evitar su ruptura ( es inusual usar rodillos de mas de 20’ ). Segun los fabricantes la calidad respecto al analisis quimico debera estar en las soguientes rangos de composicion. Elemento
%
C Mn Si S P
0.85 - 1.02 0.60 - 0.90 0.15 - 0.30 Max. - 0.05 Max. 0.04
Caracteristicas de las bolas. Se fabrican en acero forjado o fundido. Existe cierta tendencia a afirmar de acuerdo a comprobaciones practicas que las primeras son de mejor calidad. Entre los requerimientos fisicos mas importantes par alas bolas esta el de su dureza; par alas bolas blandas el rango debe estar entre 350 – 450 Brinnell y para duras en 700. La composicion quimica debera ser. Elemento C Mn Si Cr S P
% 0.85 0.70 0.15 0.70 Max. Max. -
1.00 1.00 0.30 1.00 0.03 0.04
Fuente: Ingenieria metalurgica – Operaciones untitarias y procesamiento de minerales. Autor : Ivan. Quiroz Nunez
16 Diagrame un circuito de molienda clasificacion para el procesamiento de un mineral sulfurado que contiene galena, esfalerita, pirita y silicatos.
1. Molino de rolos. 2. Molino de bolas primario y secundario. 3. Rougher Pb 1. 4. Ronghing Pb 2. 5. Chaning Pb (3et). 6. Concentrado de Pb. 7. Acondicionamiento. 8. Rougher Zn. 9. Cleaning Zn. 10. Molino de remolienda. 11. Concentrado de Zn. 12. Cola final.
17 Realice el circuito de elminacion de agua de una planta concentradora.
Al analizar el circuito de la planta de procesamiento, identifica mos que de los espesadores T, generalmente proporcionan agua de todos sus procesos, y el metodo para eliminarla es tratando el agua en un proceso quimico, u biologico con el fin de hacerla potable y que los limites, tantos de metales pesados , Ph, potencial redox ect. No sobrepasen los limites maximos permisibles. El objetivo es devolverlas a los rios u vertientes, con fines agricolas y de consumo humano.
Circuito de tratamiento del Agua procedente de una planta concentradora. 1)
Planta de Carachugo- ejemplo.
La primera planta de tratamiento formó parte de las instalaciones de la planta de procesos del proyecto Yanacocha-Carachugo Sur. Tal y como se ilustró en el estudio de impacto ambiental de dicho proyecto, elaborado por la Minera en el año 1992, la planta de tratamiento comprendió un tanque de mezcla de aguas de exceso y químicos de precipitación y un reservorio de pulimento. El efluente del reservorio era bombeado al reservorio de agua de reposición o directamente al medio ambiente. Las instalaciones estaban localizadas en la parte alta de la cuenca de la quebrada Pampa Larga.
La figura siguiente ilustra el diagrama de flujo de la planta:
El sistema de tratamiento de aguas de exceso se desarrolló con el tiempo. Actualmente tiene los siguientes componentes: • • •
• •
Tanque de agitación y mezcla de cloro para destrucción de cianuro. Tanque de agitación y mezcla de cal para ajuste de Ph Tanques de agitación y mezcla de floculante e hidrosulfuro de sodio para remoción de As y otros metales. Tanque de agitación y mezcla de cloruro férrico para remoción de metales. Adición de floculante y remoción de los sólidos precipitados en un reactor clarificador
Los componentes referidos están diseñados para garantizar concentraciones de cianuro WAD (ácido débil disoluble) menores de 0,2 mg/l en el efluente, así como valores de múltiples parámetros físico-químicos por debajo de los límites máximos permisibles (LMP) establecidos por la normatividad Peruana. La capacidad actual de la planta es de 700 m3 /h, divididos en un módulo original de 400 m3 /h, construido para las aguas de exceso de Cara chugo, y un módulo posterior de 300m3 /h para las aguas “barren” de exceso producidas por Carachugo y Maqui-Maqui. El sobrenadante de cada clarificador es descargado a la poza amortiguadora (buffer pond) de Pampa Larga, el cual vierte su efluente a la Quebrada Pampa Larga, antes del punto de control de cumplimiento de descarga (DCP) localizado 1,5 km aguas abajo, sobre la Quebrada Honda. Actualmente, el sitio del punto de control de cumplimiento de descarga está en proceso el cambio; se planea pasarlo al reservorio de amortiguamiento. Los lodos de cada clarificador son trasladados al tanque de lodos para su descarga a la pila de lixiviación de Carachugo o para su r etorno a la planta de excesos.
La figura siguiente ilustra el diagrama de flujo de la planta.
18. Realice un diagrama de un circuito de separacion cobre-plomo. Las leyes del mineral procesado son: Cu: 0.30% Pb:2.5% Zn: 7.0% Fe: 12%. En su respuesta parta del concentrado Bulk.
19. Realice un diagrama del circuito de Zinc las caracteristicas del circuito es: a.- Remolienda de medios b.- 1 etapa rougher c.- 2 etapa scavenger d.- 3 etapa de limpieza. c.- Ubique de acuerdo a su criterio los demas equipos y los puntos de adicion de los reactivos. El mineral procesado es un mineral polimetalico de Cu-Pb-Zn. En su respuesta parta del relave.
Diagrama de circuito de Zinc.
20. En el siguiente diagrama calcular la cantidad de agua que recircula a la planta concentradora en m3/hr. el relave que ingresa al espesador proviene de una planta concentradora que trata 5000 TMSD de mineral. La Produccion diaria de concentrados en la planta es de. Concentrado de Cobre : 30 TM con 9 % de humedad. Concentrado de Plomo 125 TM con 12 % de humedad. Concentrado de Zinc, 450 TM con 10% de humedad. Considerar que el rebose del espesador no contiene solidos en suspension.
Desarrollo.
Agua Conc. Cu = 30*0.09 = 2.7 TM de peso de agua Agua Conc. Pb = 125*0.12 =15 TM “ Agua Conc. Zn = 450*0.10 =45 TM “ Calculando la Cantidad de Relave generado F=C+R 5000 = (30+125+450)+R ---------- R = 4395 TM
Agua que ingresa al espesador. A espesador = 4395*(100-30)/30 = 10255 m3/hr
Agua que recircula al deposito de relaves Qagua = 4395 * (100-55)/55= 3595.90 m3/hr
Agua que recircula ala planta concentradora. Q = 10255-3595.90 = 6659.1 m3/hr
21. Dibuje un esquema el cual explique el procedimiento para efectuar el analisis de malla de rebose de un hidrociclon . Considerar desde el muestreo.
Los hidrociclones de cono tendido o ancho, mayor de 20º, son usados principalmente para clasificar tanto por tamaño como por densidad (clasificación selectiva). El ángulo de su parte cónica varía entre 20º y 45º, aunque excepcionalmente pueden encontrarse hidrociclones de hasta l60º. Se construyen en diámetros comprendidos entre 250 mm y 1250 mm, aunque algunos fabricantes construyen modelos de hasta 2000 mm (Fig. 3). Fig. 3 - Ciclón de cono tendido (∅ 750 mm) en lavado de arenas.
Como es lógico al disminuir el tiempo de residencia de la pulpa en el interior del hidrociclón, por su menor longitud, aumenta el tamaño de separación. Ello trae como consecuencia que estos hidrociclones no alcancen una elevada recuperación de sólidos, (referida a la descarga), pero si presentan una mejor selectividad. La presión de operación suele ser menor a 150 kPa, aunque nunca menor de 20 kPa pues sino no se consigue una columna central de vacío estable. Generalmente se operan entre 30 kPa y 100 kPa y pueden alcanzar cortes entre 30 micras y 150 micras. Ha podido observarse en unidades de laboratorio, construidas en materiales transparentes, la formación de una "cama" de sólidos en la parte baja del cono que permanece en movimiento a lo largo del núcleo central, lo cual da lugar a un efecto de reclasificación, explicando él por qué de la mejor selectividad de estos hidrociclones de cono ancho (Fig. 4). Una aplicación muy conocida de este tipo de hidrociclones es el lavado de carbón con los llamados "ciclones de agua", "water-only cyclones", y los ciclones operando en medio denso, bien para tratamiento de minerales pesados o en lavado de carbón.
Sección de un hidrociclón de cono ancho.
22. Dibuje el esquema de la tercera etapa de trituracion operando en circuito cerrado.
23. Dibuje 5 tipos de concreciones mineralogicas considerados las mas comunes y anote su posibilidad de liberacion.
MODELOS DE LOS DEPOSITOS METALICOS EN EL PERU DEFINICION Y APLICACION DE MODELOS Los depósitos metálicos exponen una gran variedad de características que varían de un depósito a otro. Sin embargo, los depósitos también tienen características comunes entre sí que permiten su clasificación por tipos. Un modelo es la descripción sistemática de las características esenciales de un determinado tipo de depósito metálico (Cox & Singer, 1986). Durante los últimos 40 años, el éxito en la exploración ha sido aumentado considerablemente gracias al desarrollo y a la aplicación de dichos modelos (Cook, 1986). Particularmente, los modelos que presentan una descripción de características geológicas, mineralógicas, geoquímicas y geofísicas de un determinado tipo de depósito sirven para guiar la exploración, basándose en la comparación de los datos obtenidos en el área de estudio con las características señaladas en el modelo. Los modelos en mención se llaman modelos descriptivos. Ellos han sido desarrollados por el Servicio Geológico de los Estados Unidos (Cox & Singer, 1986; Bliss, 1992). Hasta la fecha se han elaborado dichos modelos para aproximadamente 100 tipos de depósitos metálicos, basándose en miles de depósitos bien explorados en todo el mundo. Cada modelo descriptivo contiene la siguiente información:
Ambiente geológico en que se encuentra el depósito metálico · Situación geotectónica · Ambiente de deposición · Edad del evento responsable de la formación del depósito
Características geológicas del depósito metálico · Rocas encajonantes favorables · Control de la mineralización · Forma (estructura, textura y zonificación) de la mineralización · Mineralogía · Características de la alteración · Efectos de la meteorización · Características geoquímicas y geofísicas
Tonelaje y ley del depósito metálico · Estimaciones de la ley y del tonelaje previo al minado A continuación se presentan 19 modelos con los cuales se trata de describir los principales tipos de depósitos metálicos descritos en el primer capítulo. La descripción se basa mayormente en los trabajos de Cox & Singer (1986) y Bliss (1992), adoptando su clasificación según ambientes litológicos. Sin embargo, los modelos han sido ajustados a la situación del Perú y se ha cambiado los nombres de algunos modelos así como su numeración original. Además, los modelos incluyen guías para la exploración.
Cuadro 2.1: Relación de modelos descriptivos de depósitos metálicos.
DEPÓSITOS DE PÓRFIDO DE CU (MODELO 1A) Ambiente geológico Situación geotectónica: Los depósitos de pórfido de Cu se presentan en arcos de islas y arcos magmáticos a lo largo de márgenes continentales convergentes.
Ambiente de deposición: Su ambiente de deposición son stocks subvolcánicos contemporáneos con diques, pipes de brechas y fallas. También se presentan en cúpulas de batolitos. Los procesos de elevación y erosión han sido necesarios para exponer las rocas subvolcánicas.
Edad: Los pórfidos de Cu se formaron mayormente durante el Mesozoico y Cenozoico.
Depósitos asociados: Los siguientes depósitos están asociados a los pórfidos de Cu: vetas y reemplazamiento de Cu-Pb-Zn, skarn de Cu, skarn y reemplazamiento de Pb-Zn, vetas epitermales de tipo adularia-sericita y depósitos epitermales de tipo ácido-sulfato.
Características geológicas Rocas encajonantes favorables: Las rocas favorables para contener los pórfidos de Cu son rocas ígneas porfiríticas de composición tonalítica, granodiorítica y monzogranítica emplazadas en rocas volcánicas y sedimentarias.
Control y forma de la mineralización: La mineralización se encuentra en las rocas porfiríticas y en las rocas enjaconantes en forma de venillas de stockwork y diseminaciones.
Mineralogía y características de la alteración: La mineralización y la alteración hidrotermal tienen una interrelación estrecha. Generalmente se pueden distinguir las siguientes zonas partiendo del centro a la periferia del depósito: · Zona potásica: calcopirita + pirita ± molibdenita; zonas de calcopirita + bornita + magnetita ± Au; cuarzo + feldespato potásico + biotita ± anhidrita. · Zona filítica y argílica: pirita ± calcopirita; cuarzo + sericita ± caolinita. · Zona propilítica: clorita + epídota + calcita; vetas tardías de enargita, tetrahedrita, galena, esfalerita.
Efectos de la meteorización: La meteorización da lugar a carbonatos y silicatos verdes y azules de cobre. Los depósitos de sulfuros secundarios contienen calcocina y covelina que r eemplazan pirita y calcopirita.
Características geoquímicas: Los pórfidos de Cu se caracterizan por una zona central con los elementos Cu ± Mo ± Au ± Ag ± W ± Sr y zonas exteriores con Pb ± Zn ± Au ± As ± Sb ± Mn ± Co ± Ba.
Tonelaje y Ley La estimación de tonelaje y ley se basa en el análisis de 208 depósitos y arroja los siguientes resultados: · Tonelaje: la mediana estadística de depósitos es de 140 Millones de toneladas, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 1,100 Millones de toneladas. · Ley: la mediana estadística de depósitos es de 0.54 % Cu, el 10% superior de depósitos contienen . 0.94 % Cu, ³ 0.03% Mo, ³ 2.6 g/t Ag y ³ 0.4 g/t Au.
Guías para la exploración de depósitos de este tipo Con la ayuda de imágenes de satélite se deben localizar anomalías espectrales que puedan indicar sombreros de fierro, zonas de alteración hidrotermal y zonas sin vegetación. En base a los resultados de este estudio se debe realizar la cartografía geológica detallada, prospección geofísica (debido al carácter diseminado del depósito la polarización inducida (IP) es la más aplicable) y prospección geoquímica (muestreo de sedimentos de quebrada, suelos y rocas) en las zonas favorables. Las muestras deben ser analizadas por Cu, Mo, Au, Pb, Zn, Ag y Mn. Las anomalías de la prospección geofísica y geoquímica deben ser usadas para establecer los sitios de trincheras y pozos y en casos positivos los sitios de sondajes de perforación.
Modelo generalizado de los depósitos de pórfido de Cu (según Sillitoe, 1973)
DEPÓSITOS DE SKARN DE CU (MODELO 1C) Ambiente geológico Situación geotectónica: Los depósitos de skarn de Cu se presentan en arcos magmáticos a lo largo de márgenes continentales convergentes.
Ambiente de deposición: Su ambiente de deposición son intrusiones emplazadas en rocas carbonatadas. Edad: Los skarn de Cu pueden tener edades del Paleozoico superior al Cenozoico. Depósitos asociados: Los depósitos asociados a los skarn de Cu son los depósitos de skarn y de reemplazamiento de Pb-Zn y los pórfidos de Cu.
Características geológicas Rocas encajonantes favorables: Las rocas favorables para contener los skarn de Cu son stocks, diques y pipes de brecha de composición granodiorítica a cuarzomonzonítica emplazados en rocas carbonatadas. La textura de rocas ígneas es granítica a porfirítica, la de las rocas carbonatadas granoblástica a hornfélsica.
Control de la mineralización: La mineralización se encuentra dentro de rocas carbonatadas, las cuales se hallan cerca de rocas intrusivas.
Forma de la mineralización: La mineralización se presenta en cuerpos irregulares y/o tabulares. La textura de la mineralización es granoblástica gruesa con sulfuros intersticiales.
Mineralogía: La paragénesis de los skarn de Cu es la siguiente: calcopirita + pirita ± hematita ± magnetita ± bornita ± pirrotita. También pueden estar presentes molibdenita, bismutinita, esfalerita, galena, arsenopirita, enargita, cobaltita, tennantita y tetrahedrita. El Au y l a Ag pueden encontrarse como subproductos importantes.
Características de la alteración: La alteración se presenta en el centro con diópsido + andratita, en la zona exterior con wollastonita ± tremolita y en las zonas p eriféricas en forma de mármol. Las rocas ígneas pueden contener epídota + piroxeno + granates. Una alteración retrógrada con actinolita, clorita y minerales de arcilla puede estar presente.
Efectos de la meteorización: La meteorización da lugar a la formación de sombreros de fierro con carbonatos y silicatos de cobre.
Características geoquímicas y geofísicas : Los skarn de Cu se caracterizan por una zona central con los elementos Cu-Au-Ag que va graduando a una zona exterior con Au-Ag y una zona periférica con Pb-Zn-Ag. En algunos depósitos se observan anomalías de Co-As-Sb-Bi. Los skarn de Cu siempre demuestran una anomalía magnética.
Tonelaje y Ley La estimación de tonelaje y ley se basa en el análisis de 64 depósitos y arroja los siguientes resultados: · Tonelaje: la mediana estadística de depósitos es de 0.56 Millones de toneladas, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 9.2 Millones de toneladas. · Ley: la mediana estadística de depósitos es de 1.7 % Cu, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 4 % Cu, ³ 36 g/t Ag y ³ 2.8 g/t Au.
Guías para la exploración de depósitos de este tipo Basándose en mapas geológicos y fotos aéreas se deben seleccionar áreas con rocas carbonatadas intruidas por rocas ígneas félsicas. Considerando que la magnetita puede formar un componente considerable del depósito, estudios magnéticos aerotransportados pueden ser usados para delinear zonas de skarn. Los trabajos de campo deben comprender la cartografía geológica detallada (búsqueda de calco-silicatos en guijarros y cantos) y el muestreo y análisis de minerales pesados (granates, piroxenos). Basándose en las anomalías aeromagnéticas, los resultados de la cartografía geológica y la distribución de calco-silicatos, granates y piroxenos se deben establecer los sitios de trincheras, de pozos o de sondajes de perforación.
DEPÓSITOS DE SKARN Y DE REEMPLAZAMIENTO DE PB-ZN (MODELO 1D) Ambiente geológico Situación geotectónica: Los depósitos de skarn y de reemplazamiento de Pb-Zn se presentan en arcos magmáticos a lo largo de márgenes continentales convergentes.
Ambiente de deposición: Su ambiente de depósicion son intrusiones subvolcánicas emplazadas en rocas carbonatadas y/o reemplazamiento en rocas carbonatadas por soluciones que migran de intrusiones subvolcánicas.
Edad: Los depósitos de skarn y de reemplazamiento de Pb-Zn se formaron mayormente durante el Mesozoico y Cenozoico.
Depósitos asociados: Los depósitos asociados a los depósitos de skarn y de reemplazamiento de Pb-Zn son los skarn de Cu.
Características geológicas Rocas encajonantes favorables: Las rocas favorables para contener los depósitos de skarn y de reemplazamiento de Pb-Zn son rocas sedimentarias, principalmente calizas, dolomitas y lutitas intruidas por stocks y diques de composición diorítica a granodiorítica. La textura de rocas ígneas es porfirítica, la de las rocas sedimentarias granoblástica a hornfélsica.
Control de la mineralización: La mineralización está controlada por fracturas, fallas, zonas brechadas, capas susceptibles, canales de solución o cavernas. Los depósitos pueden encontrarse lejos (cientos de metros) del intrusivo.
Forma de la mineralización: La mineralización se presenta en cuerpos irregulares, vetas y mantos. La textura de la mineralización es granoblástica con sulfuros masivos, intersticiales y porosos.
Mineralogía: La paragénesis de los depósitos de skarn y de reemplazamiento de Pb-Zn es la siguiente: esfalerita + galena + calcopirita ± pirrotita ± arsenopirita ± tetrahedrita/tennantita ± proustita ± pirargirita ± enargita ± bournonita ± jamesonita. Los minerales de cuarzo, pirita, marcasita, fluorita y baritina son abundantes. La Ag puede ser un subproducto importante. El Au es raro.
Características de la alteración: La alteración se presenta con hedenbergita de Mn ± antradita ± grosularia ± espesartita ± rodonita. Además se observa una alteración retrógrada con actinolita de Mn ± ilvaita de Mn ± clorita ± rodocrosita. Las calizas se h allan dolomitizadas y silicificadas; las lutitas y las rocas ígn eas se hallan cloritizadas y argilizadas. Frecuentemente se observa piritización.
Efectos de la meteorización: La meterorización da lugar a la formación de sombreros de fierro y masas de ocre con cerusita, anglesita y hemimorfita.
Características geoquímicas: Los depósitos de skarn y d e reemplazamiento se caracterizan por anomalías de Pb, Zn, Mn, Ag, Cu, As, Ba y F. Localmente se observa anomalías de Au, Sb y Bi.
Tonelaje y Ley La estimación de tonelaje y ley se basa en el análisis de 86 depósitos y arroja los siguientes resultados: · Tonelaje: la mediana estadística de depósitos es de 1.6 Millones de toneladas, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 13 Millones de toneladas. · Ley: la mediana estadística de depósitos es de 4.9 % Zn, 4.2 % Pb y 104 g/t Ag, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 16 % Zn, ³ 14.3 % Pb, ³ 490 g/t Ag y ³ 1.1 % Cu.
Guías para la exploración de depósitos de este tipo Basándose en mapas geológicos y fotos aéreas se deben seleccionar áreas con rocas carbonatadas intruidas por rocas subvolcánicas félsicas. Los trabajos de campo deben comprender la cartografía geológica detallada (búsqueda de calco-silicatos en guijarros y cantos, zonas fracturadas, dolomitizadas y silicificadas). El muestreo y análisis de minerales pesados (granates, piroxenos) y la prospección geofísica (geomagnética y polarización inducida) pueden ayudar a localizar cuerpos mineralizados. Los resultados del cartografiado geológico, la distribución de calco-silicatos, granates y piroxenos y la prospección geofísica deberían ayudar a establecer los sitios de trincheras, de pozos o de sondajes de perforación.
Modelo generalizado de los depósitos de skarn de Cu y Pb-Zn (según Meinert et al., 1980)
VETAS EPITERMALES DE TIPO ADULARIA-SERICITA (MODELO 2A) Ambiente geológico Situación geotectónica: Las vetas epitermales de tipo adularia-sericita se presentan asociadas a sistemas de fallas persistentes a lo largo de márgenes continentales convergentes.
Ambiente de deposición: Su ambiente de deposición son centros volcánicos subaéreos, zonas de fracturas relacionadas con calderas o la elevación de domos y grandes fallas normales.
Edad: Las vetas epitermales de tipo adularia-sericita se formaron mayormente durante el Cenozoico. Depósitos asociados: Los siguientes depósitos están asociados a las vetas epitermales de tipo adulariasericita: pórfidos de Cu, pórfidos de Cu-Au, depósitos epitermales de tipo ácido-sulfato y vetas y reemplazamiento de Cu-Pb-Zn.
Características geológicas Rocas encajonantes favorables: Las rocas favorables para contener los depósitos de este tipo son las andesitas, dacitas, riodacitas, riolitas y rocas sedimentarias asociadas. La textura de las rocas volcánicas es porfirítica.
Control y forma de la mineralización: La mineralización puede ser tanto de tipo stockwork como de tipo vetiforme: · La mineralización de stockwork se ubicada en centros de domos volcánicos dentro de brechas (cementadas por sílica o no cementadas). Los sulfuros son de grano muy fino y se encuentran diseminados en las rocas silicificadas.
· La mineralización vetiforme está asociada a sistemas de fallas persistentes. La mineralización se presenta en vetas bandeadas con texturas coloformes y cuarzo lamelar. Las zonas de enriquecimiento existen donde las vetas cambian su rumbo o buzamiento y en las intersecciones de vetas.
Mineralogía: La paragénesis de las vetas epitermales de tipo adularia-sericita es la siguiente: galena + esfalerita + calcopirita + sulfosales de Cu + sulfosales de Ag ± Au ± teluridas ± bornita ± arsenopirita. Los minerales de ganga son cuarzo + clorita + pirita + rodocrosita + baritina ± fluorita ± calcita ± siderita ± ankerita ± sericita ± adularia ± caolinita.
Características de la alteración (desde el techo hasta la base del sistema): · En la mineralización de stockwork la alteración se presenta de la siguiente forma: sinter de sílice ® silicificación masiva ® stockworks y vetas de cuarzo + adularia y brechas cementadas con cuarzo y cuarzo + clorita. Las vetas son generalmente calcedónicas. · En la mineralización vetiforme se observa lo siguiente: cuarzo + montmorillonita + caolinita ® cuarzo + illita ® cuarzo + adularia + sericita ® cuarzo + clorita.
Efectos de la meteorización: La meteorización da lugar a rocas encajonantes lixiviadas con goethita, jarosita y alunita.
Características geoquímicas: Desde el techo hacia la profundidad se observa la siguiente zonificación geoquímica: Au + As + Sb + Hg + Tl ® Au + Ag + Pb + Zn + Cu ® Ag + Pb + Zn ® Cu + Pb + Zn.
Tonelaje y Ley En el caso de la mineralización de stockwork la estimación de tonelaje y ley se basa en en análisis de 17 depósitos y arroja los siguientes resultados: · Tonelaje: la mediana estadística de depósitos es de 13 Millones de toneladas, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 100 Millones de toneladas. · Ley: la mediana estadística de depósitos es de 1.6 g/t Au y 2.9 g/t Ag, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 3.1 g/t Au y ³ 49 g/t Ag. En el caso de la mineralización vetiforme la estimación de tonelaje y ley se basa en el análisis de 27 depósitos, dando lo siguiente: · Tonelaje: la mediana estadística de depósitos es de 1.4 Millones de toneladas, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 23 Millones de toneladas. · Ley: la mediana estadística de depósitos es de 1.5 g/t Au, 130 g/t Ag, 2.5 % Pb y 1.7 % Zn, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 10 g/t Au, ³ 510 g/t Ag, ³ 5.5 % Pb, ³ 9.3 % Zn y ³ 1.1 % Cu.
Guías para la exploración de depósitos de este tipo Con la ayuda de mapa s geológicos se deben seleccionar áreas con r ocas volcánicas subaéreas, y luego analizar imágenes de satélite para localizar edificios volcánicos, calderas, domos, estructuras de fallas y anomalías espectrales que puedan indicar zonas de alteración hidrotermal. En base a los resultados de estos estudios se deben realizar la cartografía geológica detallada (zonas falladas y fracturadas con silicificación, argilización, brechas, stockworks, sinter de sílice). La prospección geoquímica con la toma de muestras de rocas y sedimentos de quebradas es indispensable. Las muestras deben ser analizadas por Au, Ag, As, Sb, Hg, (Pb, Zn, Cu). Basándose en los resultados del cartografiado geológico y las anomalías de la prospección geoquímica se deben establecer los sitios de trincheras, de pozos y/o de sondajes de perforación.
Modelo generalizado de las vetas epitermales de tipo adularia-sericita (según Ericksen et al., 1995)
DEPÓSITOS EPITERMALES DE TIPO ÁCIDO-SULFATO (MODELO 2B) Ambiente geológico Situación geotectónica: Los depósitos epitermales de tipo ácido-sulfato se presentan asociados a sistemas de fallas persistentes a lo largo de márgenes continentales convergentes.
Ambiente de deposición: Su ambiente de deposición son edificios volcánicos subaéreos, zonas de fracturas circulares de calderas y fracturas relacionadas con la elevación de domos.
Edad: Los depósitos epitermales de tipo ácido-sulfato se formaron mayormente durante el Cenozoico. Depósitos asociados: Los siguiente depósitos están asociados a los depósitos epitermales de tipo ácidosulfato: vetas epitermales de tipo adularia-sericita, pórfidos de Cu, pórfidos de Cu-Au así como vetas y reemplazamiento de Cu-Pb-Zn.
Características geológicas Rocas encajonantes favorables: Las rocas favorables para contener los depósitos epitermales de tipo ácidosulfato son stocks subvolcánicos así como domos d acíticos, riodacíticos y riolíticos.
Control de la mineralización: La mineralizacion está asociada a sistemas de fallas persistentes o centros de actividades (sub)volcánicas.
Forma de la mineralización: La mineralización se presenta en vetas o venillas de stockwork dentro de brechas hidrotermales. Las vetas son frecuentemente porosas y muestran bandeamiento. Mineralogía: La paragénesis de los depósitos epitermales de tipo ácido-sulfato es la siguiente: Au + enargita + pirita + sulfosales de Ag ± calcopirita ± bornita ± teluridas de metales preciosos ± galena ± esfalerita ±
wolframita. Los depósitos pueden tener una zona de oxidación hipógena con calcocina + covelina y vetas tardías de azufre.
Características de la alteración: En el centro de los depósitos se observa un n ucleo de sílice residual (vuggy silica) rodeado por una zona con cuarzo + alunita. La zona exterior está compuesta de caolinita + montmorillonita. La alteración propilítica (clorita + calcita) depende de la extensión de la alunitización temprana.
Efectos de la meteorización: La meteorización da lugar a abundante limonita amarilla, jarosita, goethita, caolinita blanca, vetas de alunita de grano fino y hematita.
Características geoquímicas: En las partes superiores se observan los elementos de Au + As + Cu. Hacia la profundidad se aumentan los metales básicos.
Tonelaje y Ley La estimación de tonelaje y ley se basa en el análisis de 8 depósitos y arroja los siguientes resultados: · Tonelaje: la mediana estadística de depósitos es de 1.6 Millones de toneladas, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 11 Millones de toneladas. · Ley: la mediana estadística de depósitos es de 8.4 g/t Au y 18 g/t Ag, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 18 g/t Au, ³ 130 g/t Ag y ³ 5 g/t Cu.
Guías para la exploración de depósitos de este tipo Se deben analizar imágenes de satélite y mapas geológicos para localizar edificios volcánicos subaéreos, fallas, calderas y anomalías espectrales que puedan indicar zonas de alteración hidrotermal. En base a los resultados de estos estudios se debe realizar la cartografía geológica detallada (zonas fracturadas, alunita hipógena, zonas con sílice residual). La prospección geoquímica con la toma de muestras de rocas y sedimentos de quebradas es importante. Las muestras deben ser analizadas por Au, As, Cu, (Pb, Zn). Basándose en los resultados de la cartografía geológica y las anomalías de la prospección geoquímica se deben establecer los sitios de trincheras y pozos y en casos positivos los sitios de sondajes de perforación.
Modelo generalizado de los depósitos epitermales de tipo ácído-sulfato (según Ericksen et al., 1995)
DEPÓSITOS DE SULFUROS MASIVOS VOLCANOGÉNICOS DE PB-ZN (MODELO 3B) Ambiente geológico Situación geotectónica: Los depósitos de sulfuros masivos volcanogénicos de Pb-Zn se presentan dentro de cuencas de rifting (cuencas tras arco o intra arco) tanto en arcos de islas como en márgenes continentales convergentes.
Ambiente de deposición: Su ambiente de deposición son campos termales submarinos relacionados a un volcanismo intermedio-félsico. Los campos termales están controlados por zonas fracturadas y falladas.
Edad: Los depósitos de sulfuros masivos volcanogénicos de Pb-Zn se encuentran en rocas del Precámbrico al Cenozoico.
Características geológicas Rocas encajonantes favorables: Las rocas favorables para contener los depósitos de sulfuros masivos volcanogénicos de Pb-Zn son flujos lávicos, brechas y volcanoclásticas submarinos de composición riolítica, dacítica y andesítica. Las rocas sedimentarias son lutitas y/o carbonatos negros ricos en materia orgánica.
Control de la mineralización: Los depósitos se encuentran cerca de centros volcánicos. Los cuerpos mineralizados pueden encontrarse cerca del techo félsico de secuencias volcánicas/volcanosedimentarias así como en lutitas negras y carbonatos oscuros.
Forma de la mineralización: La mineralización es de masiva a laminada con un > 60 % de sulfuros. Por debajo de la mineralización masiva se encuentran generalmente zonas de stockwork, mineralización diseminada o brechas mineralizadas.
Mineralogía de la mineralización: Desde la base hasta el techo del sistema la paragénesis es la siguiente: pirita + calcopirita ± pirrotita (stockwork) ® pirita + calcopirita ± pirrotita ± magnetita ® esfalerita + calcopirita ± galena ± tetrahedrita/tennantita ± bornita ® baritina. En algunos depósitos se encuentran yeso/anhidrita.
Características de la alteración : Asociada a los sulfuros masivos, la alteración se presenta con sericita, clorita, albita y cuarzo. En la zona de stockwork se observan cuarzo, clorita y sericita.
Efectos de la meteorización: La meteorización da lugar a sombreros de fierro amarillos, rojos y marrones. Características geoquímicas: Adyacente a los depósitos se observa un enriquecimiento en K y Mg y agotamiento en Na. Dentro de los depósitos se observan anomalías de Cu, Zn, Pb, Ba, As, Ag, Au, Se, Sn y Bi.
Tonelaje y Ley La estimación de tonelaje y ley se basa en el análisis de 432 depósitos y arroja los siguientes resultados: · Tonelaje: la mediana estadística de depósitos es de 1.5 Millones de toneladas, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 18 Millones de toneladas. · Ley: la mediana estadística de depósitos es de 1.3 % Cu, 2 % Zn 13 g/t Ag, el 10 % superior de depósitos tienen ³ 3.5 % Cu, ³ 8.7 % Zn, ³ 1.9 % Pb, ³ 100 g/t Ag y ³ 2.3 g/t Au.
Guías para la exploración de depósitos de este tipo Con la ayuda de mapas geológicos se deben seleccionar áreas con rocas volcánicas submarinas de composición riolítica a andesítica. Los trabajos de campo deben comprender la cartografía geológica detallada (domos félsicos, rocas piritosas-siliciosas, lutitas negras y carbonatos oscuros, sombreros de fierro). Puesto que la mineralización masiva frecuentemente está rodeada por sulfuros diseminados, la prospección geofísica aplicando la polarización inducida (IP), puede ser usada para delinear cuerpos mineralizados. La prospección geoquímica con la toma de muestras de sedimentos de quebrada, rocas y suelos puede ayudar la búsqueda.
Las muestras deben ser analizadas por Cu, Zn, Pb, Ba, Ag. Basándose en los resultados del cartografiado geológico y las anomalías de la prospección geofísica y geoquímica se deben establecer los sitios de trincheras y pozos y en casos positivos los sitios de sondajes de perforación.
Ambientes geológicos de los depósitos de sulfuros masivos volcanogénicos
DEPÓSITOS DE SULFUROS MASIVOS DE PB-ZN EN CARBONATOS (MODELO 4A) Ambiente geológico Situación geotectónica: Los depósitos de sulfuros masivos de Pb-Zn en carbonatos se presentan en plataformas estables asociadas a márgenes continentales divergentes y cuencas de rifting (cuencas tras arco) en márgenes continentales convergentes.
Ambiente de deposición: Su ambiente de deposición son carbonatos marinos de tipo agua somero. Los depósitos se encuentran dentro de arrecifes en flancos de elevaciones paleotopográficas o en ambientes tidales marinos. La paleotopografía está controlada por fallas sinsedimentarias.
Edad: Los depósitos de sulfuros masivos de Pb-Zn en carbonatos se encuentran en rocas del Precámbrico al Cretácico.
Características geológicas Rocas encajonantes favorables: Las rocas favorables para contener los depósitos de sulfuros masivos de PbZn en carbonatos son las dolomitas y calizas. Las calco-arenitas son las más comunes, subordinadamente se encuentran brechas de arrecife, brechas de deslizamiento, oolitas y micritas. Lutitas carbonosas, chert y rocas piroclásticas pueden existir localmente.
Control de la mineralización: La mineralización se encuentra en espacios abiertos y contactos de facies permeable/impermeable. Las rocas que pueden contener mineralización son: arrecifes permeables, dolomitas de grano grueso, fallas, brechas de colapso, brechas de arrecife, brechas de deslizamiento, brechas de falla y carbonatos finos con material carbonoso.
Forma de la mineralización: La mineralización se presenta como relleno de rocas porosas, brechas y fracturas mineralizadas, así como cuerpos lenticulares con sulfuros laminados. La mineralización es de fina hasta gruesa.
Mineralogía: La paragénesis de los depósitos de sulfuros masivos de Pb-Zn en carbonatos es la siguiente: esfalerita, galena, calcopirita, pirita, marcasita, baritina, fluorita, dolomita y cuarzo.
Características de la alteración : La alteración se presenta como dolomitización regional de grano fino así como dolomitización de grano grueso y silicificación asociada a cuerpos mineralizados. También se observa una disolución extensiva de carbonatos y desarrollo de lutitas residuales.
Efectos de la meteorización: La meteorización da lugar a silicatos y carbonatos de Zn y Pb. Características geoquímicas: Los depósitos de sulfuros masivos de Pb-Zn en carbonatos se caracterizan por anomalías de Zn, Pb, (Cu, Ag, Co, Ni) en suelos residuales y sedimentos de quebrada.
Tonelaje y Ley La estimación de tonelaje y ley se basa en el análisis de 20 depósitos y arroja los siguientes resultados: · Tonelaje: la mediana estadística de depósitos es de 35 Millones de toneladas, el 10 % superior de depósitos contienen ³ 540 Millones de toneladas. · Ley: la mediana estadística de depósitos es de 4 % Zn, 0.87 % Pb y 0.48 g/t Ag, el 10 % superior de depósitos tienen ³ 12 % Zn, ³ 3.6 % Pb y ³ 19 g/t Ag.
Guías para la exploración de depósitos de este tipo La comparación de los datos estratigráficos y estructurales del área de estudio con los de las áreas que contienen mineralización es muy exitosa para descubrir depósitos nuevos. Métodos geofísicos como la polarización inducida (IP) y la gravimetría pueden ayudar a detectar depósitos cubiertos. La prospección geoquímica con la toma de muestras de sedimentos de quebrada, suelos y rocas juega un papel importante en los programas de exploración para depósitos de este tipo. Las muestras deben ser analizadas por Zn, Pb y Ag. En base a los resultados de los análisis estratigráficas y estructurales y las anomalías de la prospección geofísica y geoquímica se establecen los sitios de trincheras y pozos y en casos positivos los sitios de sondajes de perforación.
Ambientes geológicos de los depósitos de sulfuros masivos de Pb-Zn en carbonatos (según Callahan, 1967)
24. Caracterize la mineralogia de una mena polimetalica a su criterio y especifique leyes del mineral de cabeza, reactivos a utilizar y concentrados a obtener con sus leyes. a continuación algunos tipos especiales de muestreo, de gran utilización en minería.
Muestreo de canaletas. Las figuras siguientes muestran lo difícil que es realizar un buen muestreo de
canaletas o canales.
Canaleta bien muestreada.
Las muestras son llevadas al laboratorio y mediante un análisis se obtiene sus leyes, de cada estrato. Ejemplo la ley de cabeza de la muestra a ( Pb,Zn S) que es un sulfuro de Plomo y zinc es para Pb 2.7% y Zn 3.50 , siendo el tonelaje a tratar de 2500 TMS. Los conentrados( Pb) es para Pb 63 % y Zn 6.3% Los conentrados( Zn ) es para Pb 3.3 % y Zn 57% A continuacion se traduce los datos en el siguiente problema
Problema I Datas. PRODUCTO CABEZA C1 Pb C2 Zn RELAVE
PESO TMS 2500.00
Ag oz/TC
LEYES Pb 2.70 63.00 3.30 0.70
Zn 3.50 6.30 57.00 0.80
Resumen de resultados. PESO
LEYES
PRODUCTO
Ag oz/TC
TMS
C. M
Pb
Zn
Ag oz/TC
RECUPERACION
Pb
Zn
Ag oz/TC
RATIO
Pb
Zn
CABEZA C1 Pb
2500.00 75.40
2.70 63.00
3.50 6.30
0.00 0.00
67.50 47.50
87.50 4.75
100.00 70.37
100.00 5.43
C2 Zn RELAVE
112.48 2312.13
3.30 0.70
57.00 0.80
0.00 0.00
3.71 16.18
64.11 18.50
5.50 23.98
73.27 21.14
(Cabez-Relave)= (C1 Pb-Relave)= (C2 Zn-Relave)=
Pb 2.00 62.3 2.6
a b c
(Cabez-Relave)= (C1 Pb-Relave)= (C2 Zn-Relave)=
(a*f) - (c*d) =
105.38
A
(b*f) - (c*e) =
3494.24
B
(b*d) - (a*e) =
157.21
C
Con Pb = L = [F/(A/B)] =
75.40
Con Zn = Z = [F (C/B)] =
112.48
Relaves = R= [F-(L+Z)] =
2312.13
Zn 2.7 5.5 56.2
d e f
REACTIVOS Y REACCIONES QUÍMICAS Los reactivos que se usan para sulfurizar son: sulfuro de sodio Sulfuro Acido de Sodio (Hidrosulfuro) Sulfuro de Bario
Na2S NaHS BaS
El reactivo más usado es el sulfuro de sodio, en contacto con el agua se hidroliza por ser una sal que proviene de una base fuerte y ácido fuerte:
Na2S + H20 ------------- 2 NaOH + H2O NaOH ------------Na + OH H2S -----------H + SH SH------------H + 2 -²
Como se puede ver, la reacción de disociación del Na2S introduce iones OH- produciendo alcalinidad, por otro lado los iones hidrosulfito SH- y sulfuro S-2 son los agentes activos que actúan sobre los minerales oxidados11.
conc 33.16 22.23
Si la concentración del sulfuro de sodio es su ficiente, se formará, rápidamente un lecho grueso sobre el óxido, produciendo las siguientes reacciones para el caso de la cerusita: El cambio de color claro de la cerusita que se ennegrece conforme se forman los sulfuros de plomo, es muy marcado, también se ha comprobado que para flotar cerusita no tiene que estar totalmente sulfurizada y de color negro4,siendo suficiente una sulfurización parcial que se manifiesta por el color café, además el sulfurizante debe agregarse significativamente al inicio y el resto hacerlo por etapas en los diferentes puntos del circuito de flotación. Como explicamos al inicio, los sulfuros no adsorben xantatos si es que no hay oxígeno en su superficie por esta razón los minerales oxidados y sulfurizados no pueden reaccionar con los xantatos luego de la sulfurización; por lo tanto, no flotan mientras los iones S-2 y S están libres, los cuales deben oxidarse y desaparecer de la pulpa, produciéndose la flotación cuando el oxígeno desplaza a los iones sulfurizantes de la solución. Estudios recientes sobre sulfidización indican que la presencia de sales de metales alcalinotérreos son perjudiciales para la flotación, porque reacciona con los productos provenientes de la sulfurización, pasivando los sulfuros o minerales sulfurizados con una capa de carbonato de calcio de acuerdo a la siguiente reacción: El uso de hidrosulfuro de sodio: NaHS o ácido sulfihídrico: H2S en vez del sulfuro de sodio es recomendable para evitar este efecto, formando bicarbonato de calcio soluble en vez de carbonato de calcio insoluble de acuerdo a las siguientes reacciones en medio ácido o ligeramente ácido.
La flotación de la anglesita9 se puede realizar agregando bicarbonato de sodio, transformando la superficie de este mineral en carbonato de acuerdo a la reacción: Luego la reacción de sulfurización de la anglesita carbonatada es: La adsorción del xantato es similar a lo explicado para galena y cerusita, con esto se consigue flotar anglesita
25. Esquematice un circuito de molienda que incluya la flotacion unitaria.
26 Con los datos del diagrama adjunto calcular el tonelaje de concentrados rougher producido si la alimentacion a la etapa de flotacion es de 500TM de mineral con 5% de humedad.
TM de Zn en Feed = 500 TM * 0.06 TM de Zn en Concentrado = 500 TM * 0.35 TM de Zn en Rebose = 500 TM * 0.015 Etapa de Alimento F.
= 30 TM --------- F = 175 TM -------- C = 7.5 TM -------- T
D = 100 *3.2/(35+3.2*(100-35)) = 1.31 Kg/L Q agua = 7.5*(100-35)/35 = 13.928 m3/hr Qp = 100*7.5/(35*1.31) = 16.3576 m3/hr
Etapa Descarga D D = 100 *4.5/(60+4.5*(100-60)) = 1.875 Kg/L Q agua= 7.5*(100-60)/60 =5 m3/hr Qp = 100*7.5/(60*1.875) = 6.666 m3/hr
Etapa Rebose R
27 Con los datos del problema 26 efectue el balance de material para el alimento a la flotacion 28 Con,los datos del problema 26 efectue el balance de material para el concentrado de Flotación
PRODUCTO
PESO
LEYES
C. M
RECUPERACION Zn Ag oz/TC
Zn TMS
Ag oz/TC
Ag oz/TC
Zn
RATIO conc
6.000 CABEZA
500.00
30.00
0.00
100.00
23.51
0.00
78.36
6.49
0.00
21.64
35.000 Conc. Zn
67.16
RELAVE
432.84
7.44
1.500
29 Con los datos del problema 26 efectue el balance de material para el relave de la flotacion. Para las preguntas del 27 al 29 considere la leyenda y el formulario siguiente. Qh=Q agua = T(100-S)/S = m3/hr D= 100*G/(S+G*(100-S)) = Kg/L Qp = 100*T/(S*D) = m3/hr
30 Mencione la composicion aproximada de las sales soluble de un mineral cualquiera. Mineralogía Las formas mineralogicas en las que se acumulan estas sales en los suelos son muy variables, ya que dependen de la temperatura y de la humedad. Existe una gran variedad de especies minerales que se diferencian en el grado de hidratación de su molécula, así como por la posibilidad de que se formen sales mixtas en las que intervienen más de un catión. Durante un ciclo de humectación y secado, muy común en los suelos salinos, pueden cambiar las especies cristalinas aunque no se modifique la composición iónica global. Así, el Na2SO4 se puede presentar en forma de tenardita (deshidratado), mirabilita ( con 10 moléculas de H2O) o bloedita (sal mixta). Una revisión bibliográfica nos proporcionaría de 30 a 40 minerales para estos suelos, pero en general los estudios han estado dirigidos a cuantificar el contenido en sales y sus efectos en el suelo y en las plantas y se ha investigado poco en la identificación de las especies mineralógicas presentes. Los minerales más frecuentes son:
Dentro de los cloruros: Halita ClNa
Dentro de los sulfatos: Hemihidrita CaSO4.1/2H20 Mirabilita Na2SO4.10H20 Tenardita Na2SO4 Epsomita MgSO4.7H20 Hexahidrita MgSO4.6H20 Bloedita Na2Mg(SO4)2.4H20
Dentro de los carbonatos: Nahcolita NaHCO3 Trona Na3CO3HCO3.2H2O Soda Na2CO3.10H20
Solubilidad de la sales Se trata de una propiedad muy importante, pues además de afectar a la movilidad y precipitación, va a regular su máxima concentración en la solución del suelo, y cuanto mayor sea esta, más importante va a ser su efecto perjudicial para los cultivos. Las sales mas tóxicas son, pues, las que presentan elevadas solubilidades, que darán soluciones muy concentradas. Por el contrario las sales con baja solubilidad no representaran ningún problema grave ya que precipitaran antes de alcanzar niveles perjudiciales. Como puede verse en la siguiente tabla, los cloruros y nitratos son los más solubles, después los bicarbonatos junto a los sulfatos, siendo en general los menos solubles los carbonatos. Por tanto serán estos últimos los primeros en precipitar, seguidos del sulfato cálcico y no serán considerados dentro del concepto de sales solubles, concepto que se refiere a sales muy solubles, concretamente empiezan a partir del carbonato sódico.
Solubilidades en agua de algunas sales a 20° de temperatura, en gramos/litro CaCO3
0,01
MgCO3
0,10
CaSO4.2H2O
2,40
Na2CO3
71,00
Na2SO4.7H20
195,00
MgSO4
262,00
Ca(HCO3)2
262,00
KNO3
316,00
NaCl
360,00
MgSO4.7H20
710,00
NaNO3
921,00
MgCl2.6H2O
1.670,00
CaCl2.6H2O
2.790,00
En general, la solubilidad de la sales aumenta con la temperatura. En soluciones complejas, la presencia de sales con iones comunes disminuye la solubilidad de estas sales. Por el contrario, cuando los iones son diferentes se suele aumentar la solubilidad de la sal menos soluble.
Mineral
Silvita (KCl)
Composición
cloruro de potasio o
52.45% K
o
47.55% Cl
31 En una prueba de determinacion de sales soluble se tomo una muestra de 1000 gramos. Al final de la prueba se tomo 100 cc de la solucion y se llevo a sequedad obteniendose un residuo solido de 0.15 gramos. Expresar el contenido de sales soluble en kg/TM
1000 gr =1 Kg 0.15 gr = 1.5 x10-7 TM R = 1 kg/1.5x10-7 = 6 666 666.667 kg/TM
32. Dibuje el esquema de operación de un hidrociclon indicando los datos importantes a su Criterio
33. Dibuje un molino e indique sus partes fundamentales.
34.- Se desea procesar un mineral de Plomo y Zinc que esta conformado por 15% de galena, 18% de escalerita, 34% de cuarzo, 18% de pirita, 12% de calcita y 3% de argentita; para obtener un concentrado de plomo de 63,5% de plomo, 3,65% de zinc; un concentrado de zinc de 1,58% de plomo, 56% de zinc y un relave de 0,85% de plomo y 0,1% de zinc. Calcular los productos concentrados y el relave, la razón de concentración y la recuperación de cada componente metálico al procesar 1 500 TM de dicho mineral. Datas TMS Cabeza C 1 Pb C2 Zn Relave
Leyes % Pb
Zn
63.5 1.58 0.85
3.65 56 0.1
1500
Mineral galena esfalerita cuarzo Pirita Calcita Argentita TOTAL
Composicion 15 % 18 % 34 % 18 % 12 % 3% 100 %
Resumen Calculando el %Pb y %Zn en función a la composición del mineral: %
%Pb =
Pb/PbS =
207.2/207.2+32 =
0.8662
15
12.9933
% Zn =
Pb/PbS =
65.3/65.3+32 =
0.6711
18
12.0802
Corrida y resultados. PRODUCTO CABEZA C1 Pb C2 Zn RELAVE
PESO TMS
1500.00 287.63 303.77 908.60
LEYES % Ag oz/TC Pb
0.00 0.00 0.00 0.00
12.99 63.50 1.58 0.85
Zn
12.08 3.65 56.00 0.10
Pb (Cabez-Relave)=
12.14
Ag oz/TC
C. M Pb
0.00 194.85 181.20 0.00 182.65 10.50 0.00 4.80 170.11 0.00 7.72 0.91
Zn a
(Cabez-Relave)=
Zn
11.98
d
RECUPERACION Ag oz/TC Pb Zn
#DIV/0! #DIV/0! #DIV/0! #DIV/0!
100.00 100.00 93.74 5.79 2.46 93.88 3.96 0.50
RATIO conc
5.21 4.94
(C1 Pb-Relave)=
62.65
b
(C1 Pb-Relave)=
3.55
e
(C2 Zn-Relave)=
0.73
c
(C2 Zn-Relave)=
55.9
f
a
d
(a*f) - (c*d) =
669.88
A
(b*f) - (c*e) =
3493.39
B
(b*d) - (a*e) =
707.45
C
Con Pb = L = [F/(A/B)] =
287.63
Con Zn = Z = [F (C/B)] =
303.77
Relaves = R= [F-(L+Z)] =
908.60
35.- Se tiene un mineral de 1% de plomo, 1% de zinc, 10, 45 oz/TCS de plata, 0.92 oz/TCS de oro y 0,5 de arsénico; la plata esta en forma de: 60% de Argentita y 40% de proustita. El mineral se procesa en una planta de 60 TMS/día. para obtener un concentrado de 24% de plomo y 341,000 oz/TCS de plata y un concentrado de zinc de 45% de zinc y 21,132 oz/TCS de plata, si la recuperación es considerable y la ley del relave es de 0,3% de plomo, 1,23 oz/TCS de plata y 0,2% de zinc,
determinar y deducir el precio de comercialización de los concentrados obtenidos en base a la cotización actual de comercialización. Datas. TMSD Ag oz / TCS Cabeza C 1 Pb C2 Zn Relave
Plomo Zinc Plata Oro Arsenico
Leyes % Pb
% Zn
60 341000 21132 1.23
Composicion 1% 1% 10.45 0z/TCS 0.92 0z/TCS 0.5 %
24 0.3
Mineral Argentita(60%)
6.27
45 0.2
Proustita(40%)
4.18
Reordenando. TMSD Cabeza C 1 Pb C 2 Zn Relave
Leyes % Pb 1 24
Ag oz / TCS 10.45 341000 21132 1.23
60
% Zn 1 45 0.2
0.3
Primero. Asumimos la Recuperacion Pb = 80% Zn = 80% Encontramos por formula 0.80 = C1*0.24/60 *0.01 =
------------ C1 Pb = 2
0.80 = C2*0.45/60 *0.01 =
------------ C1 Zn = 1.0666
T = 60 – 2 – 1.0666 = 56.9334
Resumen y resultados de una corrida. PESO
PRODUCTO
LEYES
C. M
CABEZA
TMS 60.00
Ag oz/TC 10.45
Pb 1.00
C1 Pb C2 Zn RELAVE
2 1.0666 56.9334
341000.00 21132.00 1.23
24.00 0.30
Pb 0.60
RECUPERACION
Zn 1.00
Ag oz/TC 6.27
Zn Ag oz/TC 0.60 100.00
45.00 0.20
6820 0.48 225.3939 0.47997 0.7003 0.1708 0.11386
Pb 100.00
Zn
Relave
Feed
C1
C2
T
Peso balance Pb balance
60 F 1 F
2 X1 24 X1
1.0666 X2 1 X2
56.9334 X3 0.30 X3
Zn balance
1 F
1 X1
45 X2
0.20 X3
Corriendo la Matriz por Matlab. >> A=[2 1.0666 56.9344;24 1 0.30;1 45 0.20] A= 2.0000 1.0666 56.9344 24.0000 1.0000 0.3000 1.0000 45.0000 0.2000
Zn 100.00
94709.07 80 3506.27 80 11.22 28.4667 18.9778
Reordenando y Aplicando matricez, para encontrar dos incognitas en tres ecuaciones. Pb
RATIO conc 30.00 56.2535
>> b=[60;1;1] b= 60 1 1 >> Cc=[A,b] Cc = 2.0000 1.0666 56.9344 60.0000 24.0000 1.0000 0.3000 1.0000 1.0000 45.0000 0.2000 1.0000 >> cc=A\b cc = x1 = 0.0278 x2 = 0.0169 x3 = 1.0526
Al hallar los Valores de X1, X2, X3, insertaremos en el cuadro resumen general para hallar todos los valores.
PRODUCTO
PESO
LEYES
C. M
RATIO
Precio
Comercializacion
Zn
conc
USS/TCS
USS
30.0000
1200 2644.8
56.2500
1200 1410.56
RECUPERACION
TMS
Ag oz/TC
Pb
Zn
Ag oz/TC
Pb
Zn
Ag oz/TC
Pb
CABEZA C1 Pb
60.0000 2.0000
10.45 341000.00
1.0000 24.0000
1.0000 0.0169
6.2700 6820.0000
0.6000 0.4800
0.6000 0.0003
100.0000 108771.9298
100.0000 80.0000
100.0000 0.0563
C2 Zn RELAVE
1.0667 56.9333
21132.00 1.23
0.0278 0.3000
45.0000 0.2000
225.4080 0.7003
0.0003 0.1708
0.4800 0.1139
3595.0239 11.1687
10666.6667 28.4667
80.0000 18.9778
Comercializacion Concentrados Pb = 2 TMS * 1.102 TC/1 TMS* 1200 USS/TCS = 2644.8 USS Zn = 1.0667 TMS * 1.102 TC/1 TMS * 1200 USS/TCS = 1410.56 USS
36.- Se tiene un mineral de plomo y zinc, cuya composición mineralogica es de: 14% de galena, 28.1% de escalerita, 0.1% de plata nativa, 15.8% de pirita, 5% de pirrotita, 34% de sílice, 11% de caliza. Se hace una concentración diferencial para obtener un concentrado de plomo de 60.4% de plomo, 189.897 onz/TCS de plata y 4% de zinc, con una recuperación de 90% de plata y un concentrado de zinc de 55.5% de zinc, 1.8% de plomo y 10.78 onz/TCS de plata.
Calcular la cantidad de concentrados y la del relave. Datas del problema TMS Cabeza C 1 Pb C2 Zn Relave
Ag oz / TCS
Leyes % Pb
189.897 10.78
mineral
% Zn
60.4 1.8
Recuperacion Ag oz / TCS % Pb 90
% Zn
4 55.5
composicion (%)
Galena Esfalerita Plata nativa Pirita Pirrotita Silice Caliza
14 % 28.1 % 0.1 % 15.8 % 5% 34 % 11 %
TOTAL
108 %
42.2%
Se ha asumido como data para el problema 1000 TM y Calculando %Pb =
Pb/PbS = 207.2/207.2+32 =
0.8662
% 14
% Zn =
Pb/PbS = 65.3/65.3+32 =
0.6711
28.1
% Ag =
=
=12.1268 =18.8579 =0.1
Tomando proporciones.
1000 TMS------------108 % X 42 %
Pro lo Tanto
X = 388.888 TMS
--------- esto viene a ser los concentrados
T = 1000-338.888 = 611.112
--------- esto viene a ser el relave
Reordenando
TMS Cabeza C 1 Pb C2 Zn Relave
1000 F C1 C2 611.112
Leyes Ag oz / TCS 0.1 189.897 10.78
% Pb 12.1268 60.4 1.8 T
Recuperacion % Zn 18.8579 4 55.5 T
Ag oz / TCS 90
Reordenando y Aplicando matricez, para encontrar dos incognitas en tres ecuaciones.
% Pb
% Zn
Feed 1000 F 12.1268 F 18.8579 F
Peso balance Pb balance Zn balance
Pb
Zn
Relave
C1 X1 60.4 X1 4 X1
C2 X2 1.8 X2 55.5 X2
T 611.112 X3 T X3 T X3
A=[1 1 611.112;60.4 1.8 1;4 55.5 1] A= 1.0000 1.0000 611.1120 60.4000 1.8000 1.0000 4.0000 55.5000 1.0000 >> b=[1000;12.1268;18.8579] b= 1.0e+003 * 1.0000 0.0121 0.0189 >> C=[A,b] C= 1.0e+003 * 0.0010 0.0604 0.0040
0.0010 0.0018 0.0555
0.6111 0.0010 0.0010
1.0000 0.0121 0.0189
>> C=A\b C= 0.1648 0.2984 1.6356 X1 = 0.1648 X2 = 0.2984 X3= 1.6356
Resumen de resultados de una corrida.
PRODUCTO
PESO
LEYES
C. M
CABEZA C1 Pb
TMS 1000.00 177.79
Ag oz/TC 0.10 189.90
Pb 12.13 60.40
Zn 18.86 4.00
Ag oz/TC 1.00 337.63
Pb 121.27 107.39
C2 Zn RELAVE
312.18 510.03
10.78
1.80 1.64
55.50 1.64
33.65 0.00
5.62 8.34
% RECUPERACION Zn Ag oz/TC 188.58 100.00 7.11 33763.16 173.26 8.34
3365.27 0.00
RATIO
Pb 100.00 88.55
Zn 100.00 3.77
4.63 6.88
91.88 4.42
conc
Precio USS/TCS
Comercializacion USS
5.62
1200
235115.3162
3.20
1200
412822.8231
Pb
Zn
(Cabez-Relave)=
10.49
a
(Cc Pb-Relave)=
58.7644
b
(Cc Zn-Relave)=
0.1644
c
(CabezRelave)= (Cc PbRelave)= (Cc ZnRelave)=
(a*f) - (c*d) =
562.27
A
(b*f) - (c*e) =
3162.48
B
(b*d) - (a*e) =
987.25
C
Con Pb = L = [F/(A/B)] =
177.79
Con Zn = Z = [F (C/B)] =
312.18
Relaves = R= [F-(L+Z)] =
510.03
17.2223
d
2.3644
e
53.8644
f
PROBLEMAS ADICIONALES PLANTEADOS EN CLASE ejercicio II Datas PESO TMS 600.00
LEYES Pb 6.20 71.80
Zn 8.20 6.40
C2 Zn
6.40
57.80
RELAVE
0.30
0.80
PRODUCTO CABEZA C1 Pb
Ag oz/TC
Resumen de resultados PESO
LEYES
PRODUCTO
C. M
RECUPERACION Ag oz/TC Pb Zn 100.00 100.00
Pb 6.20
Zn 8.20
Ag oz/TC 0.00
43.35 73.85
71.80 6.40
6.40 57.80
0.00 0.00
31.12 4.73
2.77 42.68
83.66 12.71
5.64 86.76
482.81
0.30
0.80
0.00
1.45
3.86
3.89
7.85
CABEZA
TMS 600.00
C1 Pb C2 Zn RELAVE
Ag oz/TC
Pb (Cabez-Relave)=
5.90
(C1 Pb-Relave)=
71.5
(C2 Zn-Relave)=
6.1
Pb 37.20
Zn 49.20
Zn
a b c
(Cabez-Relave)=
7.4
(C1 Pb-Relave)=
5.6
(C2 Zn-Relave)=
57
d e f
RATIO conc 13.84 8.12
(a*f) - (c*d) =
291.16
A
(b*f) - (c*e) =
4030.36
B
(b*d) - (a*e)=
496.06
C
Con Pb = L = [F/(A/B)] =
43.35
Con Zn = Z = [F (C/B)] =
73.85
Relaves = R= [F-(L+Z)]=
482.81
EJERCICIO III Con tres elementos Datas.
PRODUCTO CABEZA C1 Cu C2 Pb C3 Zn RELAVE
PESO TMS 2389.00
LEYES Cu 0.72 25.25 12.14 4.81 0.03
Ag oz/TC
Pb 0.90 7.02 41.65 4.09 0.08
Zn 0.87 11.92 8.12 48.49 0.09
Resumen de resultados PESO PRODUCTO CABEZA C1 Cu C2 Pb C3 Zn RELAVE
TMS 2389.00 43.08 37.84 21.69 2286.39
LEYES Ag oz/TC
Cu 0.72 25.25 12.14 4.81 0.03
Pb 0.90 7.02 41.65 4.09 0.08
Zn 0.87 11.92 8.12 48.49 0.09
C. M Ag oz/TC Cu Pb 0.00 17.20 21.50 0.00 10.88 3.02 0.00 4.59 15.76 0.00 1.04 0.89 0.00 0.69 1.83
Cu (C1 Cu-Relave)=
25.22
(C2 Pb-Relave)=
12.11
(C3 Zn-Relave)=
4.78
(Cabez-Relave)=
0.69
RECUPERACION Zn 20.78 5.14 3.07 10.52 2.06
Ag oz/TC
Cu Pb Zn 100.00 100.00 100.00 63.24 14.07 24.71 26.71 73.30 14.78 6.07 4.13 50.61 3.99 8.51 9.90
Pb
A B C D
(C1 Cu-Relave)=
6.94
(C2 Pb-Relave)=
41.57
(C3 Zn-Relave)=
4.01
(Cabez-Relave)=
0.82
RATIO conc 55.46 63.13 110.13
Zn
E F G H
(C1 Cu-Relave)=
11.83
(C2 Pb-Relave)=
8.03
(C3 Zn-Relave)=
48.4
(Cabez-Relave)=
0.78
I J K L
