Ejercicio Sustentabilidad minera

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Semestre 2015/02 – Ejercicio 2 – Huela ambiental minera Presentado por: Lizeth Katherine Sánchez Caballero Una empresa minera ubicada la interior de Ovalle, en la III Región, proyecta producir anualmente, a partir del tercer año de operación de la mina, un promedio de 80.000 t de cobre fino equivalente en forma de un concentrado con la siguiente composición media: Cu: 34%; Fe: 22% y S: 26% (valores obtenidos de pruebas metalúrgicas) y, durante los 5 primeros años de operación, 20.000 t de cátodos de electroobtención (99,99% Cu). El concentrado se obtendrá de un proceso de flotación aplicado a un mineral sulfurado que contiene en promedio 0,89 % de Cu, 2,1% de Fe y 1,8% de S. La recuperación esperada en el proceso de flotación es de 89%. Los cátodos se obtendrán de la lixiviación de minerales oxidados con una ley media de cobre de 0,67% y una recuperación en el proceso lixiviación. Extracción por solvente y electroobtención de 78%. El proceso de lixiviación se llevará a cabo en pilas dinámicas de 7 m de alto, con un ciclo de lixiviación de 18 semanas. Los minerales oxidados y sulfurados se extraerán de un mismo rajo con una razón estéril/mineral promedio de 1,75/1. El proyecto minero tendrá una vida útil total de 15 años (proyecto óxidos del año 0 a 5 y proyecto sulfuros del año 3 a 15). Identificar, en un diagrama de bloques, los diferentes tipos de residuos producidos en cada uno de los procesos. a) Calcular la cantidad anual de residuos producidos en los distintos procesos y el contenido (en %) de Cu, Fe y S en el relave. b) Estimar los volúmenes totales (en la duración total del proyecto) de residuos (estériles, relaves y ripios de lixiviación) que va a producir el proyecto; para ello es necesario determinar una densidad aparente que en el

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Ejercicio practico de calculo de residuos mineros

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Semestre 2015/02 – Ejercicio 2 – Huela ambiental minera Presentado por: Lizeth Katherine Sánchez Caballero

Una empresa minera ubicada la interior de Ovalle, en la III Región, proyecta producir anualmente, a partir del tercer año de operación de la mina, un promedio de 80.000 t de cobre fino equivalente en forma de un concentrado con la siguiente composición media: Cu: 34%; Fe: 22% y S: 26% (valores obtenidos de pruebas metalúrgicas) y, durante los 5 primeros años de operación, 20.000 t de cátodos de electroobtención (99,99% Cu).

El concentrado se obtendrá de un proceso de flotación aplicado a un mineral sulfurado que contiene en promedio 0,89 % de Cu, 2,1% de Fe y 1,8% de S. La recuperación esperada en el proceso de flotación es de 89%.

Los cátodos se obtendrán de la lixiviación de minerales oxidados con una ley media de cobre de 0,67% y una recuperación en el proceso lixiviación. Extracción por solvente y electroobtención de 78%. El proceso de lixiviación se llevará a cabo en pilas dinámicas de 7 m de alto, con un ciclo de lixiviación de 18 semanas.

Los minerales oxidados y sulfurados se extraerán de un mismo rajo con una razón estéril/mineral promedio de 1,75/1.

El proyecto minero tendrá una vida útil total de 15 años (proyecto óxidos del año 0 a 5 y proyecto sulfuros del año 3 a 15).

Identificar, en un diagrama de bloques, los diferentes tipos de residuos producidos en cada uno de los procesos.

a) Calcular la cantidad anual de residuos producidos en los distintos procesos y el contenido (en %) de Cu, Fe y S en el relave.

b) Estimar los volúmenes totales (en la duración total del proyecto) de residuos (estériles, relaves y ripios de lixiviación) que va a producir el proyecto; para ello es necesario determinar una densidad aparente que en el caso del botadero se obtiene aplicando un factor de esponjamiento y para el relave una porosidad y una humedad residual.

c) Suponiendo una altura de botadero de 115 m (estériles) y 60 m (ripios de lixiviación), estimar la superficie requerida para la disposición de los estériles y ripios de lixiviación correspondientes a la vida útil del proyecto y para el área de lixiviación. Los botaderos tendrán una geometría correspondiente a la siguiente figura (botaderos adosados al cerro; el ángulo de reposo del botadero se considera similar al ángulo del cerro):

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d) Estimar los requerimientos de agua (expresados en litros por segundo) y de energía del proyecto (expresados en litros de petróleo por día y en potencia instalada MW para la electricidad).

Pesos atómicos: Cu: 63,55 Fe: 55,85 S: 32 Densidad media de las rocas in situ: 2,31 t/m3

Solución:

a)

b) Datos de entrada Composición del Mineral sulfuros

Cobre (Cu %) 0.89

Fierro (Fe %) 2.10

Estéril

Relaves

Escoria

Polvo

Ripios agua acida

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Azufre (S %) 1.80

Stripping Ratio (E/M) 1.75/1

Recuperación Flotación (%) 89.00

Cobre fino (cuequ) (Ton) 80000.00

Concentrado de la flotaciónCobre (Cu %) 34.00Fierro (Fe %) 22.00Azufre (S %) 26.00

Proceso de lixiviaciónRecuperación SX-EW (%) 78.00 0.78Ley media Cu (%) 0.67 0.0067Stripping Ratio (E/M) 1.75/1 1.75

Toneladas de catodo (99.99% Cu) 99.99 20,000.00 TonTotal Cu en solución ingresado al EX-SW 20,002.00 Ton

Solución:

Para producir 1 Tonelada de cátodo por lixiviación es necesario:

1TonCatodo= 1 tonelada0.0067∗0.78∗0.999

=191.370 Ton de Mineral,

Y multiplicando ese valor por la relación de descapote (1.75:1) tenemos que:

1Ton de Cátodo=334.89 Ton de estéril

Para producir 1 Tonelada de cátodo por flotación y fundición (se asume recuperación del 95% en la fundición y 99% en la refinería) es necesario:

1TonCatodo= 1tonelada0.0089∗0.89∗0.95∗0.99

=134.234 Ton de Mineral,

Y multiplicando ese valor por la relación de descapote (1.75:1) tenemos que:

1Ton de Cátodo=234.91 Ton de estéril

Para calcular los relaves generados se proponen estas igualdades y se despeja la variable concentrado de ecuación:

M=C+R (1)

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M*0.0089=C*0.34*+R*(CuR) (2)

0.34*C00.89*0.0089*M (3)

De donde C (concentrado) es igual a:

C=134.234Ton∗0.0089∗0.890.34

C=3.127 Ton

Y los relaves (R) es:

R=M-C

R=134.234 Ton - 3.127 Ton=131.106 Ton

Se tiene que el concentrado está compuesto por 34% de Cu, 22% de Fe y 26% de S, por lo cual para producir 1 ton de Cu se produce:

1Ton Cu 0.34

X Fe 0.22

X S 0.26

Fe=1.55 Ton; S=1.31 Ton

Se tiene que el contenido de hierro (Fe) en la escoria oscila entre 40 a 45%, para objetos del ejercicio se asume que corresponde al 42%. Por lo cual el Fe eliminado en la escoria corresponde a:

Escoria=1.55Ton/0.950.42

Escoria=3.766 Ton

Y el azufre (S) es eliminado como dióxido de azufre (SiO2),

Peso Atómico Azufre (S)=32

Peso Molecular Azufre (SO2)=64

De lo que se puede interpretar que guardan una relación 2:1 y además sabemos que el contenido de azufre en el concentrado es del 26%, de lo que podemos deducir que:

SO2=1.31 Ton * 2= 2.62 Ton

Se asume que el dióxido de azufre captado es transformado en ácido sulfúrico (H2SO4)

Peso Molecular Azufre (SO2)=64

Peso Molecular Azufre (H2SO4)=98

Relación 3:1

H2SO4= 1.31Ton * 3 = 3.93 Ton

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En la siguiente tabla se presenta el resumen de los residuos aportados por el proyecto en su vida útil, de acuerdo a la producción esperada.

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Resumen Residuos Aportados por el Proyecto

AÑOLixiviación Flotación

Concentrado MTn

Relaves MTn

Escoria MTn

Ácido sulfúrico MTn

Total ResiduosMineral

MTnEsteril MTn

Mineral MTn

Estéril MTn

1 3.827 6.698 6.6982 3.827 6.698 6.6983 3.827 6.698 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 36.6034 3.827 6.698 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 36.6035 3.827 6.698 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 36.6036 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.9057 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.9058 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.9059 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.905

10 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.90511 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.90512 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.90513 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.90514 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.90515 10.739 18.793 0.250 10.489 0.310 0.314 29.905

Total por Proyecto 19.137 33.490 139.603 244.305 3.252 136.351 4.028 4.080 422.254

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Sulfurados

Para calcular las de cobre en el relave para los sulfurados se utiliza la siguiente expresión:

MCu,min= M*Ley Cu= 10.738.686,743Ton*0.0089=95.574,31Ton

MCu,rel= MCu,min - MCu,con=95.574,31Ton – 80.000 Ton= 15.574,312 Ton

%Cu,rel=MCu, rel∗100R

MCu,rel=15.574,312 Ton; %Cu,rel=0.15%

MFe,rel= MFe – MFe,conc = (M* Ley Fe) – (C*%Fe,con)

MFe,rel=(10.738.686,743Ton *0.021) – (250.179,817 Ton*0,22)

MFe,rel= 170.472,862 Ton; %Fe,rel =1.620%

MS,rel= MS – MS,conc = (M* Ley S) – (C*%S,con)

MS,rel=(10.738.686,743Ton *0.018) – (250.179,817 Ton*0,26)

MS,rel= 128.249,609Ton; %S,rel =1.22%

Oxidados

Para calcular el cobre en el ripio de lixiviación de los minerales oxidados usamos la siguiente expresión:

Total Cu en solución ingresado al EX-SW=(20.000Ton)/99.99%=20.002 Ton

MCu,ripios=Mcu,min - Mcu,solución =(M*Ley Cu)-20.002 Ton

MCu,ripios= 25643,59Ton – 20002,00Ton=5641,59 Ton

%Cu,ripios=22%

Toneladas de Cu en los residuos EX-SW:

Mcu,resEX-SX= Sol-lixiv(pilas) – cátodos= 20002Ton – 20000Ton= 2 Ton

%CuEX-SW=0.0078%

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c) Volumen Estéril

Asumimos que el esponjamiento de la roca es del 35% y la compactación del 10%, tenemos que la densidad media de la roca in situ es de 2.31 Ton/m3, con lo que calculamos la densidad aparente:

ρap .=ρinsitu

(1+esponjamiento )∗(1−compactacion)

ρap .=1.90 ton /m3

Tenemos que el estéril a remover es de 244.305.123,407Ton para los minerales sulfurados de lo que podemos analizar que:

V esteril1=mesterilρap .

V_esteril1=128.581.643,9 m3 Minerales Sulfurados

Para minerales oxidados el estéril a remover asciende a 33.489.763,06Ton y el volumen es igual a:

V_esteril2= 17.626.191,08 m3 Minerales oxidados

En resumen tenemos que se debe mover un volumen total de estéril igual a 146.207.834,98 m3

Volumen Relaves

Para calcular el volumen total de relaves se utiliza la siguiente formula:

Asumo porosidad igual a 40% y humedad del 15%, tenemos que la masa total del relave para el proyecto es 1.363.505,04, entonces:

Vrel1=Mrel .(1

2.31 ton

m3

+ 0.15

1t

m3

+ 0.4

2.31ton

m3(1−0.4 )

)

Vrel_1=118.829.637,6 Ton para sulfurados

Volumen Ripios

Se usa la ecuación anterior y se reemplaza teniendo en cuenta que los ripios equivalen a 3.768.572,1Ton (diferencia entre el mineral oxidado extraído M=3827401.5 y el mineral de cobre concentrado MCu,min=25643,6 Ton)

Vripio=19.140.593,9 m3 para oxidados

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d)

Datos:Angulo de talud = 30°Altura de botadero = 175mDensidad del esteril = 1.90ton/m3

A=(Vrelave+Volumen ripio)/h

A=(146.207.834,98 m3 +19.140.593,9)/ 175 m

Arelave=1.271.372,48 m2

e) Se tiene que el consumo de agua y energía para la producción de sulfurados se expresa con las siguientes ecuaciones:

Sulfurados:

Se plantea que el consumo es de 0,35 m3/ton con una producción de 80.000 ton a partir de mineral sulfurado y que el Costo unitario Rajo es 7783,1 [MJ/tfm mineral] y costo unitario concentradora 211,9 [MJ/tmf concetrado], reemplazando en la formula tenemos:

Requerimiento agua= 0,00089 m3/s= 0,89 l/s

Requerimiento combustible=1.752.328,8 MJ /día =48,396.40 l petroleo/día

Oxidados:

Para los oxidados se tiene un consumo de 0,2 m3/ton y el costo unitario concentradora 3245,97[MJ/tmf concetrado], reemplazando en las ecuaciones tenemos:

Requerimiento agua= 0,00013m3/s= 0,13 l/s

Requerimiento combustible= 604.332,60MJ /día = 16.690,7 l petroleo/día