Problemas en La Planta de Flotacion (1)
-
Upload
yovana-c-q -
Category
Documents
-
view
39 -
download
1
description
Transcript of Problemas en La Planta de Flotacion (1)
ING. METALURGICACONCENTRACION Y FLOTACION DE MINERALES
10.-CIRCUITOS DE FLOTACION Y BALANCE METALURGICO
CIRCUITOS DE FLOTACION Generalmente las celdas se ordenan
en serie, formando un circuito o bancada (Banco de celdas) que reciben
los relaves de la precedente y se tendrá 1,2,3 ó más circuitos o bancos de celdas,
según las clases de materiales valiosos que se desea recuperar de un
mineral, así por ejemplo:
Si se tiene un solo elemento valioso se requiere de un banco.
Si se tiene dos elementos valiosos se requiere de dos bancos.
Si se tiene tres elementos valiosos se requiere de 3 bancos.
Las celdas de flotación en cada banco o circuito se pueden clasificar según
las etapas de flotación de las partículas sólidas, así tenemos:
a) Celdas Rougher
: (Celdas debastadoras, o celdas de flotación primaria) Aquí se obtiene el
concentrado primario. Es el conjunto de celdas cuyas espumas se colectan
juntamente con las de la celda donde se alimenta la pulpa al circuito. Es la
celda que recibe la carga de pulpa del acondicionador o directamente del clasificador.
b) Celdas Scavenger
: (Celdas recuperadoras o Celdas agotadoras)Son las celdas donde se
realiza la recuperación de las especies valiosas que no han podido
ser recuperadas en las celdas Rougher. Pueden haber 1er.
Scavenger, 2do.Scavenger, 3er. Scavenger, etc. dependiendo de la
flotabilidad del mineral valioso.
c) Celdas Cleaner
(Celdas de limpieza)Son las celdas donde se hace la limpieza del concentrado
primario o el producto de la flotación Rougher.
d) Celdas Recleaner
: (Celdas de re limpieza) Son aquellas donde se efectúa la limpieza de las
espumas provenientes de las celdas Cleaner. Si es que hay más de dos etapas
de limpieza las celdas de limpieza reciben el nombre de 1era.
Limpieza, 2da. Limpieza, 3era. Limpieza, etc. Dependiendo de la dificultad
que se tenga para alcanzar las leyes mínimas de comercialización
que debe tener el concentrado final. Un ejemplo de circuito de flotación es el
siguiente
Las celdas 5, 6 y 7 son celdas Rougher.
Las celdas 8, 9, 10 y 11 son 1er. Scavenger.
Las celdas 12, 13, 14, 15 y 16 son 2do. Scavenger.
Las celdas 17, 18, 19 y 20 son 3er. Scavenger.
Las celdas 3 y 4 son celdas cleaner.
Las celdas 1 y 2 son celdas re cleaner.
Alimentación de pulpa
Relave
Concentrado
Control de Calidad en Plantas Concentradoras
Para obtener el producto comercial o "Concentrado" con las condiciones técnicas requeridas por el comprador, los constituyentes indeseables de la mena deben ser rebajados a un porcentaje especificado. Si en la mena está presente más de un mineral valioso, podemos separarlos del tal modo que cada uno pueda comercializarse por separado. El fundidor o comprador se protege de las pérdidas financieras imponiendo penalidades sobre todos los concentrados que no alcancen las leyes mínimas en elemento valioso o que sobrepasan el contenido máximo permisible de constituyentes indeseables. Algunos de los elementos valiosos se pierden inevitablemente en los relaves, por ello uno de los objetivos es mantener estas pérdidas tan bajas como sea posible, para obtener una mayor rentabilidad del proceso. Es necesario también que la Planta manipule un tonelaje de mineral adecuado, porque de no ser así se producirían complicaciones en el tratamiento y se elevaría el costo total de la operación. E n c u a l q u i e r m é t o d o d e c o n c e n t r a c i ó n : e l é c t r i c a , g r a v i m é t r i c a o p o r f l o t a c i ó n , l a cuantificación se puede efectuar a través de varios términos que a continuación definimos:
Cabeza calculada: se ref iere a la ley que t iene un minera l después de un proceso de concentración; se obtiene sumando los contenidos metálicos de cada uno de los productos.Ley.-E s l a c a n t i d a d d e v a l o r e s q u e e x i s t e e n u n m i n e r a l o c u a l q u i e r p r o d u c t o d e concentración metalúrgica.
Cabeza.- Es el mineral proveniente de la explotación minera. La cabeza para un circuito de f lo tac ión es tá const i tu ida por e l minera l f inamente mol ido y mezclado con e l agua , formando una pulpa, y tiene una ley determinada de elementos valiosos.
Concentrado.- Es el producto final del proceso de concentración. Tiene valor comercial y reúne la mayor parte de la mena. Este producto tiene una ley mucho mayor que la de cabeza.
Relave. - Es e l producto f ina l de l proceso de concent rac ión pero que no t iene va lor comercial y su contenido de elemento valioso es insignificante. Está constituido en su mayor parte por material estéril, motivo por el cual se lo desecha. En una planta concentradora donde existen varios circuitos de flotación, cada uno de ellos
tiene un relave que pasa a constituir la cabeza del siguiente circuito, a excepción del último circuito cuyo relave se desecha definitivamente. Tanto el mineral de cabeza, como el ó los concentrados así como el relave final tiene leyes y pesos correspondientes en base a los cuales se puede realizar la cuantificación del proceso. Pasamos a definir algunos conceptos:Razón de concentración (Radio de concentración o relación
de concentración o ratio de concentración): (RC) Es la relación existente
entre el N° de toneladas de mineral de cabeza y el N° de toneladas de
concentrado producido. Se interpreta como el N° de toneladas del mineral
de cabeza que se requiere para obtener una tonelada de concentrado.
El radio de concentración varía en r a z ó n i n v e r s a c o n l a l e y
d e c a b e z a , p u e s t o q u e a m a y o r l e y d e c a b e z a l a r a z ó n
d e concentración es menor, o sea que se requiere menor tonelaje
de mineral de cabeza para producir una tonelada de concentrado
y viceversa.
Recuperación.- (R ) Se refiere a la eficiencia o rendimiento del tratamiento y está
expresado en porcentaje señala cuánto del elemento valioso que ingresa al
tratamiento, pasa al concentrado. Cuanto mayor cantidad de elemento
valioso pasa al concentrado, mayor será la eficiencia o rendimiento del
proceso y mayor será la recuperación.
Balance Metalúrgico.-Cualquiera que sea la escala de tratamiento de una
Planta Concentradora, sea ésta grande, pequeña, automatizada o rústica, al
final de la operación diaria, semanal, mensual, anual, o por campañas,
requiere de la presentación de los resultados obtenidos en forma objetiva,
en la que se incluye los cálculos para determinar el tonelaje de los
productos de la flotación, contenido metálico de los elementos valiosos en
cada uno de los productos, la distribución porcentual y los radios de
concentración; todos ellos condensado en lo que se denomina el "Balance
Metalúrgico", que muestra también la eficiencia del proceso.
Peso neto seco.-Es e l peso de l minera l de cabeza , concent rado
o re lave , s in humedad. Se sabe que e l mineral que se extrae de
mina tiene una cierta cantidad de humedad. Para los cálculos es necesario
conocer el peso neto seco. Para determinar el Porcentaje de humedad se
prepara una muestra, se pesa, se somete a secado a 100° C durante un
tiempo suficiente como para eliminar toda el agua. Una vez fría la muestra
se pesa nuevamente. La diferencia entre uno y otro peso corresponde el
peso de agua contenido en la muestra. Por una relación simple se puede
determinar el % de humedad de la muestra.
Contenido metálico.- Se refiere el contenido de elemento valioso ya sea en
el mineral de cabeza, concentrado o relave. Se determina multiplicando el
tonelaje del producto por la ley correspondiente: Contenido metálico = tonelaje x ley
Cabe hacer notar que la suma del contenido metálico de los
productos (concentrados y relave) debe ser exactamente igual al
contenido metálico de la cabeza. De no ser así deben efectuarse cálculos de
reajuste para cumplir con la ley de conservación de la materia. Otra
cuestión importante es que las leyes que se reporten en porcentaje deben
dividirse entre 100 para hacer el reemplazo en la relación para determinar
el contenido metálico. Cuando las leyes se reporten en Onzas/ TC, el
tonelaje de cabeza concentrado y relave deben a TC, si estuviesen expresados
en TM. Las leyes de los metales preciosos en los minerales a veces son
reportadas en gramos/TM. Así como el contenido de oro en gravas
auríferas es expresado en gramos/M3
Razón de Concentración.-En la flotación igual que en cualquier otro
proceso de concentración, la cuantificación se puede efec tuar a t ravés
de dos cant idades . La razón de concent rac ión que expresa
indirectamente a la selectividad del proceso y la recuperación que se refiere
a su eficiencia y rendimiento. Si representamos por A, B y C los pesos de la
cabeza, el concentrado y el relave y por a, b y c sus leyes respectivas en
un cierto metal o mineral útil, entonces la relación A/B es
por def in ic ión la razón de concent rac ión que s igni f ica
cuantas toneladas de cabeza sonnecesarias para obtener una
tonelada de concentrado, esta razón nos indica cuantas veces se concentró el
mineral o sea en forma indirecta nos expresa la selectividad del proceso
BALANCE METALURGICO DE DOS PRODUCTOSDIAGRAMA DE FLUJO
Balance Metalúrgico
De acuerdo a la definición anterior podemos escribir las siguientes ecuaciones:
Flot.Rougher
Cleaner
Flot. Scavenger
Re cleaner
Alimentación
Relave
Concentrado
Middlings 2
Middlings 1
A = B + C
A a = B b + C c
Multiplicando la ecuación (1) por c y sustrayéndole de la (2) tenemos:
A( a- c ) = B( b – c )
A /B=(b−c )/(a – c) ------------------------------- (3)
La ecuación (3) es o t ra forma de ca lcular la razón de concent rac ión que permi te su determinación en función de los ensayes químicos de los productos y no en base a molestos y voluminosos trabajos de medición de tonelaje.
RecuperaciónP o r d e f i n i c i ó n l a r e c u p e r a c i ó n e s l a p a r t e d e l v a l o r ú t i l d e l m i n e r a l o b t e n i d o e n e l concentrado, expresada en %, si el contenido del mismo producto en el concentrado es Bb, entonces por definición:
R=(B b)/( A a) (4)
Si se sustituye en la formula (4) el valor de B/A de la formula (3) entonces se tiene la siguiente expresión:
R =b ( a−c )a(b−c )
(5)
Que también permite calcular las recuperaciones solo en base a los ensayes químicos. La formula (5) sirve para calcular la recuperación cuando hay un solo valor metálico.
Ejemplo de Aplicación: Un minera l cuya cabeza ensaya 5% de Pb, a l procesar lo por f lo tac ión se obt iene un concentrado de 68% de Pb y un relave de 0.10% de Pb. Si se trata 300 T/día, calcular la recuperación, tonelaje de concentrado producido y el radio de concentración:
K= AB
=b−ca−c
=68−0.15−0.1
=13.86
B= AK
= 30013.86
= 21.64
R=b (a−c)a (b−c)
×100=68(5−0.1)5(68−0.1)
×100=98.1
13.860BALANCE METALURGICO DE TRES PRODUCTOSDIAGRAMA DE FLUJO
Producto peso Ley Pb Ley ZnCabezaC –PbC- ZnRelave
AB1B2C
m1m2m3m4
n 1n 2n 3n 4
F R
Cl
F Sc F ScF R
R Cl
Cl
R Cl
C- Zn m3 n3
C- Pb m2 n2
Relave m4 n4
A (m1, m2)
Las recuperaciones del plomo y del zinc son respectivamente R Pb y R Zn y las razones de concentración K Pb y K Zn por definición
R Pb=B 1 m2A m1
×100 (6)
R Zn=B 2 n 3A n 1
×100 (7)
K Pb= AB 1
(8)
K Zn= AB 2
(9)
Donde:
B1=(m2−m 4 ) (n 1−n 4 )− (n 2−n 4 )(m 1−m 4)(m2−m4 ) (n 3−n 4 )− (n 2−n 4 )(m 3−m 4 )
× A (10)
B 2=(m1−m4 ) (n 3−n 4 )−(n 1−n 4 )(m 3−m 4 )(m2−m4 ) (n 3−n 4 )−(n 2−n 4 )(m 3−m4 )
× A (11)
Al sustituir B 1 y B 2 en 6, 7, 8 y 9 por sus valores de 10 y 11 se obtiene:
RPb=m 2/m1×(m1−m 4 ) (n 3−n4 )−(n 1−n 4 )(m3−m 4)(m2−m 4 ) (n 3−n4 )−(n 2−n 4 )(m3−m 4)
×100 (12)
RZn=n3/n 1×(m 2−m 4 ) (n 1−n 4 )−(n 2−n 4 )(m1−m4 )(m2−m 4 ) (n 3−n 4 )−(n 2−n 4 )(m3−m 4)
×100 (13)
KPb=(m2−m 4 ) (n 3−n4 )−(n 2−n 4 )(m3−m 4)(m1−m 4 ) (n 3−n4 )−(n 1−n 4 )(m3−m4 )
(14)
KZn=(m2−m 4 ) (n3−n 4 )−(n2−n 4 )(m3−m4 )(m2−m 4 ) (n1−n 4 )−(n2−n 4 )(m1−m 4)
(15)
Ejemplo de Aplicación; Balance MetalúrgicoProductos Toneladas Ensayos: %, Ag : Onz/Ton Corta
Ag Pb Zn
Mineral
Conc Pb
Conc Zn
Relave
600 (A)
B1
B2
C
8
80
2.75
1.52
6.2 m1
71.8 m2
1.4 m3
0.3 m4
8.2 n1
6.4 n2
57.8 n3
0.8 n4
Reemplazando valores
B1=(6.2−0.3 ) (57.8−0.8 )− (8.2−0.8 )(1.4−0.3)
(71.8−0.3 ) (57.8−0.3 )−(6.4−0.3 )(1.4−0.3)× 600
B1 = 48.4 Ton B2 = 71.3 Ton
R Pb=48.4 × 71.8600 × 6.2
×100=93.4
R Zn=73.1×57.8600 × 8.2
×100=85.9
KPb= 60048.4
=12.4
KZn= 60071.3
=8.2
K total= 600(48.4+71.3)
=4.9
Hacer el balance metalúrgico usando los
a) Resul tados de aná l i s i s químicos de Pb y Ag
b) Resul tados de anál i s i s químicos de Zn y Ag
Cálculo del Consumo de Reactivos en Planta Concentradora
Liquidos=Lbs/ ton=ml × min× gr × pesp× %Cocent .31.7 × ton× 24 hrs
Solidos=Lbs / ton= gr × min0.317 ×ton× 24 hrs
Ejemplo: Una planta trata 400 T/día, y se agrega 200 ml x min. Una solución de xantato al 5%
Lb/ ton=200 ×1 ×531.7 × 400
=0.079
Despues de un estudio geológico y minero se desea construir una planta concentradora para tratar 500 TMD de mineral de cobre que tiene una ley de 2% de cobre total, para lo cual se desea diseñar el diagrama de flujo solamente desde flotación, parámetros para los cálculos:
Densidad de pulpa para flotación 1300 gr/L,
peso específico de CuS2 = 4,2,
peso específico de SiO2 = 2,7,
tiempo de flotación12 minutos,
capacidad de celda 100 ft³,
ley de concentrado 44% de cobre total,
ley de relave 0,30% de cobre total.
Se pide calcular:- Número de celdas- Balance de materia- Balance Metalúrgico- Diagrama de flujos- Que tipo de reactivos de flotación recomendaría.
SOLUCIÓN:
1 ) C á l c u l o s p r e v i o s
Cálculos de concentrado producido
a) Radio de concentración
R=(c−t )( f −t )
R=( 40−0.3 )(2−0.3 )
R=25,705
b) TMD concentrado
TM Conc= 50025.705
TonConc .=19.451
c) Relave producido = 500 - 19,451 = 480,549 TMD
2) Determinación de gravedad específica (Ge)
a) En la alimentación
480,549 → 96,1 % x 2,7 = 2,595 19,451 → 3,9 % x 4,2 = 0,164
Ge Alimentación = 2,595 + 0,164 = 2,759 gr/cc
b) Gravedad específica en el relave:
CuS 2 = 480,549 x 0,003 = 1,44 TM → 0,299% x 4,2 = 0,0126
= 479,109 → 99,700% x 2,7 = 2,6920
Ge Relave = 0,0126 + 2,692 =2,705 gr/c
c) Gravedad específica del concentrado:
19,451 x 0,44 = 8,560 TM --> 0,44% x 4,2 = 1,848
19,451 - 8,560 = 10,891 TM --> 0,56% x 2,7 = 1,512
Ge Concentrado = 1,848 + 1,512 = 3,360 gr/cc
3 ) C a l c u l o d e a g u a e n r e l a v e
a) % de sólidos
% de Solidos=100≥(ρ−1000)
(¿−1) ρF A
% de Solidos=100 x2.705(1300−1000)
(2.705−1)1300=36.612
Cantidad de agua=100−36.61236.612
480.549
Cantidad de agua¿831.996 m3 Agua por dia
b) Agua en el concentrado
Agua en el concentrado = Agua Alimentación - Agua Relave
Determinación del agua en la alimentación.
% de Solidos=100−2.756(1300−1000)
(2.756−1)1300=36.196
Agua enla alimentacion=100−36.19636.196
500
Agua enla alimentacion=881.370 m 3/dia
Por lo tanto:
Agua en el concentrado= 881.370 – 831.996 = 49.374 m3 % Sólidos en concentrado.19,451 + 49,374 = 68,825 TM Pulpa %S =( 19,45 /168,825 ) ×100 = 28,262%
Despejando de FA ρ y reemplazando se tiene:
ρ= 100000 x 3,36028.262 (1−3,360 )+100 x 3,360
=1247,667 gr /lit
4) Determinación de Flujos
a) Alimentación Empleando la siguiente relación.
GPM = 18,347277 x TMSPD / % sólidos x D p
GPM = 18,347277 x 500 / 36,196 x 1,30
GPM= 194,956 3 6
b) RelaveGPM=18,347277 x 480,549
36,612 x 1,30=185,242
c) ConcentradoGPM=18,347277 x19,451
¿¿ 5 ) C á l c u l o : n ú m e r o d e c e l d a s
R o u g h e r Aplicamos la siguiente relación
Nc= Vc x t1440 xVc x K
Donde:V c = Volumen de pulpa Alimentado en m³/día
V k = Capacidad de cada celda en m³ K = Proporción del volumen neto (75 - 85%)t = Tiempo de flotación
Vc=193.956galmin
0.003785m3gal
60minhr
24 hrdia
=1062,588m 3dia
Vk=100 ft 3 x 0.02831m3ft 3
=2.831 m3
Nc= 1062,5881440 x 2.8317 x 0.8
=3.96 celdas
Nc = 4 Celdas Rougher
BALANCE METALURGICO
PRODUCTOS Peso TN % TN Ley Tn Cu Cont Metalico TN
Dist. %
CABEZA 500.00 100.00 2.00 10.00 100.00CONCENTRADO
19.451 3.89 44.00 8.56 85.6
RELAVE 480.549 96.11 0.3 1.44 14.4Cabez calc. 500.00 100.00 2.00 10.00
R=44(2.00−0.3)
2(44−0.3)x 100%=85.6 %
7 ) R e a c t i v o s d e f l o t a c i ó n
Colectores: Serie XantatosPromotores: Promotor 404 AR – 1404Espumantes: Dow Froth 250Frother 210Modificador de Ph : CalPh= 10 -11
8 ) DIAGRAMA DE FLUJO Y BALANCE ROUGHER
En la pulpa que se alimenta a un circuito de flotación de una planta que trata 2000 TMD de mineral de cobre se
tiene los siguientes datos:
Capacidad de celda 500 ft³ Densidad 1300 gr/L Especie mineralógica Bornita (Cu5FeS4) de 2,80 de peso
específico Tanque de acondicionamiento de 8' x 10' alto. Tiempo de flotación 5 minutos. Proporción de volumen (K) = 85%. Ley de concentrado de cobre 32% Ley de relave 0,30% cobre. Consumo de Z-6, 300 litros al 5% por día. Peso de concentrado = 200 TM. peso relave 1800 TMD.
CALCULAR
a) % de Sólidos de la pulpa de alimentación
b) Cálculo del tiempo de acondicionamiento en minutos.
c) Número de celdas
d) Peso de concentrado en TM/h.
e) Peso de Relave en TM/h.
f) Radio de concentración.
g) Consumo de reactivo en Kg/TM de mineral y en cc/TMS.
SOLUCION:a)% de sól idos de la pulpa de al imentación:
R=W −1WK
x100 %
K=2.8−12.8
=0.643
R= 1.30−11.3 x 0.643
x100%
R=35.9 %
b)Cálculo de l t i empo de acondic ionamiento .
t=Vv x1440
Vc
Vv=Volumen del tanque Vc= Volumen de pulpa alimentada.Vv = π r²h = 3,1416 x (4)² x 10 = 502,656 ft³Vv= 502,656 ft³ x (0,3048)³ m ³ =14,234 m³ft³Pero K = 85% del volumen del tanque Vv = 14,234 x 0,85% = 12,099 ≈ 12,10 m³
2) Cálculo del volumen de pulpa de alimentación Vpulpa = Vsólidos+ Vagua
D=100−PP
D=100−35.935.9
=1.785Tn deagua
Tn demineral
Vol de solidos=20002.8
=714.28m3dia
Volumen de H2O = 2000 x 1,785 = 3570 m³ Vol de pulpa = 714,28 + 3570 = 4284,28 m³/día
Reemplazando en (2) tenemos:
t = (12,10 m³ x 1440 min/día ) / 4284,28 m³/día
t = 4,066 min t = 4,10 minutos.
c) NUMERO DE CELDAS
Aplicamos la siguiente relación
Nc= Vc x t1440 xVc x K
Donde:V c = 4284. 28 m3 Volumen de pulpa Alimentado en m³/díaV k = 500 pie3 x 0.30483 m3/ pie3 = 14.158 m3 ( Capacidad de celda en m³ )K = 80%)t = 5 x 2 = 10 min Tiempo de flotación
Nc= 4284.28 x 101440 x14.158 x 0.8
=2.626 celdas
Nc = 3 Celdas Rougher
K= c−tf −t
d)Cálculo de la Ley de cabeza:
2000 = 200 + 1800F x f = 200 x 0,32 + 1800 x 0,030
2000 f = 64 + 54 f = (118 /2000)x100 = 5,5% Cu
2000K = (32 - 0,30)/ 5,5 -0.30) = 31,7/5.2 = 6,0965
f) Radio de concentración
R=32 (5,5−0,30 )5,5(32−0,30)
x100 = 94.44%
g ) C o n s u m o d e r e a c t i v o :
Kg /Tn=10 x300000 x52000000000
=0.0075KgTn
ccKg
=ccX 1000P
=300000 x10002000000000
=0.15 cc /Kg
= 1 5 0 C C / T n