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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA FACULTAD DE INGENIERIA GEOLOGICA, MINERA Y METALURGICA

TESIS

“OPTIMIZACIÓN DEL CIRCUITO DE MOLIENDA IMPLEMENTANDO ZARANDAS DE ALTA FRECUENCIA

STACK SIZER EN LA ETAPA DE CLASIFICACIÓN”

PARA OBTENER EL TITULO PROFESIONAL DE

INGENIERO METALURGISTA

ELABORADO POR

LUIS ENRIQUE PADILLA SANDOVAL

ASESOR ING. EDGAR FORTUNATO SEGURA TUMIALAN

LIMA – PERU 2016

DEDICATORIA

A Dios, a mis padres y hermano como muestra de

gratitud por su invalorable apoyo incondicional en mi

formación profesional y logro de mis aspiraciones,

además de su fuente inagotable de estímulo y

superación que tienen siempre conmigo.

RESUMEN

En el presente trabajo se describe las innovaciones tecnológicas y el incremento de

tratamiento de tonelaje que se va a introducir en el procesamiento de minerales de

tajo abierto de mina – El Cofre, así como la reingeniería del circuito de molienda en

la planta concentradora Inmaculada.

Para contrarrestar la inestabilidad y caída del precio del cobre en el mercado

mundial y la caída de la cabeza de tratamiento en la U.M. El Cofre Ciemsa, es

necesario el incremento de tratamiento de tonelaje y recuperación metalúrgico, por

lo cual se incrementa el contenido fino producido para su comercialización y así

generando más ganancias favorables en la empresa debido a las desventajas

operativas con los clasificadores helicoidales e hidrociclones, está decidiendo

utilizar zarandas de alta frecuencia para clasificar por tamaños de partículas en la

segunda etapa de molienda.

La clasificación en hidrociclones se realiza por diferencia de tamaño y de gravedad

específica, mientras que la separación en zaranda de alta frecuencia es

exclusivamente por tamaños de partículas. De acuerdo a las experiencias de los

trabajos presentados por Mina El Brocal y Condestable, en ambos casos la ventaja

de incremento en tonelaje son entre 20 y 40 %, y la disminución de su carga

circulante en 50%, así mismo disminuye bastante la sobre molienda de tamaños

menores a 10u, o sea la generación de lamas se va a reducir ayudando este efecto

a mejorar los problemas en la etapa de flotación y otras secciones.

Partiendo de los datos del balance de materia de 530 TMSPD. El trabajo finalizado

es evaluar los procesos del incremento de tratamiento en un 50.94% más a lo

producido (800 TMSPD) con una malla de liberación de partículas finas de 65.07%-

200m, implementando una Zaranda de Alta Frecuencia, una batería de ciclones

D10 y un molino de Bolas 6’Øx6’ recientemente adquirido.

La Zaranda de Alta Frecuencia (STACK SIZER), actúa como un equipo de

deslamado ya que lo paneles están con mallas de 300 micrones, esto con el

objetivo de retirar rápidamente las partículas inferiores a 300 micras y así

reduciendo la carga circulante de 192%(530 TMSPD) a 122%(800 TMSPD), que se

genera en el proceso de molienda,

La recuperación metalúrgica incremento considerablemente debido a una buena

granulometría de molienda, a pesar del incremento de tonelaje de tratamiento de

76.93%(530 TMSPD) a 78.78%(800 TMSPD).

Se evalúo el impacto económico de la expansión, se analiza las ganancias

producidas mensual y anual, de acuerdo a la valorización del concentrado de cobre.

ABSTRACT

In this paper the technological innovations and increased tonnage treatment will

introduce in processing ore open pit mine is described.

To counter the instability and falling copper prices on the world market and the fall of

the treatment head in U.M. Chest Ciemsa is necessary to increase tonnage and

metallurgical treatment of recovery, which produced fine for marketing content

increases and thus generating more favorable company earnings

Due to operational disadvantages with the helical classifiers and hydrocyclones,

sieves are deciding to use high frequency to be sized particle in the second grinding

step.

The classification is done in hydrocyclones difference in size and specific gravity,

while the separation zaranda high frequency is exclusively particle sizes.

According to the experiences of the papers presented by Mina El Brocal and

Condestable, in both cases the advantage of increased tonnage are between 20

and 40%, and decreased the circulating load by 50%, also decreases quite over-

grinding sizes less 10u, ie the generation of lamas is going to reduce this effect

helping to improve problems in the stage of flotation and other sections.

Based on the data of the mass balance of 530 TMSPD. The finished work is to

evaluate the processes of increasing treatment in a 50.94% increase to produced

(800 TMSPD) with a mesh release of fine particles of 65.07% -200m, implementing

a Zaranda High Frequency, battery cyclones and D10 a ball mill 6'Øx6 'recently

acquired.

The Shale High Frequency (STACK SIZER), acts as a team desliming since the

panels are with meshes of 300 microns, this in order to quickly remove below 300

microns and thus reducing the circulating load of 192% (TMSPD 530) to 122% (800

TMSPD), generated in the grinding process,

The metallurgical recovery increase significantly due to good grain milling, despite

the increase in tonnage of 76.93% treatment (530 TMSPD) to 78.78% (800

TMSPD).

The economic impact of the expansion was evaluated, the monthly and annual

profits produced, according to the recovery of copper concentrate is analyzed.

INDICE

DEDICATORIA

RESUMEN

ABSTRACT

INDICE

CAPITULO I PLANEAMIENTO DEL PROBLEMA

1.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 20

1.1.1 Descripción de problema 20

1.2 OBJETIVOS. 21

1.2.1 Objetivos generales 21

1.2.2 Objetivos específicos 21

1.3 JUSTIFICACIÓN 22

1.3.1 Justificación técnica 22

1.3.2 Justificación económica 23

1.3.3 Justificación social 23

1.4 METODOLOGÍA 23

1.5 HIPOTESIS 24

CAPITULO II ANTECEDENTES Y ASPECTOS GENERALES

2.1 ANTECEDENTES 26

2.2 Ubicación y acceso 27

2.2.1 Acceso desde la ciudad de lima 27

2.3 GEOGRAFÍA 28

2.3.1 Geomorfología 29

2.3.2. Tipo de yacimiento 29

2.3.3 Geología local 29

2.3.4 Mineralogía 30

2.3.5 Reservas 31

CAPITULO III MARCO TEORICO

3.1 LA HISTORIA DE DERRICK 33

3.2 LA ZARANDA DE ALTA FRECUENCIA 35

3.3 PRINCIPIOS DE OPERACIÓN DE ZARANDAS DE ALTA FRECUENCIA 37

3.3.1 Distribuidor de flujo Flo-Divider 39

3.3.2 Motor de alta frecuencia Súper G 40

3.3.3 Paneles de Uretano 41

3.4 CARACTERÍSTICA Y BENEFICIOS 43

3.5 ANÁLISIS COMPARATIVO ENTRE ZARANDA DE ALTA

FRECUENCIA Y UN CICLÓN 44

3.5.1 Zaranda de Alta Frecuencia 44

3.5.2 Hidrociclón convencional 44

3.6 APLICACIONES EN LA METALURGIA PERUANA 46

CAPITULO IV DESCRIPCION DE OPERACIÓN EN PLANTA CONCENTRADORA

ANTES DEL CAMBIO 4.1 PLANTA CONCENTRADORA 48

4.2 ETAPAS DE PROCESAMIENTO DE MINERALES CUPRÍFEROS. 49

4.2.1 Recepción y alimentación de mineral 49

4.2.2 Sección Chancado 50

4.2.3 Sección molienda y clasificación 79

4.2.4 Sección flotación 114

4.2.5 Sección reactivos 120

4.2.6 Sección filtrado y despacho 120

4.2.7 Sección de Deposición de relaves y abastecimiento de agua 121

4.3 POTENCIA NOMINAL DE MOTORES EN HP, KW.

Y POTENCIA ACTIVA 123

CAPITULO V ESTUDIO TECNICO DE LA IMPLEMETACION DE ZARANDA DE ALTA FRECUENCIA, BATERIA DE CICLONES D10 Y UN MOLINO DE BOLAS 6’Ø X6’ EN EL CIRCUITO DE MOLIENDA

5.1 EVALUACIÓN DEL MOLINO DE BARRAS 5’ Ø X12’ 125

5.1.1 Análisis granulométrico Barras 5’ ø x12 125

5.2 EVALUACIÓN DEL BATERÍA DE CICLONES D10 127

5.2.1 Análisis granulométrico batería de ciclones D10 127

5.2.2 Calculo de eficiencias en batería de ciclones D10 129

5.2.3 Eficiencia de batería de Hidrociclón D10 130

5.3 EVALUACIÓN DEL MOLINO DE BOLAS 6’ Ø X6’ 131

5.3.1 Análisis granulométrico del Molino de Bolas 6’ ø x6’ 131

5.4 EVALUACIÓN DE LA ZARANDA DE ALTA FRECUENCIA 133

5.4.1 Análisis granulométrico ZAF 133

5.4.2 Calculo de D50 ZAF 135

5.4.3 Calculo de la eficiencia en una ZAF 137

5.5 CONSUMO DE ENERGÍA PARA EL NUEVO TRATAMIENTO 800tmspd 138

CAPITULO VI BENEFICIOS ECONOMICOS DESPUES DE LA EXPANSION

6.1 PANORAMA ACTUAL DEL MERCADO DE LOS METALES 140

6.1.1 Precio oficial de LME, US$/t de cobre 140

6.2 COMPARACIÓN DE LOS BALANCES METALÚRGICOS ANTES Y DESPUÉS

DE LA CAMBIO 141

6.3 LIQUIDACIÓN DE CONCENTRADO DE COBRE ANTES DEL CAMBIO 142

6.4 LIQUIDACIÓN DE CONCENTRADO DE COBRE DESPUÉS DEL CAMBIO 142

6.5 VALORIZACIÓN CONCENTRADO DE COBRE ANTES DEL CAMBIO 143

6.6 VALORIZACIÓN CONCENTRADO DE COBRE DESPUÉS DEL CAMBIO 144

6.7 COMPARACIÓN DE VALORIZACIONES ECONÓMICAS CONCENTRADO

DE COBRE ANTES Y DESPUÉS 145

CONCLUSIONES 146

BIBLIOGRAFIA 148

ANEXOS 150

INDICE DE TABLAS

Tabla N° 2.1. Acceso de hacia la mina 27

Tabla N° 3.1. Instalación de Zarandas de Alta Frecuencia en el Perú 47

Tabla N° 4.1. Balance Metalúrgico Teórico Flotación de Cobre Sulfurado – Oxido U.M.

El Cofre 49

Tabla N° 4.2. Capacidad teórica y práctica tolva de gruesos 53

Tabla N° 4.3. Análisis granulométrico chancadora de quijadas Denver 16”x24” 54

Tabla N° 4.4. Análisis granulométrico zaranda vibratoria 5’x10’ Doble piso 59

Tabla N° 4.5. Análisis granulométrico zaranda vibratoria 5’x10’ Doble piso total 61

Tabla N° 4.6. Análisis granulométrico chancadora cónica Symons 3’ SH 63

Tabla N° 4.7. Análisis granulométrico zaranda vibratoria 5’x13’, 1 Piso 68

Tabla N° 4.8. Análisis granulométrico chancadora cónica 2’ S.T.D 70

Tabla N° 4.9. Capacidad teórica y práctica tolva de finos 77

Tabla N° 4.10. Análisis granulométrico Molino de barras 5’Øx12’ 81

Tabla N° 4.11. Análisis granulométrico Molino de bolas 7’Øx7’ 85

Tabla N° 4.12. Análisis granulométrico Clasificador helicoidal Comesa 36”x22.5” 89

Tabla N° 4.13. Eficiencias Clasificador helicoidal Comesa 36”x22.5” 90


Tabla N° 4.15. Análisis granulométrico Clasificador Hidrociclón D12 99

Tabla N° 4.16. Eficiencias Clasificadoras Hidrociclón D12 100

Tabla N° 4.17. Análisis granulométrico Clasificador Hidrociclón D6 104

Tabla N° 4.18. Eficiencias Clasificador Hidrociclón D6 105


Tabla N° 4.20. Recuperaciones Bancos de Flotación W.S. 8’x8’ N°1y2,

Denver 56”x56” N°1 115

Tabla N° 4.21. Recuperaciones Bancos de Flotación W.S. 8’x8’ N°3,

Denver 56”x56” N°3 y 4 116

Tabla N° 4.22. Recuperaciones Bancos de Flotación Denver 38”x38”, Denver 43”x43”

N° 1 y 2, concentrado total del circuito sin celda unitaria

Denver 56”x56” 117

Tabla N° 4.23. Recuperaciones Total del circuito, Balances de agua Molienda,

Flotación, Filtro y Planta 118

Tabla N° 4.24. Dosificación de circuito Kg/TMS 120

Tabla N° 4.25. Consumo de energía Total antes del cambio 123

Tabla N° 5.1. Análisis granulométrico Molino de barras 5’Øx12’ 800 TMSPD 125

Tabla N° 5.2. Radio reducción Molino de barras 5’Øx12’ 800 TMSPD 127

Tabla N° 5.3. Análisis granulométrico batería de ciclones D10 800 TMSPD 127

Tabla N° 5.4. Coeficiente de partición en batería de ciclones D10 800 TMSPD 129

Tabla N° 5.5. D50, %malla -200m y carga circulante en nido de ciclones 800 TMSPD 131

Tabla N° 5.6. Análisis granulométrico Molino de bolas 6’Øx6’ 800 TMSPD 131

Tabla N° 5.7. Radio de reducción molino de bolas 6’Øx6’ 133

Tabla N° 5.8. Análisis granulométrico Zaranda de Alta Frecuencia 800 TMSPD 133

Tabla N° 5.9. Coeficiente de partición Zaranda de Alta Frecuencia 135

Tabla N° 5.10. D50, % -200m y carga circulante en Zaranda de Alta

Frecuencia 800TMSPD 137

Tabla N° 5.11. Eficiencia Total en Zaranda de Alta Frecuencia 800TMSPD 138

Tabla N° 5.12. Consumo de energía en Planta Concentradora U.M.

El Cofre después del cambio 138

Tabla N° 6.1. Precio oficial del cobre LME 140

Tabla N° 6.2. Balance metalúrgico promedio mensual antes del cambio 141

Tabla N° 6.3. Balance metalúrgico promedio mensual después del cambio 142

Tabla N° 6.4. Valorización concentrado de cobre antes del cambio 143

Tabla N° 6.5. Valorización concentrado de cobre después del cambio 144

Tabla N° 6.6. Valorización y ganancias del cobre antes y después del cambio 145

Tabla N° 6.7. Parámetros de operación sin/con Zaranda de Alta Frecuencia 147

INDICE DE FIGURAS

Figura N° 2.1. Vista panorámica de Grupo Tacaza 28

Figura N° 2.2. Vista panorámica de Manto Mineralizado Grupo Ciemsa 28

Figura N° 2.3. Minerales presentes en la operación 31

Figura N° 3.1. Zaranda de Alta Frecuencia instalado en la Operación 36

Figura N° 3.2. Características de la Zaranda de Alta Frecuencia 38

Figura N° 3.3. Distribuidor de flujo Flo-Divider 40

Figura N° 3.4. Motor de alta frecuencia Súper G 41

Figura N° 3.5. Mallas de Uretano 42

Figura N° 3.6. Clasificación por tamaño de partícula y por peso específico. 45

Figura N° 4.1. Capacidad Tolva de gruesos 51

Figura N° 4.2. Análisis granulométrico Chancadora de quijadas Denver 16”x24” 55

Figura N° 4.3. Análisis granulométrico Zaranda vibratoria 5’x10’ 2 pisos 60

Figura N° 4.4. Eficiencia en la zaranda 5’x10’ doble deck 62

Figura N° 4.5. Análisis granulométrico chancadora cónica Symons 3’ SH 64

Figura N° 4.6. Análisis granulométrico zaranda vibratoria 5’x13’, 1 Piso 69

Figura N° 4.7. Análisis granulométrico chancadora cónica 2’ S.T.D 71

Figura N° 4.8. Carga circulante en circuito cerrado Chancado 73

Figura N° 4.9. Capacidad Tolva de Finos 500 TMS 76

Figura N° 4.10. Análisis granulométrico Molino de barras 5’Øx12’ 83

Figura N° 4.11. Análisis granulométrico Molino de bolas 7’Øx7’ 87

Figura N° 4.12. Análisis granulométrico Clasificador helicoidal Comesa 36”x22.5” 94

Figura N° 4.13. Curva Tromp Clasificador helicoidal Comesa 36”x22.5” 95

Figura N° 4.14. Análisis granulométrico Clasificador Molino de bolas 5’Øx5’ 97

Figura N° 4.15. Análisis granulométrico Hidrociclón D12 103

Figura N° 4.16. Curva Tromp Hidrociclón D12 104

Figura N° 4.17. Análisis granulométrico Hidrociclón D6 108

Figura N° 4.18. Curva Tromp Hidrociclón D6 109

Figura N° 4.19. Análisis granulométrico Molino de bolas 4’Øx4’ 111

Figura N° 5.1. Análisis granulométrico Molino de barras 5’Øx12’ 800 TMSPD 128

Figura N° 5.2. Análisis granulométrico Batería de ciclones D10 800 TMSPD 130

Figura N° 5.3. Curva Tromp Batería de ciclones D10- 800 TMSPD 132

Figura N° 5.4. Análisis granulométrico Molino de bolas 6’Øx6’ 800 TMSPD 134

Figura N° 5.5. Análisis granulométrico Zaranda de Alta Frecuencia 800 TMSPD 136

Figura N° 5.6. Curva Tromp Zaranda de Alta Frecuencia 800 TMSPD 138

Figura N° 6.1. Precio oficial del cobre del 9 de set. Al 9 de oct. Del 2016 LME 143

16

INTRODUCCION

El presente Informe trata de la optimización efectiva de la clasificación en

húmedo, que se realiza en la molienda de minerales, esta es una etapa del proceso,

en que se consume la mayor parte de energía y por lo tanto debe ser aprovechada

eficientemente y además hay que lograr una buena clasificación para disminuir los

costos operativos en base a mayor producción efectiva de la Planta, actualmente se

está utilizando zarandas de alta frecuencia en la clasificación de molienda en muchas

operaciones mineras en el país, lo cual nos ha permitido tener un enfoque más real

de su operación.

La historia del uso de las zarandas en la clasificación con molinos en circuito cerrado,

viene desde hace muchos años, en 1925 E.W. Davis hizo trabajos en la Universidad

de Minnesota sobre el uso de clasificadores de rastrillos, de espiral y de zarandas

en circuitos de molienda y demostró que las zarandas eran las que lograban mayor

capacidad de tratamiento y producían menos sobre molienda. Posteriormente, E.

Albert en 1945 demostró que las zarandas en la molienda lograban disminuir los

costos operativos en forma muy sustancial; Hukki and Ellan en 1965 demostraron

17

que las zarandas en la molienda lograban incrementar la capacidad de los molinos y

disminuir el consumo de energía; posteriores estudios de Murr, Wennan and

Nordstron en 1997 y 2009 demostraron que las zarandas lograban mejores

resultados que los hidrociclones en las plantas de Essar Steel Iron y en National Steel

Pellet Company (ahora U.S. Steel Keetac).

A partir del 2001, Derrick comienza a fabricar la zaranda de alta frecuencia Stack

Sizer y en el Perú el año 2005 se comenzó a utilizar en Sociedad Minera El Brocal,

las zarandas de alta frecuencia en la molienda como una alternativa más eficiente en

la clasificación, y entre las grandes ventajas que se lograron fue la reducción de la

alta carga circulante producida por los ciclones y que generaban sobre molienda

(lamas) y además se demostró que con las zarandas de alta frecuencia

se incrementó la capacidad de molienda y se logró ahorrar energía en los molinos

(se paró dos molinos).

Actualmente en el Perú tenemos más de 80 zarandas de alta frecuencia operando

con la consiguiente ventaja de incremento de tonelaje, obviamente que uno de los

factores importantes, es que los molinos deben producir finos y la zaranda los separa

eficientemente. Las capacidades de tratamiento inicial con zarandas de alta

frecuencia fueron hasta 3,000 Toneladas por día (TPD) y a la fecha ya se está

utilizando hasta 20,000 TPD., y se tienen estudios para plantas de 30,000 TPD., e

incluso, es justificable analizar la utilización en las grandes plantas de 100,000 TPD.,

o más, obviamente que para esto se necesita hacer un estudio de

Ingeniería minucioso de la forma de instalación y manipuleo de materiales.

Por la experiencia de muchos años en procesamiento de minerales, considero que

la aplicación de las zarandas de alta frecuencia como equipo de clasificación en

18

molienda , es uno de los mayores avances tecnológicos en la presente

década, porque logra incrementar los tonelajes de tratamiento , utilizando los

mismos molinos y el producto clasificado es más homogéneo, lo cual da otras

ventajas operativas como incrementar la recuperación , la ley de concentrados,

mejora la eficiencia de los espesadores, disminuye el consumo de floculantes,

optimice la operación de filtrado de concentrados e incluso da mejores condiciones a

los relaves para su disposición final en presas o para ser filtrados.

La capacidad de un Stack Sizer puede variar entre 80 a 300 toneladas por hora,

dependiendo del tipo de mallas de abertura que se utilice y de la cantidad de finos

que los molinos estén produciendo.

De acuerdo a varias instalaciones realizadas en nuestro país, se ha comprobado

que el Costo de Capital requerido para implementar una zaranda de alta frecuencia

Derrick en una planta, tiene un Retorno de Inversión de 45 a 90 días, obviamente,

de acuerdo al incremento de producción que logre cada operación, pero en términos

generales es una inversión muy rentable para cualquier compañía minera.

La baja de los precios de los metales y mayores costos indirectos en las compañías

mineras se han traducido en un aumento de los costos operativos, para lo cual es

importante optimizar algunos parámetros de la operación, como es la mejora de la

eficiencia de clasificación en el circuito de molienda. Ya que sabemos que la

clasificación actual es usualmente con ciclones que tienen un máximo de eficiencia

de 50 al 55% y generan grandes cargas circulantes que reducen la capacidad del

circuito, también el consumo de energía durante la molienda es mayor.

19

En el presente trabajo explicaremos brevemente la operación de las zarandas de

alta frecuencia en la etapa de molienda, presentaremos un caso real de operación

y mencionaremos las compañías que la están utilizando en nuestro país.

20

CAPITULO I

PLANEAMIENTO DEL PROBLEMA

1.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

1.1.1 Descripción de problema

En el siguiente trabajo de investigación se propone que, si se garantiza una

buena molienda y clasificación se va a obtener los resultados deseados en la

planta, así como también tenemos que saber que la molienda es el proceso

fundamental de la operación puesto que en él nos enfocamos para la

ampliación de producción.

El problema principal del presente trabajo de investigación es el incremento

de tratamiento bajo una buena molienda y clasificación mediante una zaranda

de alta frecuencia, una batería de ciclones D10 y un Molino de bolas 6’x6’.

21

1.2 OBJETIVOS

1.2.1 Objetivos generales

Garantizar un buen grado de liberación y por consecuencia el incremento de

tonelaje de tratamiento, hallar los parámetros de operación de las Zarandas

de Alta Frecuencia instaladas en la sección molienda clasificación que

permitan el incremento sostenido de tonelaje procesado en la planta

concentradora tomando como base las pruebas semi industriales realizadas

en los laboratorios de Derrick.

1.2.2 Objetivos específicos

El objetivo que se ha venido patentando con la instalación de la Zaranda de

Alta Frecuencia en la Planta concentradora “Inmaculada” -U.M. El Cofre, son

principalmente:

Aumentar el tonelaje de tratamiento entre 30 a 55%

Lograr una buena liberación de partículas

Disminución de carga circulante, lo que evita la sobre-molienda

Lograr una mejor recuperación metalúrgica.

Lograr un beneficie económico

Esto gracias a las ventajas comparativas de la Zaranda de Alta Frecuencia, que

se logran en los de procesamiento de minerales

22

1.3 JUSTIFICACION

El presente trabajo, se ha desarrollado en base a las a las siguientes

justificaciones

1.3.1 Justificación técnica

La necesidad de aumentar el tratamiento y la producción de los productos

tienen sustento principalmente en el aspecto de reservas de minas.

Este yacimiento años anteriores a la operación, ya estaba siendo explotado

por galerías y por lo cual la extracción ha sido de las zonas con mayor

concentración de Pb y Cu, dejando las zonas con menor concentración de

estos elementos; desde los inicios de nuestras operaciones a la fecha, se ha

podido observar que nuestras reservas han ido cayendo en %ley Cabeza:

Al 31 diciembre del 2010: reservas de 2’ 360,000.0 TM-con una Ley de

Cab. 1.37% Cu total.

- Al 31 diciembre del 2012: reservas de 5’ 036,000.0 TM-con una Ley de






- Una proyección para el presente año al 31 Dic. 2015, será de 7’

250,000.0- con una Ley de Cab. 1.0% Cu total.

23

Según estos datos presentados, se puede observar que económicamente la

operación viene siendo afectada por la caída de la producción de “Cobre fino”,

esto debido al deterioro de la Ley de cabeza que se vienen tratando en

nuestra operación; debido a estos inconvenientes es necesario tomar

ciertas acciones de incrementar la producción tanto de la explotación

minera como de la capacidad de tratamiento en la planta concentradora,

esto con el fin de la mejoría para mantener el costo de operación y la

producción estable.

1.3.2 Justificación económica

Debido a la inestabilidad del precio de los metales, la planta de beneficio de

minerales cupríferos desde el punto de vista económico se buscará la mejor

alternativa viable, modificando variables con el fin de aumentar la producción

y recuperación de cobre a fin de obtener mejores ganancias que beneficien a

la empresa.

1.3.3 Justificación social

El compromiso de afianzar las relaciones con nuestras comunidades

aledañas, así mismo aportar una mejor calidad de vida para cada uno de

nuestros colaboradores, nos obliga a trabajar en la reducción de los costos de

tratamiento de nuestra operación; para lo cual con un crecimiento en

tratamiento y producción, nos permitirá tener costos menores.

1.4 METODOLOGIA

La determinación de los cálculos de ingeniería de La Zaranda de alta

frecuencia y en los ciclones se harán con apoyo de los ingenieros de planta,

24

ingenieros de proyectos, ingenieros de procesos que representan a las

Zarandas Derrick en Perú (GOLDEX SA) y con ayuda de pruebas realizadas

a nivel de laboratorio para escalarlo a otros niveles en los laboratorios de

ensayos de Derrick en EEUU.

Luego de la instalación y puesta en marcha la Zaranda de alta frecuencia y

la batería de ciclones, se realizara las pruebas a nivel industrial con sus

respectivos análisis granulométrico, se realizaran las balances de materia

respectivos y concluyendo con el trabajo se realizara la evaluación económica

que nos indicara el impacto económico al implantar dichos equipos.

En el trabajo realizado se tomó muestras en todos los puntos, para realizar

los análisis granulométricos, como también la medición del peso específico,

densidades, flujos y consumo de agua, antes y después de los cambios que

se realizaran en la planta.

En primer lugar se evaluó mediante un balance de materia los parámetros

estándar en las plantas concentradoras, luego con la clasificación de los

hidrociclones, a una determinada cabeza de alimentación en TMSPD,

También se evalúa la combinación de eficiencia de una zaranda con un ciclón,

y por último se evalúa el crecimiento de la producción con la implementación

de la Zaranda de Alta Frecuencia.

1.5 HIPOTESIS

Antes de describir los procesos que tuvieron cambios, es bueno mencionar

que la reingeniería efectuada en las operaciones mineras fue una respuesta

a las interrogantes:

25

- Porque se mantiene haciendo siempre lo mismo?

- Todo proceso en la planta se trabaja con parámetros de eficiencia?

- Se viene trabajando de la manera correcta o

- Sencillamente tenemos que realizar cambios radicales en cada uno de los

procesos

La baja de los precios de los metales y mayores costos indirectos en las

compañías mineras se han traducido en un aumento de los costos operativos,

para lo cual es importante optimizar algunos parámetros de la operación,

como es la mejora de la eficiencia de clasificación en el circuito de molienda.

Ya que sabemos que la clasificación actual es usualmente con ciclones que

tienen un máximo de eficiencia de 50 al 55% y generan grandes cargas

circulantes que reducen la capacidad del circuito, también el consumo de

energía durante la molienda es mayor.

Los puntos críticos del proceso estaban relacionados a la capacidad de

tratamiento y el grado de molienda, por lo tanto los análisis estuvieron

orientados a las secciones de molienda clasificación y la etapa de flotación.

26

CAPITULO II

ANTECEDENTES Y ASPECTOS GENERALES

2.1 ANTECEDENTES

En la década de los años 60, la Lampa Mining Company propietaria de las

Minas Berenguela, Hornoní, Limón Verde, realizo los primeros trabajos

mineros.

En 1995 durante el mes de Octubre la compañía Minera La Esperanza

ejecutó los trabajos de Exploración e emitió un informe llamado El Cofre

Proyecto la que considera un mineral económico High Grade de 4’099,260

Toneladas con una ley de 1.41 % Cu.

En el mes de Setiembre del 2008, la compañía Minera CIEMSA inicia un

programa de Exploración con 12 sondajes diamantinos en la concesión San

Salvador 27, con el nombre de Proyecto El Cofre, y en Marzo del 2010 se

intensificó la Exploración hasta Diciembre del 2011 tanto en la Mina El Cofre

como en el Proyecto El Cofre Norte con una malla sistemática de 20x25

27

evaluándose 5’036,000 Toneladas con una ley de 1.30 % Cu; no se considera

en este total las 292,650 toneladas de sulfuros con 1.76 % Cu que se envió a

la Planta concentradora , en los pits de Oxidos de Cu se tiene almacenado

71,486 Toneladas con 1.06 % Cu.

En Junio del 2010 la Mina El Cofre empieza sus operaciones con un

tratamiento de 500TM/Día en una Planta concentradora llamada Santa Lucia,

a la fecha lleva operando 6 Años.

2.2 UBICACIÓN Y ACCESO

La Unidad Minera El Cofre se encuentra Ubicado en el cerro Chacalaya,

comunidad de Choroma, Distrito de Santa Lucia en la que se ubican las Minas

polimetálicas de Berenguela, Santa Bárbara, Cerrillos, Limón Verde, Hornoní,

Antaña, Tacaza, Palca, entre otros, Provincia de Lampa, Departamento de

Puno. Tiene como coordenadas UTM 314750E, 8271500N y una altitud de

4200 a 4450 msnm, según Datum WGS 84, zona 19

2.2.1 Acceso desde la ciudad de lima

Tabla N° 2.1. Acceso hacia la mina

Fuente propia U.M. El Cofre-Ciemsa

DESTINOS Km Tiempo (Hrs) ViasJuliaca - Lima 1200,00 1,4 AereaJuliaca - Santa Lucia 58,00 0,55 AsfaltadaSanta Lucia 16,60 0,26 AsfaltadaDesvio Tacaza - Mina El Cofre 2,10 1 Trocha

TOTAL 1276,70 3,21

28

2.3 GEOGRAFIA

El yacimiento corresponde a la sección tipo del Grupo Tacaza, los

afloramientos presentan unidades de lavas andesiticas, volcánicas clásticas,

tufaceas e ignimbritas; la secuencia estratigráfica es:

Grupo Sillapaca(Nm-si)

Grupo Palca (Nm-pa)

Grupo Tacaza (PN- ta)

Grupo Puno (P-pu)

Figura N°2.1. Vista panorámica de Grupo Tacaza

Figura N°2.2. Vista panorámica de Manto Mineralizado Grupo Tacaza

29

2.3.1 Geomorfología

El Proyecto El Cofre está ubicado en el flanco oriental de la cordillera

occidental de los Andes del sur del Perú y en la parte occidental del altiplano

peruano

La estructura mineralizada del yacimiento EL COFRE, es un cuerpo sub

horizontal (manto), extracto ligado, hospedado en las secuencias volcánica

del grupo Tacaza (lavas ande siticas y aglomerados volcánicos), tiene un

rumbo N-S, y un buzamiento variable de 15° a 20° al SW, en una longitud de

1200 m. y ancho de 180 – 250 m, con una potencia variable de 10 a 32 metros.

Supra yaciendo al grupo TACAZA se tienen depósitos piro clásticos terciarios

(tobas brechas re trabajadas) con fragmentos de hasta 30 cm de diámetro.

2.3.2. Tipo de yacimiento

El Yacimiento es un cuerpo sub horizontal tipo manto, se denomina así por

estar asociados, limitados y hospedados en secuencias de rocas volcánicas,

la mineralización ocurre principalmente en los aglomerados que son las rocas

más permeables así como también en las lavas andesiticas porfiriticas

amigdalares y en algunos lugares rellenando fracturas.

2.3.3 Geología local

La geología local presenta una secuencia de:

Rocas piroclásticas (Tobas Retrabajadas)

Tobas brechas (Tbx) ó Aglomerados volcánicos y

30

Tobas Andesiticas (tobas Andesiticas porfiritica augitica-

hornblendica(Tph).

Estas rocas se intercaladas de manera irregular y ondulante y pertenece al

Grupo Tacaza de edad Oligoceno superior Tardío al Mioceno Medio esto

quiere decir que el deposito mineral Tacaza se localiza cerca al techo del

Grupo Tacaza.

2.3.4 Mineralogía

La mineralización de la mina EL COFRE, se presenta en “mantos de Cobre”,

hospedado en las secuencias volcánicas del grupo TACAZA, donde las

soluciones hidrotermales han rellenado y reemplazado los espacios abiertos

de las brechas y fracturas, por lo tanto se encuentran diseminadas y en finas

vetillas.

Existen 3 zonas de mineralización:

ZONA DE OXIDOS.- Se encuentran afloramientos y áreas superficiales del

manto de una profundidad de 5-10 m, se aprecian minerales de Malaquita,

Azurita, Cobre Nativo, Crisocolas y Limonitas, con valores de Cobre variables

entre 0.50 – 1.60 % Cu.

ZONA DE ENRIQUECIMIENTO SECUNDARIO O ZONAS DE SULFUROS

SECUNDARIOS.- Esta a continuación de los óxidos, donde se presentan los

mejores valores de Cobre y da el valor económico al yacimiento, a base de

minerales de Calcosina y menores cantidades de Covelita.

ZONA DE SULFUROS PRIMARIOS.- Esta es la parte más profunda, aquí los

valores de Cobre, Plata y otros elementos se presenta sin variación desde la

31

formación del yacimiento, la ley de Cobre está por debajo de 0.40 % Cu.

Conformado por Chalcopirita fina, algo de Bornita, Pirita, Magnetita, Calcita,

menores cantidades de Galena, Esfalerita y Cuarzo.

El principal mineral de valor económico que se procesa es la calcosita (Cu2S),

el mineral portador del 79,9% Cobre y 20.1% Asufre; también contienen

minerales como galena (PbS), esfalerita (ZnS), digenita (Cu9S5), bornita

(Cu2S.CuS.FeS), malaquita (CuCO3.Cu(OH)2), crisocola (CuSiO3.2H2O),

chalcopirita (CuFeS2), cobre nativo (Cu) y pirita (FeS2)

Figura N° 2.3. Minerales presentes en la operación

2.3.5 Reservas.

Este yacimiento años anteriores a la operación, ya estaba siendo explotado

por galerías y por lo cual la extracción ha sido de las zonas con mayor

concentración de Pb y Cu, dejando las zonas con menor concentración de

estos elementos; desde los inicios de nuestras operaciones a la fecha, se ha

podido observar que las reservas han ido cayendo en %ley Cabeza:

32

• Al 31 diciembre del 2011: reservas de 2’ 360,000.0 TM-con una Ley de








• Una proyección para el presente año al 31 Dic. 2015, tendremos 7’

250,000.0- con una Ley de Cab. 1.0% Cu total.

33

CAPITULO III

MARCO TEORICO

La zaranda Stack Sizer Derrick ha definido el concepto de eficiencia en la

clasificación de partículas finas en húmedo. Nunca antes una zaranda tenía gran

capacidad de tratamiento en un mínimo de espacio. Formado por un máximo de cinco

pisos distribuidos en forma escalonada uno sobre el otro y que funcionan en paralelo,

la zaranda Stack Sizer Derrick tiene instaladas mallas de uretano de alta capacidad

y larga duración. Con esta combinación única la zaranda de clasificación en húmedo

logra buenos resultados que antes parecía difícil ser posible. Cientos de Stack Sizer

Derrick se encuentran actualmente operando en plantas de procesamiento de

minerales en todo el mundo y están logrando ganancias adicionales muy

significativas en plantas que la utilizan.

.3.1 LA HISTORIA DE DERRICK

Con capitales privados Derrick fue fundada en 1951, por H. William Derrick Jr,

afectuosamente llamado “El Jefe”, a lo largo de su carrera de negocios Bill

34

Derrick graduado en el Unión College en 1939 como ingeniero Eléctrico.

Luego de graduarse fue a trabajar como ingeniero de diseño a la empresa

Curtis Wright, una compañía que fabricaba aeronaves, en Buffalo, New York,

donde estuvo hasta 1946. En 1947, ahora casado con Bette, Bill unió

esfuerzos con su suegro William L. Wettlaufer, un inventor que poseía una

serie de patentes para construir vibradores terapéuticos de alta frecuencia y

harneros vibratorios de baja velocidad. Juntos desarrollaron un motor de alta

velocidad para sacudir mallas de muestreo. Observando la rápida separación

de partículas a través de varias mallas y diferentes tamaños y el

comportamiento activo inusual de las partículas cuando estuvieron sometidas

a la alta frecuencia de vibración se generó la idea de diseñar equipos de

tamaño comercial.

La manera de desarrollar y promover esta idea, Bill Derrick continuó solo y en

1951 y se unió con Messinger Bearing Co. Para desarrollar el primer harnero

vibratorio de alta velocidad con cuatro rodamientos. Fue en el mismo año que

Derrick Manufacturing Company fue fundado. En 1952 Dick Vale uno de los

primos de Bill Derrick seguido luego por su hermano Bob Derrick en 1954.

Este grupo ocupo un espacio perteneciente a la gran compañía

manufacturera de equipos de clasificación para agregados en Buffalo.

Otro desarrollo clave ocurrido a mediados de los 80 Derrick buscó un potencial

socio que lo asistiera en el desarrollo de una superficie de harneo de

poliuretano de alta área abierta, ni un socio se pudo encontrar todos

encontraron que las expectativas de Derrick eran imposibles de lograr. Derrick

desarrolló este producto por sí mismo que hasta hoy le pertenece. Una malla

de alta superficie expuesta y una larga vida útil que la hace única en el mundo

35

en su categoría con un área abierta y capacidad, que no tiene nada que

envidiar a las mallas tejidas de alambre. Los paneles (mallas) de uretano

Derrick duran más en operación a los paneles tejidos metálicos con factores

de 10 a 20 veces más.

• 1977 Sandwich Screen® panel

• 1977 Multifeed screening machine

• 1984 Flo-line® Cleaner (linear motion shaker)

• 1984 PWPTM Screen panel (repairable screen)

• 1989 Polyurethane screen surfaces

• 1990 HI-G® Dryer

• 1993 Pyramid™ Screen (three-dimensional screen)

• 1996 Flo-Line Scalper

• 1997 Super G® Vibrating Motor

• 1999 High “G” Solution®

• 2001 StackSizer

3.2 LA ZARANDA DE ALTA FRECUENCIAS

La Zaranda Stack Sizer es la contribución más reciente de Derrick a la ciencia

de la separación y clasificación en la fracción fina. Nunca antes un harnero

había tenido tan alta capacidad al minimizar los requerimientos de espacio

para su instalación. Aproximadamente equivale a la capacidad de 4 de los

36

antiguos harneros Multifeed de Derrick, el patentado Stack Sizer consiste en

5 plataformas de harneros individuales posicionados uno arriba de otro, todos

operando en paralelo. El movimiento en línea recta desarrollado al mismo

tiempo, junto con el motor de vibración Super G® y un ángulo de inclinación

de 15 a 25 grados, produce una excelente eficiencia de harneado con una

inmensa capacidad de tratamiento y transporte del sobre tamaño. Para lograr

una mayor eficiencia se puede incorporar un spray de agua en la superficie

de manera de lavar sobre la malla los finos atrapados entre la fracción gruesa,

un canal de repulpeo del material es una opción. En el StackSizer pueden ser

instaladas mallas de poliuretano de larga vida útil o mallas metálicas

indistintamente, luego de ser evaluada cada aplicación. Hoy con el desarrollo

del Stack Sizer, clasificación y separación en húmedo es una alternativa más

práctica.

Figura N°3.1. Zaranda de Alta Frecuencia instalado en la Operación

37

3.3 PRINCIPIOS DE OPERACIÓN DE ZARANDAS DE ALTA FRECUENCIA

La patente del Stack Sizer Derrick consta de un máximo de 5 pisos de

clasificación dual colocadas, en forma escalonada una sobre la otra y que

funcionan en paralelo. El diseño de ingeniería consta de un sistema de

división de flujos de una o varias etapas, se diseña para cada caso específico,

luego distribuye la pulpa de alimentación al distribuidor individual de cada

Stack Sizer Derrick y de allí alimenta a cada piso de zaranda. Entre los pisos

de clasificación hay un espacio suficientemente amplio para observar

fácilmente.

El proceso mientras está permite un acceso fácil para realizar el

mantenimiento y la sustitución de cada panel.

Al introducir la pulpa alimentada a las zarandas encapas delgadas a lo ancho

en vez de superficies de zarandeo más largas permite:

Capacidades mayores

Eficiencias de separación más altas

Vida más larga de la superficie de la zaranda

El agua y la vibración son requeridas para transportar el material undersize o

bajo tamaño (finos) a través de las aberturas de la zaranda Una vez que el

agua de la pulpa mineral introducida pasa a través de la superficie de la

zaranda, la clasificación termina

Cualquier material remanente en la superficie de la zaranda sobre la superficie

de la zaranda es simplemente transportado, vía vibración y gravedad a la

38

descarga de la zaranda Una alimentación simple es introducida a la zaranda

en cinco puntos de alimentación separados

Cada uno de estos puntos de alimentación tiene un ancho ya sea de 1.2 o 1.4

metros

Cada uno de los pisos de la zaranda tiene la misma superficie de zarandeo

haciendo separaciones idénticas, el producto grueso de cada uno de los pisos

de clasificación descarga a una tolva con una salida común.

Las Zarandas de alta frecuencia están construidas con acero estructural A36

en su mayor parte y tienen un recubrimiento especial para la anticorrosión

según sea la solicitud del usuario, de acuerdo a las condiciones de operación.

Figura N°3.2. Características de la Zaranda de Alta Frecuencia

39

3.3.1. Distribuidor de flujo flo-divider

En una instalación de múltiples equipos de clasificación o de un solo equipo

con múltiples puntos de alimentación, como lo es el stacksizer, requiere de un

buen diseño del sistema de distribución de fluidos. Con una ingeniería para

cada aplicación, el Flo-divider de Derrick está diseñado para dividir

representativamente la pulpa que sale como alimentación a Cada unidad de

clasificación. Distribución representativa de fluidos significa que todos los

puntos de alimentación reciben idénticos materiales en términos de masa de

fluido, volumen de fluido, densidad de pulpa y distribución de tamaño de

partículas. Los ingenieros de diseño de Derrick consideran cuidadosamente

el proceso total y todos los requerimientos para que el sistema de distribución

de fluidos funcione como es requerido por las condiciones del proceso

siguiente a los harneros Derrick.

• Proporciona al StackSizer Derrick un flujo de alimentación proporcional y

uniforme para asegurar óptima eficiencia de clasificación

• Diseñado de acuerdo con el proceso y a la cantidad de pisos de la

zaranda

40

• Equipado con válvulas de dardo para anular el flujo de uno o más puntos de

distribución

Figura N°3.3. Distribuidor de flujo Flo-Divider

3.3.2 Motor de alta frecuencia Super g

Este motor genera fuerzas de hasta 7.3 G y cuenta con un sistema de

lubricación de rodamientos de por vida reduciendo costos por mantenimientos

y tiempos perdidos.

Un movimiento vibratorio lineal de alta frecuencia se suministra a todas las

cubiertas de los 5 paneles de manera uniforme e toda la longitud y la anchura

de cada criba a través de un par de motores vibratorios TENV ( Totally

Enclosed Non Ventilated) con un sistema de rodamiento sellado para de por

vida. El movimiento vibratorio es extremadamente eficaz en la transmisión de

material de gran tamaño hasta el final de cada panel de forma que deje

espacio para la nueva alimentación que se aproxima.

41

Estos rodamientos también permiten que las agitaciones se ejecuten en

niveles de decibelios bajos. La salida de sonido de los motores es de 8.1 Dba.

• El StackSizer es accionado por motores vibratorios de alta frecuencia

Derrick Súper G

• Dos motores de 2,5 HP proporciona un movimiento lineal uniforme de alta

frecuencia de 60 Hz, en todo lo ancho y largo de todos los pisos de la

zaranda

• Logra muy buen transporte del producto grueso

• El sistema de rodamientos sellados elimina el sistema de lubricación

externo y reduce el mantenimiento

Figura N°3.4. Motor de alta frecuencia Súper G

3.3.3 Paneles de uretano

En el desarrollo de mallas finas, la fabricación de paneles de uretano, ha sido

una notable contribución de Derrick en la ciencia clasificación y separación de

42

finos, entregando tres veces más de área abierta que los paneles

convencionales de uretano. Dado que las mallas de uretano son conocidas

por su alta resistencia a productos abrasivos, solamente las mallas de uretano

Derrick pueden combinar una alta área abierta, larga vida útil de las mallas,

compitiendo con mallas finas metálicas logrando mejores resultados, incluso

en materiales que se pensaba que era imposible o muy dificultoso su

tratamiento vía clasificación vía harneros, dada las cualidades auto limpiantes

de las mallas.

• Gran % de área abierta, hasta 45%, para una máxima capacidad de flujo

• Una amplia gama de aperturas hasta el súper fino de 75 micrones (malla

200)

• Único diseño auto limpiante para un óptimo rendimiento

• Alta durabilidad del panel, minimiza los costos de operación y

mantenimiento

• ( 10 a 15 veces más que las mallas convencionales )

Figura N° 3.5. Mallas de Uretano

43

3.4 CARACTERISTICA Y BENEFICIOS

• Aumenta la capacidad de la molienda y de la producción final

• Reduce el consumo de energía por tonelada

• Minimiza la sobre molienda de minerales valiosos, mejorando el

rendimiento de los procesos e incrementando el grado de recuperación

• Este concepto ha sido demostrado en numerosas operaciones mineras

en todo el mundo

• La alta capacidad de la zaranda ahorra espacio y costos de instalación

• La alta eficiencia de clasificación, incrementando la calidad del producto,

reduce la variabilidad granulométrica y mejora los procesos siguientes

• El movimiento lineal produce una mayor eficiencia de clasificación y

máxima eficiencia de transporte del producto grueso

• La baja carga dinámica de la vibración minimiza los requerimientos

estructurales de la plataforma de instalación

• Bajos costos de operación y mantenimiento

• Fácil de inspeccionar

44

3.5 ANALISIS COMPARATIVO ENTRE ZARANDA DE ALTA FRECUENCIA Y

UN HIDROCICLON.

3.5.1 Zaranda de alta frecuencia

La zaranda de alta frecuencia es un clasificador mecánico en vibración, consta

de un máximo de 5 pisos de clasificación dual colocada con mallas de uretano,

en forma escalonada una sobre la otra y con la misma superficie y las cuales

que funcionan en paralelo.

Luego que la carga se distribuye uniformemente por los 5 pisos, la vibración

que es ejercida por los motores duales y la gravedad hace que cualquier

material menor al tamaño del panel ingrese hacia la parte zarandea junto con

el agua (undersize), mientras que las partículas mayores al tamaño del panel

de uretano simplemente es transportado vía vibración y gravedad a la

descarga de la zaranda (oversize), haciendo una “clasificación por tamaño

de partícula”

3.5.2 Hidrociclon convencional

El Hidrociclón convencional, es el clasificador hidráulico centrífugo por

excelencia, consisten básicamente en una cámara cilindro–cónica, que

funciona gracias a la energía cinética proporcionada por una bomba. El flujo

de pulpa impulsado por la bomba centrifuga de alimentación, ingresa

tangencialmente al equipo aadquiriendo un rápido movimiento de rotación.

La forma del flujo al interior del Hidrociclón es compleja, pero se puede

aproximar como movimiento helicoidal hacia abajo de esta forma el

movimiento del fluido presenta una simetría radial, excepto en la zona en la

45

alimentación, entre ambas salidas (underflow y overflow) del Hidrociclón

existe un centro de aire (baja presión) conectado a la atmósfera a través del

ápex, lo cual permite una descarga anular de las partículas cercanas a la

pared. Las partículas al interior del Hidrociclón están sometidas a dos fuerzas

opuestas, la fuerza centrífuga (hacia fuera) y la fuerza de arrastre (hacia

adentro), las partículas más grandes y pesadas( con mayor peso

específico), tienen mayor velocidad de sedimentación y por ende se mueven

hacia la pared del equipo (mayor efecto de la fuerza centrífuga), siendo

arrastradas hacia el ápex. Las partículas pequeñas (con menor peso

específico), debido al mayor efecto del arrastre relativo, se mueven en la

zona de baja presión en el centro del Hidrociclón y son arrastradas hacia

vortex

Figura N° 3.6. Clasificación por tamaño de partícula y por peso específico,

46

3.6 APLICACIONES EN LA METALURGIA PERUANA

En nuestro país se instaló a partir del 2004, siendo la primera en instalar mina

Colquijirca de Sociedad Minera El Brocal S.A.A, debido a las desventajas

operativas manifestadas en la clasificación con hidrociclones , como resultado

del implemento de ZAF, reportaron disminución de contenido de lamas( el

porcentaje de partículas menores a 10 micrones disminuyo de 18% a 10% en

la alimentación a la flotación), menores porcentajes de carga circulante a 55%

dando como consecuencia retiro de 2 molinos , así reduciendo el consumo de

energía.

En el 2006 se instaló mina Condestable grupo Trafigura, y los beneficios

fueron reducción de carga circulante en un 50%, incremento de tonelaje de

tratamiento en un 17%, mejor control de producto de circuito de molienda.

47

Tabla N°3.1. Instalación de Zarandas de Alta Frecuencia en el Perú, al presente

van más de 90 zarandas Derrick operando en la minería Peruana.

Fuente: Goldex 2015

AÑO EMPRESA UNIDAD MODELO CANT

2004 FIMA - DOE RUN FERRITAS SG36-90CP-3 12004 SOC. MIN. EL BROCAL COLQUIJIRCA 2SG48-60W-5STK 22005 CÍA. MIN. ARES ARES 2SG48-60W-4STK 22006 SOC. MIN. EL BROCAL 2SG48-60W-5STK 12006 PAMPA DE COBRE 2/24-90W-3M 12006 CONDESTABLE 2SG48-60W-5STK 42006 COLQUISIRI 2SG48-60W-4STK 12006 CÍA. MIN. ARES ARCATA 2SG48-60W-5STK 12006 CATALINA HUANCA 2SG48-60W-5STK 12006 MILPO EL PORVENIR 2SG48-60W-5STK 12006 MINERA CORONA 2SG48-60W-2STK 22007 MILPO EL PORVENIR 2SG48-60W-5STK 12007 SOC. MIN. EL BROCAL 2SG48-60W-5STK 12007 LOS QUENUALES ISCAYCRUZ 2SG48-60W-5STK 42007 MILPO CERRO LINDO 2SG48-60W-5STK 42008 LOS QUENUALES YAULIYACU 2SG48-60W-5STK 32008 MILPO EL PORVENIR 2SG48-60W-5STK 12008 CÍA. MIN. ARES SELENE 2SG48-60W-5STK 22008 CASAPALCA 2SG48-60W-5STK 32008 LOS QUENUALES YAULIYACU SG36-90CP-3 12008 SOC. MIN. EL BROCAL 2SG48-60W-5STK 62009 SOC. MIN. EL BROCAL 2SG48-60W-5STK 12009 LA PODEROSA 2SG48-60W-3STK 12009 VALE MISKIMAYO 2SG48-120W-4 62009 LOS QUENUALES YAULIYACU 2SG48-60W-5STK 12010 CATALINA HUANCA 2SG48-60W-5STK 12010 CASAPALCA 2SG48-60W-5STK 12010 CONDESTABLE 2SG48-60W-5STK 32010 CASAPALCA 2SG48-60W-5STK 22010 ARES ARCATA 2SG48-60W-5STK 12010 PACIFIC MACHINERY MINSUR 2SG48-60W-5STK 22010 SUYAMARCA SELENE 2SG48-60W-5STK 12011 CATALINA HUANCA 2SG48-60W-5STK 12011 VOLCAN VICTORIA SG36-90CP-3 12011 MILPO CERRO LINDO 2SG48-60W-5STK 102012 SOC. MIN. EL BROCAL 2SG48-60W-5STK 142012 MILPO EL PORVENIR 2SG48-60W-5STK 22012 CIEMSA EL COFRE 2SG48-60W-5STK 12012 VOLCAN ANDAYCHAGUA 2SG48-120CP-4 22012 SUYAMARCA 2SG48-120P-4 12013 CIEMSA 2SG48-60W-5STK 12013 SANTA LUISA 2SG48-60W-5STK 12013 MISKYMAYO 2SG48-120CP-4 42014 CONDESTABLE SG48-60W-5STK 12014 MILPO CERRO LINDO SG48-60W-5STK 22015 BATEAS SG48-60W-5STK 22015 EL ROBLE COLOMBIA 48-120R-4M 1

TOTAL 107

48

CAPITULO IV

DESCRIPCION DE OPERACIÓN EN PLANTA CONCENTRADORA ANTES DEL

CAMBIO

4.1 PLANTA CONCENTRADORA.

La producción diaria en la Planta Concentradora Santa Lucia es 530 TMSPD,

con una ley de cabeza 1.60-1.65% CuT, 0.18 oz. Ag/Tc, 0.12%Pb, 0.32 %

Zn, con ley de concentrado de que varía entre 20-21 %CuT y una ley de relave

que varía entre 0.39-0.41%CuT, obteniendo una recuperación metalúrgica

entre 76.80-77.40%.la gravedad especifica 2.57 y una humedad promedio

entre 8.00 – 11.5 %

49

Tabla N° 4.1. Balance Metalúrgico Teórico Flotación de Cobre Sulfurado –

Oxido U.M. El Cofre


4.2 ETAPAS DE PROCESAMIENTO DE MINERALES CUPRIFEROS:

Está constituido de las siguientes secciones: Recepción y almacenamiento de

mineral, Chancado, Molienda-Clasificación, Flotación, Filtrado-Despacho de

Concentrados y Relaves.

4.2.1 Recepción y alimentación de mineral

Después de la voladura en mina. El mineral es transportado por medio de

volquetes de 25 a 30 TMH, de capacidad recorriendo una trayectoria de 5 km,

hasta la cancha de gruesos en planta concentradora y son pesadas en una

balanza electrónica con una capacidad 80 000 KG.

En la cancha existen stock piles de diferentes tipos, características y leyes.

Las leyes varían entre 1.00- 3.00 %CuT.

Para el procesamiento, primeramente se efectúa el cálculo minucioso del

blending, de acuerdo a las leyes de cabeza establecidas de (1.60-1.65%CuT)

50

4.2.2 Sección chancado

El circuito de chancado trabaja 18 hrs, con un tratamiento de 662.500

toneladas métricas secas por día, el objetivo de este circuito es reducir el

mineral a partículas pequeñas de 100% - ½”, mediante una serie de 3 etapas.

4.2.2.1 Equipos para los 530 tmspd

El circuito de chancado consta de los siguientes equipos.

• Tolva de gruesos de 250 TM

• alimentador de placas de 24”x2.5m ( apron feeder)

• Gryzzly vibratorio 3’x6’

• chancadora quijadas DENVER16”x24”

• Fajas transportadoras N° 1,2,3,4 y 5

• zaranda vibratoria 5’x10’ doble deck

• chancadora cónica SYMONS SH. 3’

• la zaranda vibratoria 5’x13’

• chancadora cónica SYMONS 2’STD

4.2.2.2 Tolva de gruesos

La alimentación hacia la tolva de gruesos de 250 TMS, se realiza mediante

un cargador frontal SEM 659 de 3 yarda, la tolva posee16 parrillas de 10” de

abertura promedio entre riel y riel, está apoyada perpendicularmente por 5

51

vigas, las vigas y las parrillas tienen un dimensión de ancho inferior 2.4”x

ancho superior 4.5”x altura 4”.

Las dimensiones de la tova de gruesos se aprecia en figura N 5, formada por

un volumen cubico, que está formado en la parte superior de las rieles (V1).

Volumen paralelepípedo formado por las paredes de la tolva (V2). Volumen

cubico que forma por las paredes de la tolva (V3) y volumen de la descarga

para el apron feeder(V4).

Figura N°4.1. Capacidad Tolva de gruesos

Cubicación.

Para el cálculo de volumen total, tendremos que hallar los volúmenes antes

mencionados.

VT = V1 + V2 + V3 + V4

V1 = 7.65*1.5*5.6 m3

52

V1 =64.26 m3

V2 = 0.5*5.24*3*5.6 m3

V2 =44.02 m3

V3 = 2.41*3*5.6

V3 =40.49 m3

V4 = 0.5*0.58*0.5*0.75 + 0.75*1.83*0.5 m3

V4 =0.80 m3

VT = 64.26 + 44.02 + 40.49 + 0.8 m3

VT = 149.57 m3

Capacidad

La capacidad de la tolva depende de la gravedad específica del mineral como

de la densidad aparente.

Como se trata de una tolva de gruesos consideramos un 40% de espacios

vacios.

G.Ec = ( 1 –FACT) * G.E

G.Ec = ( 1 – 0.40 ) * 2.74

G.Ec = 1.65 TM/ m3

Entonces

53

VT = 149.57 m3 * 1.65 TM/ m3= 246.79 TM húmedo

VT = 246.79 * (1-10.5/100) = 220.88 TM secas.

Entonces:

Tabla N° 4.2. Capacidad teórica y práctica tolva de gruesos

Fuente: Volumen total tolva de gruesos

4.2.2.3 Chancado primario

El mineral almacenado en la tolva de gruesos es extraído mediante un

alimentador de placas de 24”x2.5m ( apron feeder)de 4400 lbs, accionado

por un motor eléctrico de 7 HP, suministra mineral por gravedad al gryzzly

vibratorio 3’x6’ de 3748 lbs, accionado por un motor eléctrico de 10HP , con

una abertura de 2 1/2’ el cual el fino(-2 1/2”) pasa a la faja N°1(24”x33.20m) y

el grueso(+2 1/2”) pasa a la chancadora quijadas DENVER16”x24” accionado

por un motor eléctrico de 50HP, con un set de 2”, tanto el producto del mineral

fino y el mineral triturado de la chancadora primaria son transportados por la

faja transportadora N°1 ( 24” x 33.2m), accionado por un motor de 20 HP, y

un ángulo de inclinación de 18°. Para ser el alimento del chancado

secundario.

Capacidad teórica Capacidad práctica

221 250

54

Se observa, que en la malla 2 1/2¨ el acum(-) pasa al 100%

54

Tabla N° 4.3. Análisis granulométrico chancadora de quijadas Denver 16”x24”

MALLAS MICRONES PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) F80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) P803" 76200 3328 13.31 13.3 86.7 74416.34 0 0.00 0.0 100.0 0.00

2 1/2" 63500 9986 39.95 53.3 46.7 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.002" 50800 985 3.94 57.2 42.8 0.00 833 9.63 9.6 90.4 47692.521" 25400 3580 14.32 71.5 28.5 0.00 5771 66.69 76.3 23.7 0.00

3/4" 19050 1012 4.05 75.6 24.4 0.00 290 3.35 79.7 20.3 0.001/2" 12700 1500 6.00 81.6 18.4 0.00 642 7.42 87.1 12.9 0.001/4" 6350 1580 6.32 87.9 12.1 0.00 415 4.80 91.9 8.1 0.0010 1680 963 3.85 91.8 8.2 0.00 275 3.18 95.1 4.9 0.0070 210 1052 4.21 96.0 4.0 0.00 248 2.87 97.9 2.1 0.00100 149 145 0.58 96.5 3.5 0.00 27 0.31 98.2 1.8 0.00200 74 290 1.16 97.7 2.3 0.00 52 0.60 98.8 1.2 0.00-200 53 573 2.29 100.0 0.0 0.00 101 1.17 100.0 0.0 0.00

TOTAL 24994.08 100.00 74416.34 8654.00 100 47692.52

CHANCADORA DE QUIJADAS DENVER 16" x 24"ALIMENTO DESCARGA

55

55

Fuente: Tabla N°4.3.

Figura N°4.2. Análisis granulométrico Chancadora de quijadas Denver 16”x24”

Se observa, que la alimentación y descarga de particulas no es homogenesa por ser ch. primario

56

4.2.2.3.1 Evaluación de la chancadora de quijadas denver 16”x24”

• Calculo de la energía total suministrada:

P = ( 440 volt*23amp*3 1/2 * 0.8)/1000 = 14.02 Kw

• Calculo del consumo de energía:

W = 14.02Kw/( 17.69 Tc/Hr) = 0.79Kw-Hr/Tc

• Calculo del tonelaje máximo que puede tratar la chancadora :

T. máx. = ((0.746Kw/ HP)*50 HP)/ (0.79Kw-Hr/Tc)

T. máx. = 47.22 Tc/Hr

• Calculo del WorkIndex bond

Wi = 𝑊𝑊� 10√𝑃𝑃80

− 10√𝐹𝐹80

�

Wi = 0.79� 10√47692.52

− 10√74416.34

�

Wi = 86.50 Kw-Hr/Tc

• Calculo de la eficiencia de trabajo

HP suministrada =0.79 𝐾𝐾𝐾𝐾−𝐻𝐻𝐻𝐻𝑇𝑇𝑇𝑇

∗ 17.69 𝑇𝑇𝑇𝑇𝐻𝐻𝐻𝐻

∗ 𝐻𝐻𝐻𝐻0.746𝐾𝐾𝐾𝐾

HP suministrada =18.73 HP

E = 𝐻𝐻𝐻𝐻 𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝐻𝐻𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝑠𝐻𝐻𝐻𝐻 𝑠𝑠𝑡𝑡ó𝐻𝐻𝑠𝑠𝑇𝑇𝑟𝑟

57

E = 18.73 / 50

E = 38 %

• calculo del radio de reducción

r = 74 416.34 / 47 692.52

r = 1.56

4.2.2.3.2 Capacidad de la faja transportadora n°1

T = 1980 000∗𝐻𝐻𝐿𝐿+𝐻𝐻

T = Capacidad teórica

P = Potencia del motor

L = Longitud total de la faja transportadora (ft)

H = Diferencia de altura entre los extremos de la faja ( ft)

1980: Factor de conversión de HP-Hr/ ft-lb

T = 1 980 000 ∗ 20108.92+30.48

T = 284 074.605lb/ Hr

T = 128.854 TC/Hr

4.2.2.4 Chancado secundario

El mineral procedente de la faja N°1, cae directamente a la zaranda vibratoria

5’x10’ doble deck de 20 HP de 8500 lbs, con una abertura de 3/4" en malla

58

superior y 1/2” en malla inferior, para su clasificación, donde el fino (undersize)

( 100%-1/2”), es transferido por fajas transportadoras N°2 de (20”x13.7m)

accionado por un motor de 5 HP y un ángulo de inclinación 18°y a su vez

deposita a la faja transportadora N°5 (24”x25.1m) accionado por un motor de

15 HP y un ángulo de inclinación 18°, de para su almacenamiento en la tolva

de finos, el grueso es triturado por la chancadora cónica SYMONS SH. 3’ de

22 000 lbs, donde grueso (oversize) descarga a la faja transportadora N°3 de

(24”x22m) accionado por un motor de 10 HP y un ángulo de inclinación 18°,

para ser alimento de chancado terciario.

59

59

Tabla N° 4.4. Análisis granulométrico zaranda vibratoria 5’x10’ Doble piso

Se observa que en la malla 1/2¨ el acum(-) incrementa de 19.1 a 55.8

MALLAS MICRONES PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) F80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) P80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) K80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) H802 1/2" 63500 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 57803.46 0 0.00 0.0 100.0 0.00

2" 50800 1003 17.12 17.1 82.9 49499.54 591 18.41 18.4 81.6 50472.52 1425 41.13 41.1 58.9 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001" 25400 2965 50.62 67.7 32.3 0.00 2304 71.75 90.2 9.8 0.00 1400 40.40 81.5 18.5 0.00 283 6.99 7.0 93.0 0.00

3/4" 19050 285 4.87 72.6 27.4 0.00 122 3.80 94.0 6.0 0.00 489 14.11 95.6 4.4 0.00 261 6.45 13.4 86.6 17713.401/2" 12700 488 8.33 80.9 19.1 0.00 77 2.40 96.4 3.6 0.00 29 0.84 96.5 3.5 0.00 1245 30.76 44.2 55.8 0.001/4" 6350 474 8.09 89.0 11.0 0.00 15 0.47 96.8 3.2 0.00 17 0.49 97.0 3.0 0.00 835 20.63 64.8 35.2 0.0010 1680 240 4.10 93.1 6.9 0.00 18 0.56 97.4 2.6 0.00 18 0.52 97.5 2.5 0.00 463 11.44 76.3 23.7 0.0070 210 223 3.81 96.9 3.1 0.00 24 0.75 98.1 1.9 0.00 26 0.75 98.2 1.8 0.00 527 13.02 89.3 10.7 0.00

100 149 28 0.48 97.4 2.6 0.00 17 0.53 98.7 1.3 0.00 18 0.52 98.8 1.2 0.00 64 1.58 90.9 9.1 0.00200 74 51 0.87 98.3 1.7 0.00 21 0.65 99.3 0.7 0.00 21 0.61 99.4 0.6 0.00 117 2.89 93.8 6.2 0.00-200 -74 100 1.71 100.0 0.0 0.00 22 0.69 100.0 0.0 0.00 22 0.63 100.0 0.0 0.00 252 6.23 100.0 0.0 0.00

TOTAL 5857.00 100.00 49499.54 3211.00 100 50472.52 3465.00 100.00 57803.46 4047.00 100 17713.40

UNDERSIZE ZARANDA VIBRATORIA 5'x10' DOBLE PISO

OVERSIZE PISO SUPERIOR OVERSIZE PISO INFERIORALIMENTO

60

60

Fuente: Tabla N°4.4

Figura N°4.3. Análisis granulométrico Zaranda vibratoria 5’x10’ 2 pisos

Se observa, que existe una buena

61

Se observa, cuadro total de la z.v 5’x10’, doble piso

61

Tabla N° 4.5. Análisis granulométrico zaranda vibratoria 5’x10’ Doble piso total

MALLAS MICRONES ACUM(-) ACUM(-) ACUM(-) PESO %PESO ACUM(-) PESO %PESO ACUM(-)2" 50800 82.9 81.59 58.9 2016.00 30.2 69.8 1425.00 19.6 80.41" 25400 32.3 9.84 18.5 3704.00 55.5 14.3 1400.00 19.3 61.1

3/4" 19050 27.4 6.04 4.4 611.00 9.2 5.2 772.00 10.6 50.51/2" 12700 19.1 3.64 3.5 106.00 1.6 3.6 290.00 4.0 46.51/4" 6350 11.0 3.18 3.0 32.00 0.5 3.1 1262.00 17.4 29.110 1680 6.9 2.62 2.5 36.00 0.5 2.6 853.00 11.7 17.370 210 3.1 1.87 1.8 50.00 0.7 1.8 489.00 6.7 10.6

100 149 2.6 1.34 1.2 35.00 0.5 1.3 545.00 7.5 3.1200 74 1.7 0.69 0.6 42.00 0.6 0.7 85.00 1.2 1.9-200 -74 0.0 0.00 0.0 44.00 0.7 0.0 139.00 1.9 0.0

TOTAL 6676 100 7260 100

OVER TOTALALIMENTO TOTAL PISO

INFERIORALIMENTO OVER PISO

SUPERIOROVER PISO INFERIOR

62

4.2.2.4.1 Cálculo de la eficiencia zaranda 5’x10’ doble deck

Figura N°4.4. Eficiencia en la Zaranda 5’x10’ doble deck

a).Calculo eficiencia en piso superior 3/4"

Ef (%) Piso Superior 3/4" = ( 27.4 − 6.04 )27.4∗(100− 6.04)

∗ 10000

Ef (%) Piso Superior 3/4" = 82.95 %

b).Calculo eficiencia en piso inferior 1/2”

Ef (%) Piso inferior 1/2" = ( 46.5 − 3.50 )46.5∗(100− 3.50)

∗ 10000

Ef (%) Piso inferior 1/2" = 95.79 %

c).Calculo eficiencia total

Ef (%) Total = ( 19.1 − 3.60 )19.1∗(100− 3.60)

∗ 10000

Ef (%) Total = 84.23 %

F f

R = ( f - r )*'100( t - r )* f

R r

T t

*100

63

63

MALLAS MICRONES PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) F80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) P803" 76200 0 0.00 0.00 100.0 55890.00 0.0 0.00 0.0 100.0 0.002" 50800 2196 32.89 32.9 67.1 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001" 25400 4050 60.67 93.6 6.4 0.00 78 2.27 2.3 97.7 0.00

3/4" 19050 265 3.97 97.5 2.5 0.00 206 6.01 8.3 91.7 17355.711/2" 12700 106 1.59 99.1 0.9 0.00 1411 41.14 49.4 50.6 0.001/4" 6350 2 0.03 99.1 0.9 0.00 663 19.33 68.7 31.3 0.0010 1680 6 0.09 99.2 0.8 0.00 376 10.96 79.7 20.3 0.0070 210 20 0.30 99.5 0.5 0.00 372 10.85 90.6 9.4 0.00100 149 5 0.07 99.6 0.4 0.00 48 1.40 92.0 8.0 0.00200 74 12 0.18 99.8 0.2 0.00 88 2.57 94.5 5.5 0.00-200 53 14 0.21 100.0 0.0 0.00 188 5.48 100.0 0.0 0.00

TOTAL 6676.00 100.00 55890.00 3430.00 100.00 17355.71

CHANCADORA DE CÓNICA SYMONS 3' SHALIMENTO DESCARGA

Tabla N° 4.6. Análisis granulométrico chancadora cónica Symons 3’ SH


Se observa que en la malla 1/2¨ el acum(-) aumenta a de 0.9 a 50.60%

64

64

Fuente: Cuadro N°4.6

Figura N°4.5. Análisis granulométrico chancadora cónica Symons 3’ SH

Se observa, un buen chancado

65

4.2.2.4.2 Evaluación de la chancadora cónica symons de 3' s.h.”


P = ( 440 volt*41amp*3 1/2 * 0.83)/1000 = 25.90Kw


W = 25.90Kw/( 19.28 Tc/Hr) = 1.34 Kw-Hr/Tc


T. máx. = ((0.746 Kw/ HP)*100 HP)/ (1.34Kw-Hr/Tc)

T. máx. = 55.67 Tc/Hr

• Calculo del Work Index bond

Wi = 𝑊𝑊� 10√𝑃𝑃80

− 10√𝐹𝐹80

�

Wi = 1.34� 10√17355.71

− 10√55890.00

�

Wi = 39.87Kw-Hr/Tc







E = 46.41 / 100

66

E = 46 %

• calculo del radio reducción

r = 55890.00 /17355.71

r = 3.07

4.2.2.4.3 Capacidad de faja transportadora n°2

T = 1980 000∗𝐻𝐻𝐿𝐿+𝐻𝐻






T = 1 980 000 ∗ 544.95+13.48

T = 169 433.510 lb/ Hr

T = 76.854 TC/Hr


T = 1980 000∗𝐻𝐻𝐿𝐿+𝐻𝐻


67





T =1 980 000 ∗ 1072.18+21.85

T =210 571.094lb/ Hr

T = 95.51 TC/Hr

4.2.2.5 Chancado terciario

El mineral procedente de la faja N°3, cae directamente a la zaranda vibratoria

5’x13’ 1 piso, accionado por un motor de 12.5 HP, con una abertura de malla

de ½”, donde el undersize(100-1/2”), es transferido a la tolva de finos

mediante una faja transportadora N°5 (24”x25.1m) accionado por un motor de

15 HP y un ángulo de inclinación 18°y el grueso es triturado por la chancadora

cónica SYMONS 2’STD de 9 900 lbs, accionado por un motor de 40HP,

donde el producto triturado cae a la faja N°4 (24x15.3m) accionado por un

motor de 5 HP y un ángulo de inclinación 18° y a su vez alimenta a la faja N°3,

formando un circuito cerrado y así ocasionando una carga circulante de

38.81%.El producto del proceso de trituración se almacena en una tova de

finos de 500 TMS, con un factor de 10% de seguridad.

68

68

Tabla N° 4.7. Análisis granulométrico zaranda vibratoria 5’x13’, 1 Piso


MALLAS MICRONES PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) F80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) P80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) K802" 50800 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001" 25400 78 2.27 2.3 97.7 0.00 119 3.13 3.1 96.9 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.00

3/4" 19050 206 6.01 8.3 91.7 17355.71 446 11.74 14.9 85.1 18921.16 158 4.99 5.0 95.0 16713.241/2" 12700 1411 41.14 49.4 50.6 0.00 3155 83.05 97.9 2.1 0.00 1238 39.23 44.2 55.8 0.001/4" 6350 663 19.33 68.7 31.3 0.00 35 0.92 98.8 1.2 0.00 614 19.47 63.7 36.3 0.0010 1680 406 11.84 80.6 19.4 0.00 5 0.13 99.0 1.0 0.00 428 13.58 77.3 22.7 0.0070 210 402 11.72 92.3 7.7 0.00 11 0.29 99.3 0.7 0.00 421 13.35 90.6 9.4 0.00

100 149 52 1.52 93.8 6.2 0.00 3 0.08 99.3 0.7 0.00 46 1.47 92.1 7.9 0.00200 74 9 0.26 94.1 5.9 0.00 7 0.18 99.5 0.5 0.00 78 2.48 94.6 5.4 0.00-200 -74 203 5.92 100.0 0.0 0.00 18 0.47 100.0 0.0 0.00 171 5.43 100.0 0.0 0.00

TOTAL 3430.00 100 17355.71 3799.00 100 18921.16 3154.57 100 16713.24

ZARANDA VIBRATORIA Nª 2 DE 5'x13' 1 PISOUNDERSIZEALIMENTO OVERSIZE

Se observa, en la malla 1/2¨ acum(-) incremento de 50.60 a 55.80%

69

69


Figura N°4.6. Análisis granulométrico zaranda vibratoria 5’x13’, 1 Piso

Se observa, que los finos son mínimos

70

70

Tabla N°4.8. Análisis granulométrico chancadora cónica 2’ S.T.D.


MALLAS MICRONES PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) F80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) P802" 50800 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001" 25400 119 3.13 3.1 96.9 0.00 145 3.74 3.7 96.3 0.00

3/4" 19050 446 11.74 14.9 85.1 18921.16 114 2.94 6.7 93.3 18397.651/2" 12700 3155 83.05 97.9 2.1 0.00 3020 77.79 84.5 15.5 0.001/4" 6350 35 0.92 98.8 1.2 0.00 361 9.30 93.8 6.2 0.0010 1680 5 0.13 99.0 1.0 0.00 105 2.70 96.5 3.5 0.0070 210 11 0.29 99.3 0.7 0.00 66 1.70 98.2 1.8 0.00100 149 3 0.08 99.3 0.7 0.00 9 0.23 98.4 1.6 0.00200 74 7 0.18 99.5 0.5 0.00 29 0.75 99.1 0.9 0.00-200 53 18 0.47 100.0 0.0 0.00 33 0.85 100.0 0.0 0.00

TOTAL 3799.00 100 18921.16 3882.00 100 18397.65

DESCARGACHANCADORA DE CÓNICA 2' S.T.D .

ALIMENTO

Se observa, en la malla 1/2¨ acum(-) incremento de 2.1 a 15.50%

71

71


Figura N°4.7. Análisis granulométrico chancadora cónica 2’ S.T.D.

Se observa, un buen chancado

72

4.2.2.5.1 Evaluación de la chancadora cónica 2' s.t.d


P = ( 440 volt*22 amp*3 1/2 * 0.8)/1000 = 13.40 Kw


W = 13.40 Kw/( 7.48 Tc/Hr) = 1.79Kw-Hr/Tc



T. máx. = 16.67 Tc/Hr


Wi = 𝑊𝑊� 10√𝑃𝑃80

− 10√𝐹𝐹80

�

Wi = 1.79� 10√18397.65

− 10√18921.16

�

Wi = 1742.82Kw-Hr/Tc







73

E = 17.95 / 40

E = 45 %


r = 18921.16/18397.65

r = 1.03

4.2.2.5.2 Cálculo de la eficiencia zaranda 5’x13’ 1 piso

c).Calculo eficiencia total

Ef (%) Total = ( 50.6 − 2.10 )50.6∗(100− 2.10)

∗ 10000

Ef (%) Total = 97.90 %

• Calculo de la carga circulante Zaranda 5’x13’ 1 piso

Figura N°4.8. Carga circulante en circuito cerrado Chancado

R = ( f - r )*'100( t - r )* f *100

% CC = Descarga cónica 3'SH - Under Z.V. 5'x13' Over Z.V. 5'x13' - Descarga cónica 2 S.T.D.

74

CC= 50.6 − 55.82.1 − 15.50

CC = 0.388veces más que la alimentación fresca

%CC = 38.8 % más que la alimentación fresca


T = 1980 000∗𝐻𝐻𝐿𝐿+𝐻𝐻






T = 1 980 000 ∗ 550.20 + 7.84

T = 170 572.02lb/ Hr

T = 77.37 TC/Hr


T = 1980 000∗𝐻𝐻𝐿𝐿+𝐻𝐻



75




T = 1 980 000 ∗ 1582.35 + 16.86

T = 299 364.98lb/ Hr

T = 135.79TC/Hr

4.2.2.5.5 Capacidad de la tolva de finos de 500 tms

La capacidad de la tolva depende de la gravedad específica del mineral como

de la densidad aparente.

Figura N°4.9. Capacidad Tolva de Finos 500 TMS

76

Cubicación.

Para el cálculo de volumen total, tendremos que hallar los volúmenes antes

mencionados.

VT = V1 + V2 + V3

V1 = ᴫ*R2* H m3

V1 = 3.1416* 9*7.10

V1 = 200.75 m3

V2 = 2*( 1.72*1*2.10)+0.8*2.10*1.72

V2 = 10.11 m3

V3 = 0.15*0.4*0.8

V3 = 0.048 m3

VT = 200.75 + 10.11 +0.05 m3

VT = 210.91 m3

Como se trata de una tolva de finos consideramos un 20% de espacios vacíos.

G.Ec = ( 1 –FACT) * G.E

G.Ec = ( 1 – 0.20 ) * 2.74

G.Ec = 2.192 TM/ m3

Entonces

77

VT = 210.91 m3 * 2.192 TM/ m3= 462.32 TM húmedo

VT = 462.32 * (1-10.5/100) = 416.776 TM secas.

Entonces:

Tabla N° 4.9. Capacidad Teórica y Práctica de Tolva de Finos

Capacidad teórica Capacidad práctica

417 500

78

78

79

4.2.3 Sección molienda y clasificación

En el Circuito de Molienda se trataba 530 toneladas métricas secas diarias,

con una humedad que varía de 9.50% a 11.50% de H2O; cuya finalidad del

circuito es la liberación de los elementos valiosos del mineral, se realizarán

en las siguientes etapas: Molienda primaria y secundaria y remolienda.

El tamaño promedio de alimentación a este circuito 100% - 1/2”(12700

micrones) y el tamaño promedio del producto será de 105 micrones (60 %

malla -200)

4.2.3.1 Molienda primaria y secundaria

El producto del mineral (100 -1/2”), de chancado es almcenado en la tolva de

finos de 500 toneladas métricas, la cual descarga a la faja N°6 de dimensiones

(24”x5.0m) maniobrado por un motor eléctrico de 5HP,por medio de un chut

de graduación manual, la descarga de la dicha faja es hacia la faja

transportadora N°7 de dimensiones (24”x25.1m) maniobrado por un motor de

5HP, el mineral es pesado durante su paso por dicha faja por una balanza

electrónica a razón de 22.5 – 23.0 TMH/Hr, así alimentando al spout feeder

del al molino de barras CAMESA 5’ØX12’de acción con motor de 150

,100%-1/2”(F80 = 12700 – 9,525 micrones) con una malla de 10.40%

-200m, en esta etapa se obtiene un producto de 25.3%-200m con un F80=

16701.07 micrones y P80= 1134.99 micrones y un radio de reducción : Rr =

14.72y work index : Wi =19.14,La descarga del molino CAMESA 5’ØX12’

alimenta a clasificador helicoidal COMESA 36”x22.5’ de acción por un motor

eléctrico de 15 HP, la cual clasifica en dos productos, rebose (finos), con una

densidad de pulpa de 1350 g/l y un y las arenas (gruesos) con una densidad

80

de pulpa de 1800 g/l trabajando con una eficiencia de ef=43.45%, alimenta a

la molienda secundaria en el molino 7’x7’, accionado por un motor eléctrico

309 HP, para realización de un remolienda secundaria que tiene como

alimento dos productos: gruesos de Clasificador helicoidal 50% y 50%

UnderFlow Ciclón D-12, de 8.92%-200m con un F80= 1313.44 micrones,

produciendo un producto final de 18.87%-200m con P80=969.48 micrones,

con un radio de reducción Rr=1.35 y work index : Wi =105.00,la cual descarga

al clasificador helicoidal 36”x22.5’, haciendo un circuito cerrado de

remolienda, los finos del clasificador ingresan conjuntamente con la descarga

del molino 5’x5’ a la celda dúplex 56”x56” flash, obteniendo un concentrado

final, descargan las colas a un bomba 5”x4” accionado por un motor eléctrico

50 HP, la cual bombea para la clasificación al ciclón D-12, ingresando con

23.57%-200m, dando como producto OverFlow(finos)58.88 %-200m, este

producto ingresa directamente al circuito de flotación rougher, y el 2do

producto es el UnderFlow ( gruesos) con un 8.93 -200m, particionado 50% al

Molino 7’x7’ y 50% al molino 5’x5’, la eficiencia del ciclón D-12 es ef=70.65 %,

y asi produciendo un circuito cerrando con el ciclón D-12, La malla con la que

ingresa las arenas de ciclón al molino de bolas 5’x5’ vendría a ser 7.22% -

200m con un F80=11141.17micrones, produciendo un producto final de

31.42% -200m con un P80= 541.87 micrones, con un radio de reducción Rr=

2.11y workindex :Wi = 17.82

81

81

Tabla N°4.10. Análisis granulométrico Molino de barras 5’Øx12’.


ABERTURANominal PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) F80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) P80

3/4" 19050 189 8.93 8.9 91.1 16701.70 0 0.00 0.0 100.0 0.001/2" 12700 635 30.00 38.9 61.1 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001/4" 6350 330 15.59 54.5 45.5 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.0010 1682 294 13.89 68.4 31.6 0.00 50 5.26 5.3 94.7 1134.9970 210 345 16.30 84.7 15.3 0.00 532 56.00 61.3 38.7 0.00

100 149 35 1.65 86.3 13.7 0.00 45 4.74 66.0 34.0 0.00200 74 69 3.26 89.6 10.4 0.00 83 8.74 74.7 25.3 0.00400 44 39 1.84 91.5 8.5 0.00 55 5.79 80.5 19.5 0.00-400 -44 181 8.55 100.0 0.0 0.00 185 19.47 100.0 0.0 0.00

TOTAL 2117 100.00 16701.70 950 100.00 1134.99

MALLAS ALIMENTOMOLINO DE BARRAS COMESA 5'Ø x 12'

DESCARGA

Se observa, que en la malla 200 el acum(-) incrementa de 10.4 a 25.3%

82

82


Figura N°4.10. Análisis granulométrico Molino de barras 5’Øx12’.

Se observa, que existe una buena liberación

83

4.2.3.1.1 Evaluación del molino de barras comesa 5’ø x 12’


P = ( 440 volt*130amp*3 1/2 * 0.85)/1000 = 84.11Kw


W = 84.11Kw/( 20.04 Tc/Hr) = 4.20Kw-Hr/Tc

• Calculo del tonelaje máximo que puede tratar el molino :


T. máx. = 26.64 Tc/Hr


Wi = 𝑊𝑊� 10√𝑃𝑃80

− 10√𝐹𝐹80

�

Wi = 4.20� 10√1134.99

− 10√16701.70

�

Wi = 19.14Kw-Hr/Tc







E = 112.83 / 150

84

E = 75.22 %


r = 16701.70/1134.99

r = 14.72

• calculo de la velocidad critica

Vc = 28√5∗0.3048

Vc = 22.68 RPM

Vo mínima = 0.7*22.68 = 15.88 RPM

Vo máxima = 0.85*22.68 = 19.28 RPM

Velocidad periférica = 22.68*3.1416*5 = 356.37 ft/min

Velocidad operacional = 24.5 RPM

85

85

ABERTURAMALLAS Nominal PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) F80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) P80

3/4" 19050 0 0.00 0.00 100.00 0.00 0 0.00 0.00 100.00 0.001/2" 12700 0 0.00 0.00 100.00 0.00 0 0.00 0.00 100.00 0.001/4" 6350 0 0.00 0.00 100.00 0.00 0 0.00 0.00 100.00 0.0010 1682 139 5.79 5.79 94.21 1313.44 5 0.44 0.44 99.56 969.4870 212 1685 70.24 76.03 23.97 0.00 630 55.80 56.24 43.76 0.00

100 149 192 8.00 84.04 15.96 0.00 134 11.87 68.11 31.89 0.00200 74 169 7.04 91.08 8.9 0.00 147 13.02 81.1 18.87 0.00400 44 67 2.79 93.87 6.13 0.00 70 6.20 87.33 12.67 0.00-400 -44 147 6.13 100.00 0.00 0.00 143 12.67 100.00 0.00 0.00

TOTAL 2399 100.00 1313.44 1129 100.00 969.48

MOLINO DE BOLAS 7'Ø x 7' DESCARGAALIMENTO

Tabla N°4.11. Análisis granulométrico Molino de bolas 7’Øx7’.



86

86

Fuente: Tabla N°4.11. Figura N°4.11. Análisis granulométrico Molino de bolas 7’Øx7’.

Se observa, que existe una liberación regular

87

4.2.3.1.2 Evaluación del molino de bolas comesa 7’ø x 7’

Calculo de la energía total suministrada:

P = ( 440 volt*232amp*3 1/2 * 0.85)/1000 = 150.11Kw


W = 150.11Kw/( 31.59 Tc/Hr) = 4.75Kw-Hr/Tc



T. máx. = 48.53 Tc/Hr


Wi = 𝑊𝑊� 10√𝑃𝑃80

− 10√𝐹𝐹80

�

Wi = 4.75� 10√969.48

− 10√1313.44

�

Wi = 105.00Kw-Hr/Tc







88

E = 201.14 / 309

E = 65.09 %


r = 1313.44/969.48

r = 1.35


Vc = 42.3√7∗0.3048

Vc = 28.97 RPM

Vo mínima = 0.7*28.97 = 20.28 RPM

Vo máxima = 0.85*28.97 = 24.63 RPM


Velocidad operacional = 23 RPM

89

89

Tabla N°4.12. Análisis granulométrico Clasificador helicoidal Comesa 36”x22.5”.


ABERTURANominal PESO % PESO Acum(+) Acum(-) PESO % PESO Acum(+) Acum(-) PESO % PESO Acum(+) Acum(-)

1/2" 12700 0 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.001/4" 6350 0 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.0010 1682 54 2.77 2.77 97.23 76.00 6.63 6.63 93.37 0.20 0.02 0.02 99.98 1023.63 1371.88 725.3070 210 1058 54.28 57.05 42.95 850.00 74.11 80.73 19.27 364.00 42.37 42.40 57.60 0.00 0.00 0.00

100 149 152 7.80 64.85 35.15 59.00 5.14 85.88 14.12 93.00 10.83 53.22 46.78 0.00 0.00 0.00200 74 224 11.49 76.35 23.65 63.00 5.49 91.37 8.63 136.00 15.83 69.06 30.94 0.00 0.00 0.00400 44 114 5.85 82.20 17.80 29.00 2.53 93.90 6.10 71.00 8.27 77.32 22.68 0.00 0.00 0.00-400 -44 347 17.80 100.00 70.00 6.10 100.00 194.80 22.68 100.00 0.00 0.00 0.00

TOTAL 1949.00 100.00 1147.00 100.00 859.00 100.00 1023.63 1371.88 725.30

F80 P80 K80O/F

MALLAALIMENTO U/F

CLASIFICADOR HELICOIDAL COMESA 36 "x 22,5'


90

90

Tabla N°4.13. Eficiencias Clasificador helicoidal Comesa 36”x22.5”


ABERTURA D/FNominal FR(X) R/F FD(X) D/F fF(X) CAL. ER(X) ED(X) ED(X)C

1/2" 12700 0.000 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 100.001/4" 6350 0.000 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 100.0010 1682 0.416 0.02 2.35 2.37 0.54 84.91 82.7770 210 0.382 27.33 26.31 53.64 50.34 48.47 41.14

100 149 0.356 6.98 1.83 8.81 89.53 23.42 12.52200 74 0.327 10.21 1.95 12.16 88.84 16.97 5.15400 44 0.294 5.33 0.90 6.23 91.13 15.35 3.30-400 -44

EFICIENCIAS %BASE DATOS DE EFICIENCIAMALLA

Se observa, cuadro de eficiencias para el cálculo del D50 y D50C

91

4.2.3.1.3 Evaluación del clasificador helicoidal 36”x22.5’


P = ( 440 volt*8amp*3 1/2 * 0.85)/1000 = 5.17Kw


W = 5.17Kw/( 43.38 Tc/Hr) = 0.12Kw-Hr/Tc

• Calculo del tonelaje máximo que puede tratar el clasificador :


T máx. = 93.25 Tc/Hr

• Calculo de la eficiencia total

De la tabla de eficiencias

D/F = 0.355, R/F = 0.645 Y P= 0.123

FD50 = 43.34, U/F D50= 19.61, O/F D50 = 57.96, CC = 0.56

Entonces :

Efi. O/F = R/F*(O/F D50 / FD50 ) = 0.645*( 57.96/43.34 )

Efi. O/F = 0.862

Efi. U/F = D/F*[ ( 100-U/FD50 ) / ( 100- FD50 ) ] = 0.355*[(100-19.61 ) / (

100- 43.34 ) ]

Efi. U/F = 0.504

92

Efi. TOTAL = Efi. O/F*Efi. U/F*100 = 0.862*0.504*100

Efi. TOTAL = 43.45 %

• Calculo del D50 y D50C

De la tabla de eficiencias y Gráfica se obtiene que:

D50 = 210 micrones

D50C = 300 micrones

93

93


Figura N°4.12 Análisis granulométrico Clasificador helicoidal Comesa 36”x22.5”.

Se observa, una regular clasificación

94

94


Figura N°4.13. Curva Tromp Clasificador helicoidal Comesa 36”x22.5”.

Se observa, el cálculo de D50 y D50C

95

95

Tabla N°4.14. Análisis granulométrico Molino de bolas 5’Øx5’.


ABERTURANominal PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) F80 PESO %PESO ACUM(+) ACUM(-) P80

3/4" 19050 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001/2" 12700 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001/4" 6350 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.0010 1682 1 0.06 0.1 99.9 1141.17 0 0.00 0.0 100.0 541.8770 210 752 69.66 69.7 30.3 0.00 229 33.63 33.6 66.4 0.00

100 149 130 12.04 81.8 18.2 0.00 94 13.80 47.4 52.6 0.00200 74 119 11.02 92.8 7.2 0.00 144 21.15 68.6 31.4 0.00400 44 31 2.87 95.6 4.4 0.00 60 8.81 77.4 22.6 0.00-400 -44 47 4.35 100.0 0.0 0.00 154 22.61 100.0 0.0 0.00

TOTAL 1080 100.00 1141.17 681 100.00 541.87

MOLINO DE BOLAS 5'Ø x 5' DESCARGAALIMENTOMALLAS

Se observa, que en la malla 200 el acum(-) incrementa de 7.2 a 31.4 %

96

96


Figura N°4.14. Análisis granulométrico Clasificador Molino de bolas 5’Øx5’.

97



P = ( 440 volt*71amp*3 1/2 * 0.85)/1000 = 45.94Kw


W = 45.94Kw/( 19.33 Tc/Hr) = 2.38Kw-Hr/Tc



T. máx. = 23.51 Tc/Hr


Wi = 2.38� 10√541.87

− 10√1141.17

�

Wi = 17.82Kw-Hr/Tc







E = 61.67 / 75

E = 82.23 %

98


r = 1141.17/541.87

r = 2.11


Vc = 42.3√5∗0.3048

Vc = 34.25 RPM

Vo mínima = 0.7*34.25 = 23.98 RPM

Vo máxima = 0.85*34.25 = 29.11 RPM



99

99

Tabla N°4.15. Análisis granulométrico Clasificador hidrociclón D12.



1/2" 12700 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.001/4" 6350 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.0010 1682 0.17 0.03 0.03 99.97 0.00 0.00 0.00 100.00 0.13 0.04 0.04 99.96 917.48 1133.52 0.0070 210 265.00 53.44 53.48 46.52 767.00 69.16 69.16 30.84 52.50 16.37 16.41 83.59 0.00 0.00 183.61

100 149 54.00 10.89 64.37 35.63 135.00 12.17 81.33 18.67 28.40 8.86 25.27 74.73 0.00 0.00 0.00200 74 59.80 12.06 76.43 23.57 108.00 9.74 91.07 8.93 50.80 15.84 41.12 58.88 0.00 0.00 0.00400 44 32.00 6.45 82.88 17.12 34.00 3.07 94.14 5.86 49.00 15.28 56.40 43.60 0.00 0.00 0.00-400 -44 84.90 17.12 100.00 65.00 5.86 100.00 139.80 43.60 100.00 0.00 0.00 0.00

TOTAL 495.87 100.00 1109.00 100.00 320.63 100.00 917.48 1133.52 183.61

P80 K80MALLAALIMENTO U/F O/F

F80

CLASIFICADOR HIDROCICLON D-12


100

100

Tabla N°4.16. Eficiencias Clasificador hidrociclón D12.



1/2" 12700 0.000 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 100.00 0.00 0.001/4" 6350 0.000 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 100.00 0.00 0.0010 1682 0.179 0.02 0.00 0.02 49.04 100.00 100.00 0.00 0.0070 210 0.703 6.59 41.33 47.92 12.33 77.33 72.41 0.00 0.00

100 149 0.697 3.56 7.27 10.84 32.74 66.79 59.58 79.89 115.13200 74 0.707 6.38 5.82 12.20 52.88 48.25 37.02 0.00 0.00400 44 0.702 6.15 1.83 7.98 95.31 28.39 12.84 0.00 0.00-400 -44 79.89 115.13

MALLABASE DATOS DE EFICIENCIA EFICIENCIAS %

D50,D D50C

Se observa, cuadro de eficiencias para el cálculo del D50 y D50C

101

4.2.3.1.5 Evaluación del clasificador hidrociclón d-12



D/F = 0.589, R/F = 0.402 Y P= 0.178

FD50 = 24.67, U/F D50= 9.68, O/F D50 = 60.44, CC = 1.93

Efi. O/F = R/F*(O/F D50 / FD50 ) = 0.402*( 60.44/24.67 )

Efi. O/F = 0.97

Efi. U/F = D/F*[ ( 100-U/FD50 ) / ( 100- FD50 ) ] = 0.589*[(100-9.68 ) /

( 100- 24.67 ) ]

Efi. U/F = 0.72





D50 = 79.89 micrones

D50C = 115.13 micrones

102

102


Figura N°4.15. Análisis granulométrico Hidrociclón D12.

103

103

Se observa la curva de eficiencias y el cálculo del D50 y D50C

Fuente: Tabla N°4.16. Figura N°4.16. Curva Tromp Hidrociclón D12.

104

104

Tabla N°4.17. Análisis granulométrico Clasificador hidrociclón D6 .

Se observa que en la malla 200 el acum (-) incrementa de 70.59 a 80.61%



1/2" 12700 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.001/4" 6350 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.0010 1682 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.0070 210 4.00 2.35 2.35 97.65 36.29 5.86 5.86 94.14 1.00 0.61 0.61 99.39 0.00 0.00 0.00

100 149 6.00 3.53 5.88 94.12 62.22 10.05 15.91 84.09 3.50 2.12 2.73 97.27 100.34 142.05 0.00200 74 40.00 23.53 29.41 70.59 269.61 43.56 59.47 40.53 27.50 16.67 19.39 80.61 0.00 0.00 72.95400 44 26.00 15.29 44.71 55.29 67.40 10.89 70.36 29.64 32.00 19.39 38.79 61.21 0.00 0.00 0.00-400 -44 94.00 55.29 100.00 0.00 183.48 29.64 100.00 0.00 101.00 61.21 100.00 0.00 0.00 0.00 0.00

TOTAL 170.00 100.00 619.00 100.00 165.00 100.00 100.34 142.05 72.95

CLASIFICADOR HIDROCICLON D-6

MALLAALIMENTO U/F O/F

F80 P80 K80

105

105

Tabla N°4.18. Eficiencias Clasificador Hidrociclón D6.

Se observa el cuadro de eficiencias para el cálculo del D50 y D50C



1/2" 12700 0.000 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 100.00 0.00 0.001/4" 6350 0.000 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 100.00 0.00 0.0010 1682 0.000 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 100.00 0.00 0.0070 210 0.332 0.45 1.48 1.93 19.26 62.85 54.79 0.00 0.00

100 149 0.239 1.59 2.54 4.12 44.94 71.83 65.72 82.70 109.80200 74 0.250 12.46 10.99 23.45 52.97 46.69 35.12 0.00 0.00400 44 0.187 14.50 2.75 17.25 94.82 17.96 0.15 0.00 0.00-400 -44 82.70 109.80

MALLABASE DATOS DE EFICIENCIA EFICIENCIAS %

D50,D D50C

106

4.2.3.1.6 Evaluación del clasificador hidrociclon d6



D/F = 0.252, R/F = 0.748 Y P= 0.029

FD50 = 72.85, U/F D50= 43.90, O/F D50 = 82.28 CC = 0.34

Efi. O/F = R/F*(O/F D50 / FD50 ) = 0.748*( 82.28/72.85 )

Efi. O/F = 0.85

Efi. U/F = D/F*[ ( 100-U/FD50 ) / ( 100- FD50 ) ] = 0.252*[(100-43.90 )

/ ( 100- 72.85 ) ]

Efi. U/F = 0.52





D50 = 82.70 micrones

D50C = 101.72 micrones

107

107

Fuente: Tabla 4.17. Figura N°4.17. Análisis granulométrico del Hidrociclón D6.

Se observa, una clasificación regular

108

108

Fuente Tabla 4.18. Figura N°4.18. Curva Tromp del Hidrociclón D6.

Se observa, el cálculo de D50 y D50C

109

109

Tabla N°4.19. Análisis granulométrico del Molino de bolas 4’Øx4’.



3/4" 19050 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001/2" 12700 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.001/4" 6350 0 0.00 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.0010 1682 0 0.02 0.0 100.0 0.00 0 0.00 0.0 100.0 0.0070 210 53 8.56 8.6 91.4 151.46 15 2.28 2.3 97.7 0.00

100 149 74 11.95 20.5 79.5 0.00 28 4.26 6.5 93.5 123.54200 74 351 56.70 77.2 22.8 0.00 271 41.19 47.7 52.3 0.00400 44 83 13.41 90.6 9.4 0.00 128 19.45 67.2 32.8 0.00-400 -44 58 9.35 100.0 0.0 0.00 216 32.83 100.0 0.0 0.00

TOTAL 619 100.00 151.46 658 100.00 123.54

MOLINO DE BOLAS 4' x 4' ALIMENTO DESCARGA


110

110

Fuente: Tabla N°4.19 Figura N°4.19. Análisis granulométrico del Molino de bolas 4’Øx4’.

Se observa una regular molienda

111



P = ( 440 volt*28amp*3 1/2 * 0.85)/1000 = 18.12Kw


W = 18.12Kw/( 2.38 Tc/Hr) = 7.61Kw-Hr/Tc


T. máx. = ((0.746 Kw/ HP)*30 HP)/ (7.61 Kw-Hr/Tc)

T. máx. = 2.94 Tc/Hr


Wi = 𝑊𝑊� 10√𝑃𝑃80

− 10√𝐹𝐹80

�

Wi = 7.61� 10√123.54

− 10√151.46

�

Wi = 87.32Kw-Hr/Tc







E = 24.28 /30

112

E = 80.93 %


r = 151.46/123.54

r = 1.23


Vc = 42.3√4∗0.3048

Vc = 38.32 RPM

Vo mínima = 0.7*38.32 = 26.82 RPM

Vo máxima = 0.85*38.32 = 32.57RPM



113

113

114

4.2.4 Sección flotación

Es la etapa de concentración de mineral de cobre (Cu), por la característica

del mineral se realiza una flotación tipo Bulk, además implementado una

flotación por óxidos, el proceso se realiza por diferentes etapas

4.2.4.1 Flotación sulfuros

4.2.4.1.1 Descripción del proceso

La pulpa 100% overflow ciclón D-12, alimenta a la primera celda circular W.S.

8’Øx8’, que trabaja en serie con la 2da celda circular W.S. 8’Øx8’, que

trabajan como la etapa rougher, produciendo concentrado final en una sola

etapa de flotación, accionados por motores eléctricos de 40 HP, la cola de la

segunda celda circular pasa alimentar al primer banco rougher conformado

por 4 celdas plus metal de 100 pies cúbicos cada uno prosiguiendo las colas

al 2do banco de 4 celdas plus metal de 100 pies cúbicos cada uno este

proceso trabaja como la etapa scavenger y accionados por un motor eléctrico

de 30 HP, cada 2 celdas, el concentrado de la etapa scavenger entra a un

proceso de limpieza bulk, este circuito está compuesto por dos bancos de 04

celdas Comesa c/u 43” x 43”, dispuestos convenientemente para realizar 4

etapas de limpieza, éstas celdas están accionadas por motores eléctricos de

25 y 30 HP, las espumas de los bancos Rougher y Scavenger son

alimentados hacia los 2 bancos 43” x 43” en diferentes puntos de acuerdo a

sus calidades, apoyado por bombas horizontales de 4” x 3”, que previamente

pasan por remolienda en un hidrociclón D-6, los finos de este van hacia la

limpieza y los gruesos se pasan por el Molino de Bolas Comesa 4’ x 4’,

formando un circuito cerrado accionado por un motor eléctrico 30 HP.

115

4.2.4.2 Flotacion oxidos

4.2.4.2.1 Descripcion del proceso

El concentrado final obtenido, se envía a los filtros, luego Las colas del

Scavenger del circuito de sulfuros alimentan a una celda W. Serrano 8’ x 8’,

que actúa como como un banco Rougher de óxidos, las colas de esta celda

alimentan a un banco de 4 celdas Plusmetal 56” x 56” y luego a un segundo

banco con las mismas características, actuando como Scavenger de los

óxidos, el producto de todas estas celdas pasan a un banco de 06 celdas de

38” x 38”, que limpia en 3 etapas un concentrado del circuito de óxidos, y las

colas de este banco alimenta nuevamente a la ceda W. Serrano 8’ x 8’, las

colas del 2do banco scavenger óxidos plusmetal56”x56” vendría a ser el rela

ve final.

Tabla N°4.20. Recuperaciones Bancos de Flotación W.S. 8’x8’ N°1y2, Denver 56”x56” N°1

116

Tabla N°4.21. Bancos de Flotación W.S. 8’x8’ N°1 y 2, Denver 56’x56’ N°3 y 4


4.- Recuperacion: Scv I Plus Metal tipo Denver 56" x 56" Nº 2

Weight Cu % Cu % Cu Alimento 536.85 0.77 4.13 100.00Conc. Scv I Plus Metal tipo Denver 56" x 56" 28.58 3.26 0.93 22.54Rlve Scv I Plus Metal tipo Denver 56" x 56" 508.27 0.63 3.20 77.46

II.- TONELAJE TOTAL ALIMENTADO A FLOTACIÓN OXIDOS Celda Circular WS 8' x 8' Nº 3

Alimento 550.63 0.63 3.48 100.00Rlve Limpieza Oxidos tipo Denver 38" x 38" 42.36 0.66 0.28 8.03Rlve Scv I Plus Metal tipo Denver 56" x 56" 508.27 0.63 3.20 91.97

5.- Recuperacion: Ro. Flotación Oxidos Celda Circular WS 8' x 8' Nº 3

Weight Cu % Cu % Cu Alimento 550.63 0.63 3.48 100.00Conc. Scv II Celda Circular Nª 3 WS 8' x 8' 9.72 2.43 0.24 6.78Rlve Scv II Celda Circular Nª 3 WS 8' x 8' 540.91 0.60 3.25 93.22

III.- TONELAJE TOTAL ALIMENTADO A FLOTACIÓN OXIDOS Celdas Plus Metal tipo Denver 56" x 56" Nº 3

Alimento 590.76 0.64 3.77 100.00Rlve Scv II Celda Circular Nª 3 WS 8' x 8' 540.91 0.60 3.25 86.09Conc. Scv Oxidos tipo Denver 56" x 56" 49.85 1.05 0.52 13.91

6.- Recuperacion: Oxidos final Celdas Plus Metal tipo Denver 56" x 56" Nº 3

Weight Cu % Cu % Cu Alimento 590.76 0.64 3.77 100.00Conc. Oxidos final Plus Metal tipo Denver 56" x 56" 40.37 1.84 0.74 19.70Rlve Oxidos final Plus Metal tipo Denver 56" x 56" 550.40 0.55 3.03 80.30

7.- Recuperacion: Oxidos final Plus Metal tipo Denver 56" x 56" Nº 4

Weight Cu % Cu % Cu Alimento 550.40 0.55 3.03 100.00Conc. Scv Oxidos tipo Denver 56" x 56" 49.85 1.05 0.52 44.06Rlve FINAL tipo Denver 56" x 56" 500.54 0.40 2.50 55.94

IV.- TONELAJE TOTAL ALIMENTADO A FLOTACIÓN OXIDOS a Celdas tipo Denver 38" x 38"

Alimento 50.09 1.95 0.98 100.00Conc. Oxidos final Plus Metal tipo Denver 56" x 56" Nº 3 40.37 1.84 0.74 75.87Conc.Scv II Celda Circular Nª 3 WS 8' x 8' 9.72 2.43 0.24 24.13

117

Tabla N°4.22. Recuperaciones Bancos de Flotación Denver 38”x38”, Denver

43”x43” N° 1 y 2, concentrado total del circuito sin celda unitaria Denver 56”x56”


8.- Recuperacion: Limpieza Oxidos Celdas tipo Denver 38" x 38"

Weight Cu % Cu % Cu Alimento 50.09 1.95 0.98 100.00Conc. Limpieza Oxidos tipo Denver 38" x 38" 7.73 9.05 0.70 71.44Rlve Limpieza Oxidos tipo Denver 38" x 38" 42.36 0.66 0.28 28.56

V.- TONELAJE TOTAL ALIMENTADO A FLOTACIÓN OXIDOS a Celdas tipo Denver 43" x 43" Nº 1

Alimento 32.66 3.10 1.01 100.00Conc. Limpieza Sulfuros 2 do Banco tipo Denver 43" x 43" Nº2 4.08 1.94 0.08 7.83Conc. Scv I Plus Metal tipo Denver 56" x 56" Nº 2 28.58 3.26 0.93 92.17

9.- Recuperacion: Limpieza Sulfuros Final Celdas tipo Denver 43" x 43" Nº1

Weight Cu % Cu % Cu Alimento 32.66 3.10 1.01 100.00Conc. Limpieza Sulfuros Final tipo Denver 43" x 43" Nº1 7.70 10.62 0.79 80.77Rlve Limpieza Sulfuros Final tipo Denver 43" x 43" Nº1 24.96 0.78 0.22 21.64

10.- Recuperacion: Limpieza Sulfuros 2 do Banco tipo Denver 43" x 43" Nº 2

Weight Cu % Cu % Cu Alimento 26.20 0.80 0.22 100.00Conc.Limpieza Sulfuros 2 do Banco tipo Denver 43" x 43" Nº 2 4.08 1.97 0.08 31.57Rlve Limpieza Sulfuros 2 do Banco tipo Denver 43" x 43" Nº 2 22.12 0.61 0.14 63.81

CONCENTRADOS DEL CIRCUITO DE FLOTACIÓN SIN/ CELDA UNITARIA 56' x 56'

Weight Cu % Cu % Cu Conc. Ro I Celda Circular WS 8' x 8' Nº 1 2.08 22.57 0.47 17.38Conc. Ro II Celda Circular WS 8' x 8' Nº 2 1.85 15.52 0.29 10.61Conc. Ro III Limpieza Plus Metal tipo Denver 56" x 56" Nº 1 2.71 16.69 0.45 16.76Conc. Limpieza Oxidos tipo Denver 38" x 38" Nº 5 7.73 9.05 0.70 25.91Conc. Limpieza Sulfuros Final tipo Denver 43" x 43" Nº 1 7.70 14.90 0.79 29.34Concentrado total. 22.06 14.55 2.70 100.00

RECUPERACIÓN DEL CIRCUITO SIN/ CELDA UNITARIA 56' x 56'Weight Cu % Cu % Cu

Cabeza Fresca 520.22 1.00 5.20 100.00Concentrado total. 22.06 14.55 2.70 61.70Rlve FINAL tipo Denver 56" x 56" Nº 4 498.16 0.40 2.50 38.30Cabeza Calculada 520.22 1.00 5.20 100.00

CONCENTRADO DEL GENERAL DEL CIRCUITOWeight Cu % Cu % Cu

Concentrado total. 22.06 13.72 3.03 46.44Concentrado Banco de 2 Celdas Unitaria 56" x 56" 9.78 35.70 3.49 53.56Concentrado total. 31.84 20.47 6.52 100.00

118

Tabla N°4.23. Recuperaciones Total del circuito , Balances de agua Molienda, Flotación, Filtro y Planta


RECUPERACIÓN GENERAL DEL CIRCUITOWeight Cu % Cu % Cu

Cabeza 530.00 1.63 8.64 100.00Concentrado 31.84 20.47 6.52 76.96Rlve FINAL 498.16 0.40 1.99 23.42Cabeza Calculada 8.51

BALANCE DE AGUA DEL CIRCUITO MOLIENDA Y FLOTACIÓNWeight/D m3/D H2O GPM H2O

Total de Agua 530.00 1713.08 314.30Concentrado total. 31.84 73.59 21.64Rlve FINAL 498.16 1639.49 335.94

BALANCE DE AGUA EN EL FILTROWeight/D m3/D H2O GPM H2O

Concentrado total. 31.84 73.59 21.64Concentrado Despachado. Al (19% H2O) 20.00 3.80 0.70Concentrado en las Cochas. Al (23% H2O) 9.46 2.18 0.40Agua Filtrada y de Cochas Rumbo a a presa de Relaves 67.63 12.41

23.80

119

119

120

4.2.5 Sección reactivos

La dosificación de reactivos a un ritmo de tratamiento de 530 TMSPD, son los

siguientes:

Tabla N°4.24. Dosificación de circuito Kg/TMS


4.2.6 Sección filtrado y despacho

Esta sección cuenta con dos filtros de discos de 6’Øx 6’D, la cual actúa con

un agitador de filtro que es accionado por un motor eléctrico de 10 HP, y

ambos filtros trabajan con 2 bombas de vacío de 2000 CFM y 1000 CFM,

que se acciona por un motor eléctrico de 125 HP y 75 HP respectivamente

Los cake de concentrados tienen una humedad de 19.00 – 20.00 % humedad

en los concentrados de cobre, el rebose que no filtra (finos), son depositados

en cochas de recuperación de dimensiones 4x3x.1.8 m, para su

sedimentación, ensacado, secado y son cosechados esporádicamente para

su despacho final.

Los despachos de concentrado se realizan de 2 formas, de los depósito de a

granel o patio de sacos, el carguío a granel es accionado por una faja 18”x12

m, de motor eléctrico 5 HP, la cual descarga hacia un tráiler metalero de 30

ITEM FUNSION REACTIVO

1 REGULADOR DE PH CAL2 DISPERSANTE SILICATO3 AGENTE SUFURIZANTE SULFURO DE SODIO4 PROMOTOR DE ORO Y OXIDOS AEROPROMOTOR 4045 COLECTOR DE COBRE XANTATO Z-66 ESPUMANTE ACEITE PINO

0.0930.097

CONSUMO Kg/TMS

0.2340.3000.1860.166

121

TM de capacidad concluyendo con su respectivo pesaje por una balanza

electrónica TRACK CELL de 80 toneladas de capacidad, que posteriormente

son protegidos por tolderos y sellados con precintos de seguridad numérica

que será anotada en la guía de remisión junto al lote de transporte y datos de

la empresa transportista.

4.2.7 Sección de deposición de relaves y abastecimiento de agua

Teniendo como base el Programa de Adecuación de Medio Ambiente

(PAMA), que indica que toda planta concentradora debe de almacenar sus

relaves en forma segura y evitar cualquier contaminación de ríos. Por tal

efecto el relave de la planta concentradora Santa Lucia es enviado por

gravedad mediante tuberías de 8” de diámetro hacia la cancha de relaves, la

cual cuenta con las características técnicas de diseño y construcción de

GEOSERVICE

La cancha de relaves está debidamente impermeabilizada con geomenbrana

constituido en el muro de contención la clasificación de finos y gruesos se

realiza por medio de 2 ciclones D-10 tipo Krebs. Los gruesos generan el talud

apropiado para la cancha, los finos se depositan en la parte interior de la presa

creando un espejo por decantación de natural de finos, y así se evacua el

agua mediante quenas de 4” de diámetro hacia las pozas de bombeo hacia

la planta y así generando la recirculación de agua el agua recirculada en es

un 75% del total de agua consumida (1284.81 m3/Dia H2O), y así

consumiendo solo un 25% de agua fresca (428.27 m3/Día H2O) ya que el

consumo total de agua en la planta equivale a (1713.08m3/Dia H2O )

123

4.3 POTENCIA NOMINAL DE MOTORES EN HP, KW. Y POTENCIA ACTIVA

El consumo de energía en la Planta Concentradora Inmaculada – El Cofre se

detalla en los siguientes cuadros

Tabla N°4.25. Consumo de energía Total antes del Cambio


• Ratio de consumo energético nominal real seria 1423.18/530 = 2.69 Kw-h/TM

124

CAPITULO V

ESTUDIO TECNICO DE LA IMPLEMETACION DE ZARANDA DE ALTA

FRECUENCIA, BATERIA DE CICLONES D10 Y UN MOLINO DE BOLAS 6’Ø X6’

EN EL CIRCUITO DE MOLIENDA

Al instalar la Zaranda de Alta Frecuencia, batería de ciclones D10 y un molino de

Bolas 6’x6’, se obtuvieron los siguientes datos.

125

125

5.1 EVALUACION DEL MOLINO DE BARRAS 5’Ø X12’

5.1.1. ANALISIS GRANULOMETRICO BARRAS 5’Ø X12’

Tabla N°5.1. Análisis granulométrico Molino de barras 5’Øx12’ 800 TMSPD

Se observa que en la malla 200 el acum (-) se incrementa de 10.13 a 24.75%



3/4" 19050 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.001/2" 12700 0.00 0.00 0.00 100.00 7715.23 0.00 0.00 0.00 100.00 0.001/4" 6350 191.24 26.68 26.68 73.32 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.0010 1682 260.63 36.36 63.04 36.96 0.00 10.76 4.91 4.91 95.09 1157.2670 212 159.34 22.23 85.27 14.73 0.00 128.52 58.59 63.49 36.51 0.00

100 150 11.83 1.65 86.92 13.08 0.00 10.38 4.73 68.23 31.77 0.00140 106 11.10 1.55 88.47 11.53 0.00 8.19 3.73 71.96 28.04 0.00200 75 10.02 1.40 89.87 10.13 0.00 7.22 3.29 75.25 24.75 0.00400 38 17.06 2.38 92.25 7.75 0.00 11.64 5.31 80.56 19.44 0.00-400 -38 55.58 7.75 100.00 0.00 0.00 42.65 19.44 100.00 0.00 0.00

TOTAL 716.80 100.00 7715.23 219.36 100.00 1157.26

MOLINO DE BARRAS COMESA 5' x 12' ALIMENTO DESCARGA

126

126

Se observa una buena molienda Fuente: Tabla N°5.1

Figura N°5.1. Análisis granulométrico Molino de barras 5’Øx12’ 800 TMSPD

127

127

Tabla N°5.2 Radio reducción Molino de barras 5’Øx12’ 800 TMSPD


5.2 EVALUACION DEL BATERIA DE CICLONES D10

5.2.1. Análisis granulométrico batería de ciclones d10

Tabla N°5.3. Análisis granulométrico batería de ciclones D10 800 TMSPD



F80 7715.23P80 1157.26Rr 6.7

Alimentacion Peso %Peso Acum.% (+) Acum.% (-) Peso %Peso Acum.% (+) Acum.% (-) Peso %Peso Acum.% (+) Acum.% (-)

1/2 12700 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.001/4 6350 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.0010 1682 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.0045 350 5.52 1.96 1.96 98.04 0.00 0.00 0.00 100.00 23.20 4.48 4.48 95.52 0.77

70 212 66.09 23.41 25.37 74.63 20.01 5.57 5.57 94.43 198.11 38.30 42.78 57.22 1.14100 150 60.48 21.43 46.80 53.20 42.29 11.77 17.34 82.66 142.94 27.63 70.42 29.58 1.25200 75 66.15 23.44 70.23 29.77 63.20 17.59 34.93 65.07 122.45 23.67 94.09 5.91 1.48400 38 26.79 9.49 79.72 20.28 69.79 19.43 54.36 45.64 16.83 3.25 97.34 2.66 1.44-400 -38 57.24 20.28 100.00 0.00 163.95 45.64 100.00 0.00 13.75 2.66 100.00 0.00

Total 282.27 100.00 359.24 100.00 517.28 100.00 1.22

CCMalla N° Abertura uOversize Undesize

128

128

Se observa una buena clasificación Fuente: Tabla N°5.3

Figura N°5.2. Análisis granulométrico Batería de ciclones D10- 800 TMSPD

129

129

Peso O/S Peso U/S O/S+U/S

Malla Prom(u) TM TM TM C.P. O/S C.P. U/S1/2"/1/4" 9525 0.00 0.00 0.001/4"/10" 4016 0.00 0.00 0.00

10/45 1016 0.00 23.20 23.20 0.00 100.0045/70 281 20.01 198.11 218.12 9.17 90.83

70/100 181 42.29 142.94 185.23 22.83 77.17100/200 112.5 63.20 122.45 185.65 34.04 65.96200/400 56.5 69.79 16.83 86.62 80.57 19.43

Tamaño de paticula Coeficiente de partición

5.2.2 Calculo de eficiencias en batería de ciclones d10

Tabla N°5.4. Coeficiente de partición en batería de ciclones D10, 800 TMSPD

Se observa cuadro de coeficiente de partición Fuente propia U.M. El Cofre-Ciemsa

130

5.2.3 Eficiencia de batería de hidrociclon d10

𝐸𝐸 =𝑂𝑂𝐹𝐹�

𝑜𝑜 − 𝑓𝑓𝑓𝑓(100−𝑓𝑓)� ∗ 10000

F y O : Toneladas de material alimentado que pasan por el rebose

o : % pasante en el O/F respecto a la malla de separación D50

f: pasante en la alimentación respecto a la malla de separación d50

𝐸𝐸 =786.63

1386.63�

89.43− 65.5365.53(100− 65.53)� ∗ 10000

𝐸𝐸 = 60.03

Se puede observar el cálculo del D50


Figura N°5.3. Curva Tromp Batería de ciclones D10, 800 TMSPD

131

Tabla N°5.5. D50, %malla -200m y carga circulante en nido de ciclones 800

TMSPD

Fuente: Tabla N°5.3 y Tabla N°5.4

5.3 EVALUACION DEL MOLINO DE BOLAS 6’Ø X6’

5.3.1 Análisis granulométrico del molino de bolas 6’ø x6’

Tabla N°5.6. Análisis granulométrico Molino de bolas 6’Øx6’ 800 TMSPD



D50 %-200m CC82.74 65.07 1.22


3/4" 19050 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.001/2" 12700 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.001/4" 6350 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.0010 1682 23.20 4.48 4.48 95.52 821.65 0.00 0.00 0.00 100.00 404.8570 212 198.11 38.30 42.78 57.22 0.00 42.90 27.71 27.71 72.29 0.00

100 150 142.94 27.63 70.42 29.58 0.00 41.89 27.06 54.77 45.23 0.00200 75 122.45 23.67 94.09 5.91 0.00 41.12 26.56 81.33 18.67 0.00400 38 16.83 3.25 97.34 2.66 0.00 12.23 7.90 89.23 10.77 0.00-400 -38 13.75 2.66 100.00 0.00 0.00 16.67 10.77 100.00 0.00 0.00

TOTAL 517.28 100.00 821.65 154.81 100.00 404.85

MOLINO DE BOLAS COMESA 6' x 6' ALIMENTO DESCARGA

132

132

Se observa una buena molienda Fuente: Tabla N°5.6

Figura N°5.4. Análisis granulométrico Molino de bolas 6’Øx6’ 800 TMSPD

133

133

Tabla N°5.7. Radio de reducción molino de bolas 6’Øx6’


5.4 EVALUACION DE LA ZARANDA DE ALTA FRECUENCIA

5.4.1 Análisis granulométrico ZAF

Tabla N°5.8. Análisis granulométrico Zaranda de Alta Frecuencia 800 TMSPD

Se observa que en la malla 200 el acum (-) incrementa de 29.46 a 43.41% Fuente propia U.M. El Cofre-Ciemsa

F80 821.65P80 404.85

Rr 2.03

Alimentacion Peso %Peso Acum.% (+) Acum.% (-) Peso %Peso Acum.% (+) Acum.% (-) Peso %Peso Acum.% (+) Acum.% (-)

1/2 12700 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.001/4 6350 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.0010 1682 2.74 1.85 1.85 98.15 0.00 0.00 0.00 100.00 4.25 2.88 2.88 97.12 1.8045 350 43.35 29.27 31.13 68.87 6.25 4.83 4.83 95.17 112.61 76.33 79.21 20.79 0.55

70 212 24.97 16.86 47.99 52.01 24.50 18.95 23.79 76.21 21.25 14.40 93.61 6.39 0.53100 150 14.32 9.67 57.66 42.34 18.20 14.08 37.87 62.13 2.15 1.46 95.07 4.93 0.53200 75 19.07 12.88 70.54 29.46 24.20 18.72 56.59 43.41 1.98 1.34 96.41 3.59 0.54400 38 11.68 7.89 78.42 21.58 14.20 10.98 67.57 32.43 1.22 0.83 97.23 2.77 0.58-400 -38 31.95 21.58 100.00 0.00 41.92 32.43 100.00 0.00 4.08 2.77 100.00 0.00

Total 148.08 100.00 129.27 100.00 147.54 100.00 0.75

CCMalla N° Abertura u Under(finos) Over(gruesos)

134

134

Se observa una buena clasificación Fuente: Tabla N°5.8

Figura N°5.5. Análisis granulométrico Zaranda de Alta Frecuencia 800 TMSPD

135

135

5.4.2 Calculo de d50 ZAF

Tabla N°5.9. Coeficiente de partición Zaranda de Alta Frecuencia

Se observa cuadro de coeficiente de partición Fuente propia U.M. El Cofre-Ciemsa

Peso U/S Peso O/S U/S+O/S

Malla Prom(u) TM TM TM C.P. U/S C.P. O/S1/2"/1/4" 9525 0.00 0.00 0.001/4"/10" 4016 0.00 4.25 4.25 0.00 100.00

10/45 1016 6.25 112.61 118.86 5.26 94.7445/70 281 24.50 21.25 45.75 53.55 46.45

70/100 181 18.20 2.15 20.35 89.43 10.57100/200 112.5 24.20 1.98 26.18 92.44 7.56200/400 56.5 14.20 1.22 15.42 92.09 7.91

Tamaño de paticula Coeficiente de partición

136

136

Se observa el cálculo del D50 Fuente: Tabla N°5.9

Figura N°5.6. Curva Tromp Zaranda de Alta Frecuencia 800 TMSP

137

Tabla N°5.10. D50, % -200m y carga circulante en Zaranda de Alta Frecuencia

800TMSPD

Fuente: Tabla N°5.8 y Tabla N°5.9

5.4.3 Calculo de la eficiencia en una zaf

A = Acum%(+),porcentaje de oversize en la alimentación.

B = Acum%(-), porcentaje de undersize en la alimentación.

C=Acum%(+), porcentaje de oversize en el productos de oversize.

D = Acum%(-), porcentaje de undersize en el productos de undersize.

U = Peso undersize % = 100(𝐶𝐶−𝐴𝐴)(𝐶𝐶+𝐷𝐷−100)

O = Peso de oversize % = 100 – U

Eu = Eficiencia de Undersize = 𝑈𝑈𝐷𝐷𝐵𝐵

Eo = Eficiencia de Oversize = 𝑂𝑂𝐶𝐶𝐴𝐴

E = Eficiencia Total = 𝑈𝑈𝐷𝐷+𝑂𝑂𝐶𝐶100

D50 %-200m CC291.89 43.41 0.75

138

Tabla N°5.11.Eficiencia Total en Zaranda de Alta Frecuencia 800TMSPD

Se observa el cuadro de eficiencias de las mallas en la ZAF


5.5 CONSUMO DE ENERGIA PARA EL NUEVO TRATAMIENTO 800TMSPD.

Tabla N°5.12. Consumo de energía en Planta Concentradora Santa Lucia después del cambio


EficienciaTotal (%)

1/2 127001/4 635010 168245 350 64.65 35.35 89.33 89.96 89.52

70 212 65.34 34.66 95.74 67.61 82.24100 150 65.40 34.60 95.97 57.05 73.53200 75 64.97 35.03 95.73 47.88 61.98400 38 63.42 36.58 95.31 45.36 56.14-400 -38

Total

Eu EoMalla N° Abertura u U O

KW KWNOMINAL REAL

CHANCADO 705,9 526,6 277,8MOLIENDA 1229,5 917,21 799,1FLOTACION 902 672,89 538,6REACTIVOS 49 36,55 27,3FILTRADO 287,75 214,66 197,4BOMBAS 455 339,43 188,1

LABORATORIO QUIMICO, METALURGICO Y ALUMBRADO GENERAL 129,69 190,1 105,3TOTAL 3758,84 2897,44 2133,6

SECCION HP

CONSUMO DE ENERGIA PLANTA CONCENTRADORA "INMACULADA"-U.M. EL COFRE EXPANSION 800TMSPD

139

139

Ratio de consumo energético nominal seria =2133.6/800=2.67Kw-h/TM

140

CAPITULO VI

BENEFICIOS ECONOMICOS DESPUES DE LA EXPANSION

6.1 PANORAMA ACTUAL DEL MERCADO DE LOS METALES

6.1.1 Precio oficial de LME, US$/t de cobre

Tabla N°6.1 Precio oficial del cobre LME.

Fuente Pagina web LME

La cotización del cobre al contado vendría a ser Cash Buyer ,

Contract PriceCash Buyer 4878.00Cash Seller & Settlement 4880.003-months Buyer 4855.003-months Seller 4857.00Dec 1 Buyer 4830.00Dec 1 Seller 4840.00Dec 2 Buyer 4825.00Dec 2 Seller 4835.00Dec 3 Buyer 4825.00Dec 3 Seller 4835.00

141

Fuente: Pagina web LME

Figura N°6.1. Precio oficial del cobre del 1 de Marzo. Al 1 de Abril. Del 2016 LME

6.2 COMPARACION DE LOS BALANCES METALURGICOS ANTES Y

DESPUES DE DEL CAMBIO

Tabla N°6.2. Balance metalúrgico promedio mensual antes del cambio


PESO

PRODUC. TMS % CuT Oz. Ag/T % Pb % Zn CuT (TM) Ag (Oz) Pb (TM) Zn (TM) CuT Ag Pb Zn

CABEZA 16261.222 1.63 0.15 0.18 0.24 265.058 2688.712 29.270 39.027 100.00 100.00 100.00 100.00

CONC. Cu 971.881 20.98 0.85 2.04 1.20 203.901 910.608 19.826 11.663 76.93 32.94 68.37 30.97

RELAVE 15289.341 0.40 0.11 0.06 0.17 61.157 1853.879 9.174 25.992 23.07 67.06 31.63 69.03

LEYES CONTENIDO METALICO DISTRIBUCION

La cotización del cobre no se encuentra estable en este periodo

142

Tabla N°6.3. Balance metalúrgico promedio mensual después del cambio


6.3 LIQUIDACION DE CONCENTRADO DE COBRE ANTES DEL CAMBIO

Tratamiento : 16263.333 tn/mes

Ley del cobre : 1.63%

Recuperación : 76.69%

Grado de cobre en concentrado : 20.98%

Finos de cobre : 203.901tn/mes

6.4 LIQUIDACION DE CONCENTRADO DE COBRE DESPUES DEL CAMBIO

Tratamiento : 23883.973 tn/mes

Ley del cobre : 1.40%

Recuperación : 78.33%

Grado de cobre en concentrado : 21.05%

Finos de cobre : 261.929tn/mes

PESO

PRODUC. TMS % CuT Oz. Ag/T % Pb % Zn CuT (TM) Ag (Oz) Pb (TM) Zn (TM) CuT Ag Pb Zn

CABEZA 23883.973 1.40 0.20 0.16 0.34 334.376 5265.461 38.214 81.206 100.00 100.00 100.00 100.00

CONC. Cu 1244.317 21.05 1.48 2.70 2.45 261.929 2029.984 33.597 30.486 78.33 40.40 74.80 40.24

RELAVE 22639.656 0.32 0.12 0.05 0.20 72.447 2994.683 11.320 45.279 21.67 59.60 25.20 59.76

LEYES CONTENIDO METALICO DISTRIBUCION

143

143

6.5 VALORIZACION CONCENTRADO DE COBRE ANTES DEL CAMBIO

Tabla N°6.4. Valorización concentrado de cobre antes del cambio


144

144

6.6 VALORIZACION CONCENTRADO DE COBRE DESPUES DEL CAMBIO

Tabla N°6.5. Valorización concentrado de cobre después del cambio


145

145

6.7 COMPARACION DE VALORIZACIONESECONOMICAS CONCENTRADO DE COBRE ANTES Y DESPUES

Tabla N°6.6 Valorización y ganancias del cobre antes y después del cambio


VALORIZACION DEL COBRE ANTES DEL CAMBIO DESPUES DEL CAMBIO

Concentrado producido 971.881 TMS 1244.317 TMS

Finos pagables 203.901 TMS 261.929 TMS

Precio de mercado de concentrado 6361.2 $/TMS 6361.2 $/TMS

Total Valorización $1,216,681.95 $1,563,281.45

Costo de maquila y penalidad 145.28 $/TMS 140.45 $/TMS

Total maquila $141,194.82 $174,764.32

Costo de transporte 73.57 $/TMS 73.57 $/TMS

Total transporte $71,501.26 $91,544.40

TOTAL $1,003,985.87 $1,296,972.73

GANACIAS $292,986.86

146

CONCLUSIONES

1. Se alcanzó un incremento diario efectivo de tratamiento de 530 TMSPD a 800

TMSPD, que representa un 50.94% más de su producción en el 2013 y 2014.

2. El resultado más satisfactorio fue en incremento de la granulometría por

efecto del deslamado. De 58.88 %-200m a un ritmo de 530 TMSPD a 65.07%-

200m a un ritmo de 800 TMSPD

3. La carga circulante disminuyo por efecto de la buena eficiencia de

clasificación en la Zaranda de alta frecuencia en 192%a 530 TMSPD

en122%a 800 TMSPD

4. Con la implementación de nuevos equipos en molienda, se logró incrementar

la recuperación metalúrgica en la Planta Concentradora “Inmaculada” U.M. El

Cofre de 76.93% a 78.33%,a pesar que disminuyó considerablemente la

cabeza de 1.63%CuT a 1.40% CuT,

147

Tabla N°6.7 Parámetros de operación sin/con Zaranda de Alta Frecuencia


5. La inversión de la Zaranda de Alta Frecuencia en compra instalación y

montaje asciende a un total de $292, 000, de igual manera en compra

instalación y montaje de Molino de bolas 6’Ø x6’ asciende a un total $180, 000

y del nido de ciclones en compra instalación y montaje asciende en un total

de $ 38, 000, haciendo un total en la inversión de $ 510,000. De acuerdo a la

ganancia efectiva que tiene la U.M. El Cofre, luego de la expansión haciende

mensualmente a $ 292, 987, anualmente a $ 3’ 515,844; por lo tanto la

recuperación de lo invertido tendría tan solo 1.74 meses.

PARAMETROS OPERCIONALES SIN ZARANDA CON ZARANDA530 TMSPD 800 TMSPD

58.88% -200m 65.07% -200m192% 122%

76.93% 78.33%CARGA CIRCULANTERECUPERACION METALURGICA

GRANULOMETRIATRATAMIENTO

148

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