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Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA

ESTUDIO DE LOS CALCULOS METALURGICOS Y PARAMETROS DE OPERACIÓN EN LA PLANTA ANA MARIA

Tesis presentada por el Bachiller:

ZINGARA SALAS, ALDO JUNIOR para optar el Título Profesional de INGENIERO METALURGISTA.

AREQUIPA-PERU 2014 1

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PRESENTACION

Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos Señor Director de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica Señores Ingenieros Miembros del Jurado

Cumpliendo con el reglamento de Grados y Títulos de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Facultad de Ingeniería de Procesos, de la Universidad Nacional de San Agustín, es que pongo a disposición de ustedes la tesis intitulada: “ESTUDIO DE LOS CALCULOS METALURGICOS Y PARAMETROS DE OPERACION EN LA PLANTA ANA MARIA”, a fin de que sea evaluado de acuerdo al reglamento y se me permita obtener el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista.

El desarrollo de la industria minera desde sus comienzos a ganado gran relevancia en los países en donde se desarrollan ya sea pequeña, mediana y/o gran escala, tal es el caso de nuestro país que representa más del 60% del (PBI).

Actualmente el precio de los metales está en un término medio, lo cual crea la necesidad imperiosa de hacer una revisión completa de las operaciones y procesos metalúrgicos, de tal forma que en la planta concentradora Ana María, en este momento se hace un estudio de los cálculos para aumentar la recuperación del cobre en la flotación, lo cual traerá como beneficio incremento de los haberes de los trabajadores, así como un mayor aporte de impuestos al estado.

Bach: ALDO JUNIOR, ZINGARA SALAS,

2

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INTRODUCCION

La flotación selectiva de los minerales sulfurados de cobre es una área critica en el tamaño de malla de liberación de la mena, por lo cual para el procesamiento de minerales dentro de esta planta concentradora, se debe optimizar la molienda para llevar a flotación un tamaño apropiado de la partícula, la consecuencia será una mejora en la recuperación de los metales y en la calidad de dichos concentrados, y menor contaminación ambiental.

Las operaciones de la planta concentradora de Ana María, está dedicada básicamente al beneficio de minerales de cobre y se inician con el traslado de mineral proveniente de las diferentes minas. Por lo tanto el estudio del presente trabajo de tesis, empieza:

En el Capítulo I con el detalle de las generalidades, como son: la ubicación, acceso, clima y detalle de la mineralogía del distrito minero.

En el Capítulo II, se hace la descripción actual de operaciones de la sección chancado de la planta.

En el Capítulo III, se efectúa los principales cálculos metalúrgicos, así como la determinación de los cálculos de molienda.

En el Capítulo IV, se detalla el fundamento teórico de la flotación de sulfuros de cobre.

En el Capítulo V, se hace la evaluación del impacto ambiental causado por la operación de dicha planta.

Finalmente se presenta las conclusiones, recomendaciones y la bibliografía.

3

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ESTUDIO DE LOS CALCULOS METALURGICOS Y PARAMETROS DE OPERACION EN LA PLANTA ANA MARIA

INDICE

CAPITULO I - GENERALIDADES

1.1.- Ubicación y vías de acceso

1

1.2.- Reseña histórica

4

1.3.- Aspectos legales

4

1.4.- Topografía

5

1.5.- Fisiografía

5

1.6.- Aspectos geológicos

6

1.7.- Mineralogía

7

1.8.- Métodos de explotación

8

1.8.1.- Corte y relleno ascendente

8

1.8.2.- Shirinkage dinámico convencional

8

1.8.3.- Open stoping

8

1.9.- Recursos de la zona

9

1.9.1.- Recursos naturales

9

1.9.1.1. Suelo

9

1.9.1.2. Pastos naturales

9

1.9.1.3. Ganadería

10

1.9.2.- Recursos hídricos

10

1.9.3.- Recursos energéticos

10

1.10.- Objetivos del presente estudio

11 4

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CAPITULO II - ESTUDIO Y CUANTIFICACION METALURGICO DE LA SECCION TRITURACION

2.1.- Generalidades

12

2.2.- Grizzly estacionario

13

2.3.- Operación de chancado

13

2.3.1.- Calculo de la capacidad de la chancadora 2.4.- Transporte de mineral triturado 2.4.1.- Calculo de velocidad de la faja transportadora

14 15 15

2.4.2.- Calculo de la capacidad teórica y de la capacidad práctica de la faja transportadora

17

2.4.3.- Calculo de HP de la faja transportadora y del ángulo que forma con la horizontal 2.5.- Eficiencia y detalles técnicos del equipo de trituración 2.5.1.-Potencia media consumida 2.6.-Tolva de mineral fino

18 19 20 20

CAPITULO III - ESTUDIO Y CUANTIFICACION DE LA SECCION MOLIENDA

3.1.- Generalidades

24

3.2.- Control de tonelaje

25

3.3.- Variables del molino

26

3.3.1.- Control de las variables 3.4.- Clasificación 3.4.1.- Clasificador helicoidal

27 27 28 5

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3.5.- Estudio de la molienda en el molino de bolas

29

3.5.1.- Velocidad critica del molino

29

3.5.2.- Porcentaje de la velocidad critica

30

3.5.3.- Velocidad periférica

30

3.5.4.- Calculo de la carga inicial de bolas

31

3.5.4.1.- Calculo del tamaño de una bola 3.6.- Control de la carga circulante del circuito cerrado.

32 35

3.6.1.- Método granulométrico

35

3.6.2.- Método de las densidades

36

3.6.3.- Evaluación de la carga balanceada de medios de molienda por el sistema Azzaroni en el molino

39

3.6.3.1.- Programa de ajuste de datos para encontrar alimentación compuesta

39

3.6.3.2.- Cálculo de la carga inicial de bolas

39

3.6.3.3.- Sistema de recarga diaria.

43

3.6.3.4.- Cálculo del índice de área superficial (S.I.)

46

3.6.4.- Interpretación de perfiles granulométrica en clasificación primaria 47 3.6.5.- Determinación del D50 en clasificación primaria.

47

3.6.6.- Determinación de la eficiencia de clasificación primaria

48

3.6.6.1.- Eficiencia del clasificador 3.7.- Calculo del consumo de energía del molino 3.7.1.- Calculo de la capacidad máxima del molino

50 52 53

3.7.2.- Comprobación de la potencia necesaria para pasar los 40.61 TMS 54 3.8.- Calculo del Work Index

54

3.9.- Calculo del consumo de energía a partir del "Wi" determinado en Laboratorio

58 6

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CAPITULO IV - ESTUDIO DE LA SECCION DE FLOTACION

4.1.- Generalidades

61

4.2.- Variables del proceso de flotación

63

4.2.1.- Propiedades del mineral

64

4.2.2.- Granulometría del mineral

64

4.2.3.- Influencia de lamas

65

4.2.4.- Densidad de la pulpa

66

4.2.5.- Factor agua

67

4.2.6.- Tiempo de flotación

68

4.3.- Definición de flotación

70

4.4.- Química de la flotación

72

4.4.1.- Reactivos de flotación:

72

4.4.1.1.- Colectores

73

4.4.1.2.- Espumantes

77

4.4.1.3.- Modificadores

78

4.5.- Tecnología de la flotación

80

4.5.1.- Cinética de la flotación

80

4.5.2.- Modelos cinéticos de flotación batch

81

4.5.3.- Modelo cinético de García Zúñiga:

82

4.6.- Circuito de flotación

85

4.6.1.- Circuito de Cu (sulfuro)

85

4.6.2.- Circuito de Cu (óxido)

87

4.7.- Cálculos metalúrgicos 4.7.1.- Balance metalúrgico del circuito

88 88 7

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4.7.2.- Calculo de las toneladas de concentrados

89

4.7.3.- Calculo de las recuperaciones

89

4.8.- Balance de materia del circuito

92

4.8.1.- Determinación del mineral en cada punto del circuito

92

4.8.2.- Calculo de las toneladas de pulpa y agua en cada punto

95

4.8.3.- Determinación del flujo de pulpa en pie3/minuto

98

4.8.4.- Calculo del tiempo de flotación

100

4.8.5.- Calculo del consumo de reactivos

103

4.9.- Calculo de potencia de la bomba de agua

103

4.9.1.- Características del líquido

104

4.9.2.- Tubería succión 3", chequeo del diámetro

105

4.9.3.- Tubería de escape

106

4.9.4.- Perdida de carga al friccionar en el sistema

106

4.9.5.- Calculo de la carga total

107

4.9.6.- Calculo de potencia

108

4.10.- Análisis del circuito

108

4.11.- Sección espesamiento y filtrado

110

CAPITULO V - IMPACTO AMBIENTAL DE EFLUENTES EN MINERA ANA MARIA S.A.C.

5.1.- Resumen ejecutivo

112

5.2.- Objetivos y alcances del estudio de impacto ambiental

113

5.3.- Responsabilidad ambiental

113

5.4.- Marco legal

114

5.5.- Descripción del medio ambiente

114

5.5.1.- Ambiente físico

114 8

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5.5.2.-Calidad de suelos

114

5.5.3.- Calidad del agua

115

5.5.4.- Hidrología

115

5.5.5.- Calidad de aire

116

5.5.6.- Ambiente biológico

119

5.5.6.1.-Flora

119

5.5.6.2.-Fauna.

120

5.5.7.- Ambiente socio-económico

121

5.5.8.- Gestión ambiental

121

5.5.8.1.- Identificación de impactos

121

5.5.8.2.- Identificación y relación de los impactos ambientales

122

5.5.8.3.- Programas de monitoreos

125

5.5.8.4.- Monitoreo de la calidad de aguas superficiales

125

5.5.8.5.- Estaciones de monitoreo

126

5.5.8.6.- Calidad ambiental y límites máximos permisibles

126

5.6.- Plan de manejo de residuos

128

5.6.1.- Cancha de relave

128

5.6.2. -Clasificación de residuos

129

5.6.3.- Principios para el manejo de residuos

131

5.6.4.- Tratamiento de disposición de residuos

132

5.7.- Identificación de impactos previsibles

132

CONCLUSIONES RECOMENDACIONES BIBLIOGRAFIA

9

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CAPITULO I

GENERALIDADES

1.1. UBICACION Y VIAS DE ACCESO

Este yacimiento cuprífero - aurífero se encuentra ubicado entre los cerros "Aceruni" y "Allpajaja", al Suroeste del nevado del Kenamari; Distrito de Asillo, Provincia de Azángaro, Departamento de Puno, Región José Carlos Mariátegui.

Geográficamente, la mina Ana María está determinada por los límites, de las siguientes coordenadas: Latitud Sur…………………..

14° 47' 02"

Longitud………………………

70° 20' 28"

Altitud…………………………

3,900 m.s.n.m.

Según las Coordenadas Universals Transversal Mercator UTM las vetas exploradas se encuentran delimitados en el mapa o carta nacional del IGN, esta ubicación podemos verlo en la Fig. Nº 1.1. 1

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El centro urbano más importante es la ciudad de Juliaca cuya actividad comercial es la base económica, existiendo una relación de intercambio comercial con la República de Bolivia por la vía internacional del río Desaguadero, interconectado con el resto del País con el nuevo acceso por la carretera asfaltada Ilo-Desaguadero.

Actualmente por esta zona se construirá la carretera transoceánica que incrementará el desarrollo internacional de nuestro país con Brasil.

La ubicación estratégica de este nuevo yacimiento minero tiene factores favorables para el desarrollo del proyecto minero-metalúrgico.

El acceso a la mina, desde la ciudad de Juliaca es:

Juliaca

Pucará

90 Km. asfaltado

1.0 Hrs.

Pucará

Asillo

60 Km. afirmado

2.0 Hrs.

Asillo

Progreso

15 Km. afirmado

05. Hrs.

Progreso

Mina

10 Km. afirmado

0.5 Hrs.

175 km.

4.0 Hrs.

Total

2

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ANA MARIA S.A.C.

Figura Nº 1.1. MAPA DE UBICACIÓN 3

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1.2. RESEÑA HISTORICA

Históricamente, el área de este yacimiento ha sido explorada por los Incas y los españoles, pues se ha encontrado en la zona huellas de labores y desmonte con contenidos metálicos de oro, plata, fierro y manganeso.

Probablemente en los años 60 y 70 pequeños mineros hayan efectuado denuncios en la zona, durante el cual hicieron pequeños trabajos en superficie, piques, rajas, etc., abandonándolos posteriormente por problemas

económicos

para

realizar

trabajos

de

exploración

y

explotación.

Posteriormente en el año de 1997, los socios de Minera Inampo S.R.L., inician un programa de prospección y exploración encontrado la veta "Salto", mediante un corte en la quebrada lateral del cerro "Allpajaja", cuyos análisis de las muestras del mineral han resultado con una ley de 3% de cobre y 4 gr Au/TM, además se ha determinado la presencia de Ag, Cu, Pb, Zn, Fe, Sb, Sn y otros. También se ha encontrado otras vetas que en su mineralización existe similares leyes de oro, determinándose finalmente que el denuncio Inampo es un yacimiento cuprífero - aurífero filoneano.

1.3. ASPECTOS LEGALES

En Enero de 1997 los socios de Minera Inampo, se presentaron a la Jefatura Regional de Minería para hacer un denuncio minero denominado "INAMPO" con código de barras 05-00002-97. En Setiembre del mismo año, la Jefatura Regional de Minería otorgó el Título correspondiente y declaró constituida la Sociedad Minera de Responsabilidad Limitada Inampo, mediante la Resolución Jefatural 06714-97-RPM.

4

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Finalmente el Director de la Unidad de Administración Documentaria y Archivo

del

Registro

Público

de

Minería

otorgó

el

respectivo

consentimiento mediante el certificado 001574-97-RPM-UADA, quedando de esta forma la Minera Inampo para operar dentro de las normas legales de exploración y explotación.

Después la Unidad fue comprada por la Minera Ana María S.A.C., empresarios peruanos, que tienen posesión de la mina desde el año 2003 aproximadamente, comenzando sus operaciones en Octubre del 2010.

Actualmente ha cambiando su tipo de operación, de lo que era mina de oro paso a ser mina cuprífera, produciendo concentrados de cobre con contenidos de oro y plata procesando 50 TMD y proyectándose a las 100 TMD.

1.4. TOPOGRAFIA

La topografía de la zona del denuncio minero, presenta lomas y cerros accidentados, lo cual se desarrolla desde los pies de pendiente llegando a una altura de 600 a 700 metros.

La cadena de cerro continúa hacia el NE dentro de la Cordillera de los Andes hasta llegar a la puna. La parte accidentada de este sector hace dificultoso los trabajos de acceso para la exploración de vetas adyacentes en programas de ampliación en el futuro.

1.5. FISIOGRAFIA

Fisiográficamente, se tiene en esta zona,

una oxidación en toda la

superficie, las que en algunas partes no es visible debido a que están cubiertas de vegetación natural, ésta oxidación tiene como control mineralógico Fe-Mn, y el cuarzo contiene oro. 5

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1.6. ASPECTOS GEOLOGICOS

Inampo es un yacimiento aurífero típicamente filoneano, representado por un conjunto de vetas reconocidas. El rumbo y buzamiento de la roca encajonante en los cerros "Hatun Orcopiña" y "Toclla" es N 34° / 71° SE.

El

yacimiento

está

constituida

litoestratigráficamente

de

rocas

sedimentadas, como la arenisca cuarcífera, también hay presencia de rocas metamórficas como la cuarcita.

El relleno hidrotermal está conformado por cuarzo con contenidos de pirita, chalcopirita, arsenopirita y tetraedrita con pequeñas cantidades de galena y estanita.

Las rocas en las cuales se encuentran depositadas las vetas son cuarcitas pertenecientes a la edad Paleozoica. El oro presente no es observable a simple vista, se encuentra dentro de los sulfuros, principalmente en la pirita y chalcopirita como solución sólida.

Las vetas de mayor interés económico son la veta "Salto" y la veta "San Antonio", siendo la primera la que ha sido sometido a mayor exploración, y es aquí donde se encuentran las reservas potenciales. La veta "Salto" tiene una potencia que fluctúa de 10 a 50 cm., en cuya roca encajonante a ambos lados de la veta hay, halos de alteración hidrotermal hasta 1.50 metros con diseminación de sulfuros como la pirita y la chalcopirita, que contienen valores económicos de oro.

La ley promedio de 3% de cobre, oro de 3 a 4 gr. de Au/TM, las leyes de plata, varían de 20 a 40 gr/TM y aportarán un valor agregado a los concentrados de cobre.

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La razón a que el yacimiento es profundo, la extracción de mineral será por minado subterráneo. Las vetas para explotar son: "Salto", "San Antonio", "Santa Irene", y "Llinqui".

Las reservas prospectivas se estiman en 2´000,000 de TM de mineral, y las reservas probadas y probables en 100,000 TM con una ley de 3.5% de cobre y de 2 gr. Au/TM.

1.7. MINERALOGIA

Los sectores mineralizados que se tiene son:

Cerro "Hatun Orcopiña", cerro "Toclla", cerro "Aceruni", cerro "Pashcani", loma "Quisipucará" y cerro "Comini". Los minerales predominantes en las afloraciones de la cima del cerro "Aceruni" son el Fe-Mn, emplazados en rocas sedimentarias, fundamentalmente con contenidos de cuarzo, cuya orientación es NNW - SSE.

Mineralógicamente se tiene cuarzo como relleno de vetas de falla, la plata ha sido lavada y en profundidad debe mejorar; el conjunto de minerales que se tiene es la siguiente:

Pirita

FeS2

Chalcopirita

CuFeS2

Cuarzo

SiO2

Covelita

CuS

Estanita

Cu2S.FeS.SnS2

Calcita

CaCO3

El oro se encuentra aquí asociado con la calcopirita, pirita y otros minerales, en rocas intrusivas del Paleozoico como veta cuyo contenido de cobre y oro aumenta con la profundidad. 7

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1.8. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

1.8.1. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE Se utiliza el método de Corte y Relleno Ascendente denominado “Over Cut and Fill”. El minado de corte y relleno es en forma de tajadas horizontales empezando del fondo del tajo y avanzando hacia el nivel inferior.

Luego de cada corte de mineral y una vez extraído completamente el mineral del tajo, éste se rellena con material estéril hasta tener una altura de perforación adecuada (2.5 m).

El relleno cumple 2 funciones: proporcionar un nuevo piso para la perforación y de sostenimiento de la labor.

Método aplicado en Animas Nivel 7 y 10 tajos TJ 415E y TJ 412E respectivamente.

1.8.2. SHIRINKAGE DINÁMICO CONVENCIONAL

Es conocido también como almacenamiento provisional. El método se usa en labores que presentan cajas semiduras o duras y un buzamiento mayor de 60°. En este método el mineral es cortado de manera continua en rebanadas horizontales empezando de la parte baja y avanzando hacia arriba.

1.8.3. OPEN STOPING Usado en labores que presentan rocas semiduras – duras, con un buzamiento de la veta de 70° - 80°. El mineral es realzado en vertical usando una salida central. Así el material roto cae a un piso inferior 8

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donde es rastrillado. El nuevo piso es hecho con plataforma de madera, el cual es retirado cuando se dispara para que el mineral roto caiga al nivel de extracción del tajo.

1.9. RECURSOS DE LA ZONA

1.9.1. RECURSOS NATURALES

En el área de la mina Ana María hay recursos agrícolas y ganaderos. Se cultiva papas, quinua, cebolla, habas, cebada, avena y otros. El sector de Azángaro es ganadero. Estos recursos deberán ser aprovechados durante el desarrollo del proyecto minero-metalúrgico, en sus diferentes etapas.

1.9.1.1. SUELO

Según los estudios realizados por INRENA, se concluye que los suelos son de origen residual coluvial, de regular a buena en cuanto a profundidad, textura media a fina (franco arcillosa) de mediana a baja fertilidad natural, por lo que en algunos sectores hay buenos pastos naturales de calidad adecuada para ser empleados en

ganadería

extensiva.

Esta

situación

se da

principalmente en las áreas de los bofedales.

1.9.1.2. PASTOS NATURALES

Los

pastos

naturales

están

constituidos

por

gramíneas

esencialmente que son las que le confiere alguna utilidad de pastoreo a los sectores de pampas y colinas de la zona. Entre las especies apreciadas por su mayor dominación se tiene las agrupadas en los géneros: Festuca, Calamagrotis, Stipa, Poa, presentes en los niveles más bajos del área de la formación 9

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ecológica; mientras que en los niveles más altos de la zona de vida, se aprecian como dominantes especies herbáceas de los géneros Margiricarpus, Tetraglochin, Azorella, entre otros, que no constituyen potencial agrostológico.

1.9.1.3. GANADERÍA

En la zona existe ganado vacuno, ovino y auquénido. Desde el punto de vista de aprovechamiento de los recursos de pastos naturales, las observaciones sobre densidad, índice de desarrollo e índice de so portabilidad de los pastos indican ara estas zonas una capacidad receptiva o carga animal estimada en Unidad Animal, 0.25 U.A/Ha/año, que corresponderían a un rendimiento de 2 Ha/auquénido/año y 1 Ha/ovino/año. Este rendimiento puede calificarse como bajo,

1.9.2. RECURSOS HIDRICOS

En las inmediaciones de este asiento minero existe abundante agua superficial para todo uso. El río Azángaro es una buena fuente de agua para el uso doméstico e industrial, ya que fluye todo el año y en épocas de lluvia aumenta el caudal.

1.9.3. RECURSOS ENERGETICOS

Con la culminación de la central hidroeléctrica de San Gabán 11, se aumentó la reserva de energía en esta región. Cerca de los terrenos para la ubicación de la futura planta, pasa el conductor de corriente de alta tensión, que está interconectado con la mina de San Rafael.

10

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Mediante el presente estudio se propone aprovechar este conductor para derivar una sub-estación que abastecerá de energía eléctrica a la planta y al campamento.

1.10. OBJETIVOS DEL PRESENTE ESTUDIO

Los objetivos del presente estudio son:

1. Incentivar a la recuperación de los minerales cuprífero auríferos del yacimiento, mediante los nuevos avances científicos y tecnológicos alcanzados hasta el presente milenio. 2. Plantear alternativas de mejoramiento viables y actualización de tecnologías apropiadas para la Minera Ana María S.A.C. 3. Aumentar las divisas del país mediante el resurgimiento de la pequeña y mediana minería, y de esta forma dar auge a la minería nacional. 4. Crear fuentes de trabajo en el sector minero metalúrgico mediante la construcción de nuevas plantas de tratamiento de minerales auríferos, y de esta manera reflotar la economía regional

y

nacional.

11

CAPITULO II

ESTUDIO Y CUANTIFICACION METALURGICO DE LA SECCION TRITURACION

2.1. GENERALIDADES

La trituración del mineral, se lleva a cabo con la finalidad de preparar el mineral bruto para la flotación; donde la separación debe ir precedida de la liberación de las especies minerales de una mena, por lo menos hasta un grado en que puedan separarse en fracciones valiosas y carentes de valor; la liberación es un proceso que discurre paso a paso. La terminología de esta técnica se designa con el término general de conminución y que agrupa los pasos de trituración primario y secundario y molienda.

El quebrantado o trituración consiste en una reducción de tamaños gruesos hasta tamaños pequeños que sean superiores a 1 mm. Las quebrantadoras o trituradoras son capaces de ejercer fuerzas muy considerables sobre los trozos más grandes en la zona de rotura, pero no necesariamente mayores presiones. 12

La preparación de mineral es muy fundamental para el proceso de flotación, porque de ella depende la molienda del mineral y su grado de liberación.

2.2. GRIZZLY ESTACIONARIO

El mineral que es descargado de la tolva de gruesos, antes de ser alimentada a la chancadora, primeramente pasa por el grizzly estacionario, con la finalidad de eliminar los finos del mineral grueso, que se basa fundamentalmente en la diferencia de tamaños de la partícula. El grizzly estacionario, con la finalidad de eliminar los finos del mineral grueso, que se basa fundamentalmente en la diferencia de tamaños de la partícula. El grizzly está construido de un cajón de fierro de 18 pulgadas de ancho por 66 pulgadas de largo, instalada en forma oblicua; su base es de tubos de fierro macizo de ½" de diámetro, con una separación de tubo a tubo de ½".

El mineral grueso es alimentado a la chancadora para ser triturado y el mineral fino o sea -½" a la faja transportadora.

2.3. OPERACION DE CHANCADO

En la Planta el proceso de trituración se lleva en una sola etapa, mediante una trituradora de mandíbulas de 8" x 10”, del tipo Dodge, de la marca Fima - Denver.

La trituradora de mandíbulas es accionada por el motor que tiene las siguientes características:

HP.

=

18

RPM.

=

1745 13

Volt.

=

440 voltios

Amps.

=

23.5 amperios

2.3.1. CALCULO DE LA CAPACIDAD DE LA CHANCADORA

El cálculo de la capacidad haremos mediante la fórmula de Taggart que es:

T = 0.6 x Lr x So

Donde:

T

=

Toneladas por hora

Lr

=

Longitud de abertura de alimentación

= 8"

So

=

Longitud de abertura a la salida

= 1"

T

=

0.6 x 8 x 1

T

=

4.8 TM/hora

Según catálogo de la fábrica, tenemos:

Tamaño de reducción :

½"

1"

1.5"

2.5"

3"

Toneladas/hora

1.3

4

7

10

12

Entonces tenemos:

4.8 Ton.

----------------------

100%

4

----------------------

X

X = 83.3%

Por tanto, capacidad neta de la trituración es:

14

C = 4.8 x 0.833 C = 3.99 TM/hora.

2.4. TRANSPORTE DE MINERAL TRITURADO

Para transportar el mineral triturado, hasta la tolva de finos, la planta cuenta

con

una

faja

transportadora,

que

tienen

las

siguientes

características: 

Longitud de faja

=

41 pies



Ancho de la faja

=

16 pulgadas



N° de polines

=

11 polines



Motor de: Potencia

=

3.6 HP.

RPM

=

1,730

Voltaje

=

440 voltios

Amperaje

=

5.4 amperios

2.4.1. CALCULO DE VELOCIDAD DE LA FAJA TRANSPORTADORA

El cálculo haremos a partir de las revoluciones que tiene el motor de la faja, a partir de la fórmula siguiente:

D n'  D' n

Donde:

D=

Diámetro de la polea del motor

=

3.8 pulgadas

D' =

Diámetro de la polea de reductor =

8.2 pulgadas

n=

Revoluciones del motor

=

1,384 RPM

n' =

Revoluciones del motor

=

X 15

Luego tenemos:

n' 

3.8 pulgs. x 1384 RPM 8.2 pulg.

n' = 641.4 RPM

Como el motor reductor es del 1:20, entonces tenemos las revoluciones de salida del reductor o revoluciones de la polea de la faja:

n' = 641.4 RPM x L/20

n' = 32.07 RPM

Luego tenemos, longitud de circunferencia de polea: C= x D C = 3.1416 x 1.333 pies = 4.19 pies.

Entonces velocidad de faja:

V = 4.19 pies x 32.07 RPM

V = 134.37 pies/minuto

16

2.4.2. CALCULO DE LA CAPACIDAD TEORICA Y DE LA CAPACIDAD PRÁCTICA DE LA FAJA TRANSPORTADORA.

Los cálculos haremos teniendo en cuenta las siguientes fórmulas:

A) Capacidad teórica, mediante la fórmula dada por la Good-Year

T

5.75 (W - 3.3)1.56 S.M. 200,000

Donde:

T = Capacidad de la faja en TM/hora W = Ancho de la faja en pulgadas = 16 pulgadas S = Velocidad de la faja en pies/minutos = 134.37 pies/min. M = Densidad aparente del mineral = 164.2 Lbs/pies3

Luego tenemos:

T

5.75 (16" - 3.3)1.56 x 134.37 pies/min. x 164.2 lbs/pie3 200,000

T = 33.44 TM/hora

B) Capacidad práctica, mediante la siguiente fórmula:

T

Peso de Corte x Veloc idad x 60 min. Long. de Corte en pies

T

2.5. Kgs. x 134.37 pies/min. x 60 min/hora 2.10 pies

17

T = 9,597.8 Kgs/hora

T = 9.60 TM/hora

2.4.3. CALCULO DE HP DE LA FAJA TRANSPORTADORA Y DEL ANGULO QUE FORMA CON LA HORIZONTAL

A) Cálculo de HP teniendo en cuenta la fórmula siguiente:

P = (TM/Hr) (H x 0.0073) (V x 0.0037) C

Donde:

P = Potencia en HP C = Constante de peso de los minerales que varía de 2.2 a 2.5 como máximo V = Velocidad de la faja en pies/minuto H = Longitud de la faja en pies

Para nuestra faja tenemos:

H

= 41 pies

V

= 134.37 pies/minuto

TM/Hr = 4.21 T.M.H./hora (dato, promedio del mes) P

= (4.28 TM/Hr) (41 x 0.0073) (134.37 x 0.0037) 2.5

P

= 1.59 HP.

Esta fórmula es aplicada, porque la faja tiene una inclinación menor de 25°; como factor de seguridad la faja tiene un motor de 3.6 HP, instalada.

B) Cálculo del ángulo que forma la faja transportadora con la horizontal, mediante la siguiente fórmula:  = Arc. sen (H/L) 18

Donde: H = Altura de la faja que eleva: 9.84 pies L = Longitud de la faja:

  Arc. Sen

41 pies

9.84 pies 41 pies

 = 13° 53' 11"

2.5. EFICIENCIA Y DETALLES TECNICOS DEL EQUIPO DE TRITURACION Para calcular el coeficiente de eficiencia mecánica de la planta de trituración, consideraremos los datos globales del mes de setiembre, ya que la planta de trituración, trabaja solamente una sola guardia diaria, luego tenemos: 

Toneladas de mineral tratadas :



Horas de funcionamiento

958.8 TMH 940 TMS 224 horas

Luego tenemos el tonelaje promedio tratado por hora: Tprom.

=

958.8 TMH/224 horas

Tprom.

=

4.28 TMH/hora

Tprom.

=

940 TMH/224 horas

Tprom.

=

4.196 T.M.S./hora.

Como el coeficiente de eficiencia mecánica de la planta de trituración, es el trabajo realizado en Kw-Hr. para triturar una tonelada de mineral; tenemos: E

=

7.128 Kw/4.196 TMS7Hr

E

=

1.699 Kw-Hr/TMS

T

=

4.196 TMS/Hr/7.128 Kw

T

=

0.589 TMS/Kw-Hr 19

2.5.1. POTENCIA MEDIA CONSUMIDA

La potencia media consumida por los equipos de trituración han sido calculados a partir de las medidas tomadas mediante un amperímetro y voltímetro, teniendo en consideración que ésta es igual al producto de la diferencia potencial eficaz, por la intensidad de corriente eficaz y por el factor de potencia (Cos ) que es : P = V. I. Cos 

Cuadro N° 2.1. Potencia consumida. EQUIPO Volt. Cos  Amp.Inst. Amp.Cons. Kw.Inst. Kw.Cons. Chancadora 440 0.80 23.5 17 13.428 5.984 Faja Trans. 440 0.80 5.4 3.25 2.686 1.144 Total 16.114 7.128

La capacidad máxima con la potencia instalada de la planta de trituración será: sabiendo que la potencia promedio utilizada de 7.128 Kw entonces tenemos:

Cap. Máx. = 16.114 Kw x 4.196 TMS/Hr/7.128 Kw Cap. Máx. = 9.486 TMS/hora Cap. Máx. = 75.89 TMS/guardia (8 horas)

2.6. TOLVA DE MINERAL FINO Esta tolva sirve para almacenar el mineral triturado para alimentar al molino, su construcción o armazón es completamente metálica que es para una capacidad de 50 TMS de mineral triturado.

El cálculo de su capacidad lo dividiremos en dos partes debido a que tiene la forma un cono truncado. 20

2.30 m. B

C

2.30 m.

A

D 3 m.

F

G

H E

K

I

L

Gráfica N° 2.1. Tolva de Finos

El cálculo lo haremos en dos partes:

V1 = ABCDEFGH V2 = EFGHIJKL

A.- Cálculo del V1, tenemos: V1 = L 2 x h V1 = (2.30 x 2.30) x 3.0 mts. V1 = 15.87 mts3

B.- Cálculo del V2, tenemos:

21

V2  h.

A1  A 2 2

Teniendo: A1 = 2.30 x 2.30 = 5.29 mts2 A2 = 0.50 x 0.75 = 0.38 mts2

V2  1.10 mt. x

5.29 m 2  0.38 m 2 2

V2 = 3.12 mts3 Volumen total = 15.87 + 3.12 = 18.99 mts3

Capacidad de la tolva tenemos: D = 2.63 TM/m3 Cap. = 18.99m3 x 2.63 TM/m3 Cap. = 49.94 TMS de mineral

Haciendo un análisis del circuito, tenemos que el mineral triturado es almacenado directamente a la tolva de finos; este mineral triturado no es homogéneo debido a que no ha sido zarandeado, ello afectaría directamente a la molienda, por que el mineral de tamaño grande no se libera rápidamente, mientras que el mineral de tamaño pequeño se muele rápidamente sufriendo incluso una sobre-molienda, que es muy perjudicial para recuperación.

Teniendo en cuenta la potencia media consumida por la planta de trituración, tiene una capacidad máxima de 9.327 TMS/Hr para tener mayor seguridad en la planta trataría el 80% o sea el tonelaje 22

promedio de la planta sería de 7.462 TMS/Hr dando un producto por guardia de 8 horas de 59.70 TM/8 Hrs. Si la alimentación a la trituradora fuese constante, como para la alimentación a la trituradora se aprovecha la pendiente de la tolva entonces la alimentación no es continua por lo que la planta no trata los 7.46 TM/hora. La planta solamente ha tratado un promedio de 4.127 TMS/Hr.

23

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CAPITULO III

ESTUDIO Y CUANTIFICACION DE LA SECCION MOLIENDA

3.1. GENERALIDADES

La molienda constituye el paso final del proceso de reducción y liberación; por regla general, el problema consiste en reducir el género a un tamaño límite que se encuentra normalmente entre 35 y 200 mallas.

La molienda tiene la finalidad de liberar la mena de la ganga, esta sección se considera como la de mayor importancia y responsabilidad de la planta, ya que de ella depende el tonelaje y liberación para llevar a cabo una buena flotación.

Las operaciones de reducción de tamaño son costosas por el alto consumo de energía, alto costo de los medios de molienda y desgaste de los equipos. Por estas razones se trata de limitarlas a lo estrictamente necesario, por lo que no se debe moler el mineral más de lo determinado

24

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por las necesidades metalúrgicas, entre ellas también la muy importante de evitar la producción de lamas. En la planta se utiliza un molino de bolas de 4' x 4', marca Fima-Denver, para que trabaje con mayor eficiencia funciona en circuito cerrado con un clasificador helicoidal.

3.2. CONTROL DE TONELAJE

En todas las plantas de molienda es fundamental controlar la carga o tonelaje de alimentación al molino, para una operación correcta. El control de tonelaje en la planta se lleva en la faja alimentadora al molino, en forma aproximada cada 15 minutos, donde el molinero debe tomar la muestra por espacio de 5 segundos y pesarlo dicha muestra. La alimentación al molino se hace mediante una faja que tiene las siguientes características:

Longitud de la faja

=

8 pies

Ancho de la faja

=

16 pulgadas

Velocidad

=

5.30 pies/minuto

P

=

1.8 HP.

Vol

=

440 voltios

Motor de:

Amp =

3.0 amps.

La velocidad de la faja ha sido regulada para que pase una carga de 40 TMS/día. El peso tomado anteriormente por espacio de 5 segundos varía de 2.30 Kgs. a 2.35 Kgs., de donde tenemos:

T

2.325 Kgs. 60 seg. 60 min. x x 5 seg. 1 min. 1 hora

T = 1.674 Kgs/hora. =

1.67 TMS/Hora 25

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3.3. VARIABLES DEL MOLINO Como variables del molino tenemos: carga del mineral, agua, las bolas; porque éstas no se dan en el molino en cantidades fijas.

a) Carga de mineral.- Debe ser uniforme y homogénea en tamaño, regulada a la vez con el alimentador, como hemos descrito, esta cantidad de carga que entra al molino debe ser registrado por el molinero.

b) Agua.- En la alimentación de agua se debe tener un cuidado especial, porque el agua con el mineral que ingresan al molino hace que se forme una mezcla liviana que tiene la tendencia a pegarse a las bolas del molino en movimiento que caen y golpean; el agua también ayuda a avanzar la pulpa de mineral molido. Cuando hay un exceso de agua en el molino ocurre que la densidad sea baja, esto implica que las bolas se laven y trayendo como consecuencia que el mineral no se muela bien, sacando al mineral muy rápidamente del molino que no da tiempo a ser bien molido, entonces hay mala liberación.

Cuando falta agua al molino hace que la carga se forme una pulpa pastosa alrededor de las bolas, impidiendo dar buenos golpes amortiguándola, entonces tenemos una molienda deficiente.

c) Bolas.- La carga de bolas se debe llevarse a cabo el balance cada cierto tiempo, con la finalidad de recompensar las bolas gastadas, esta carga debe ser el 45% de su volumen.

3.3.1. CONTROL DE LAS VARIABLES En todo el proceso de la molienda se debe administrar y controlar correctamente las variables y éstas se pueden controlar mediante:  El sonido de las bolas en el molino 26

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 La densidad de la descarga del molino

Principalmente errores que se cometen en el molino:  Sobrecarga al molino: Esto se produce por exceso de carga o falta de agua en el molino; se procede: 

Cortar la alimentación al molino



Alimentar más agua al molino para soltar la carga



Controlar la descarga del molino hasta que suelte la carga cuidando con el clasificador.

 Descargar el molino significa pérdida de tiempo y tonelaje, por lo que se exige un completo control de las variables.

3.4. CLASIFICACION

La pulpa del mineral que se descarga del molino es alimentado a un clasificador helicoidal, donde en un medio acuoso los gruesos se separan de los finos, este clasificador trabaja en circuito cerrado con el molino, donde nuevamente las arenas del clasificador es alimentado para ser molido nuevamente, en tanto los finos o over-float va a la flotación.

En el clasificador el agua es importante ya que mediante él se clasifica, así tenemos que a mayor cantidad de agua mayor asentamiento y a menor cantidad de agua menor asentamiento, esto se explica porque a una densidad baja las partículas se encuentran poco libres o separadas, mientras que en la pulpa espesa por falta de agua las partículas de mineral están muy juntas por lo tanto no tiene espacio para bajar a asentarse.

27

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El agua que entra al clasificador es variable y para ver ello está bien graduado o no, para verificar si mandamos una pulpa fina para la flotación, se debe tomar la densidad de la pulpa en el rebose del clasificador, esto nos indicará si es que tenemos una densidad alta, falta de agua al clasificador, en ello pasa gran cantidad de gruesos a la flotación en este caso no flotará y ensuciaría los relaves, en caso de flotar ensucia el concentrado y para corregir se aumenta agua al clasificador.

Una densidad baja indica un exceso de agua en el clasificador, en este caso pasará muy poca carga y demasiada fina a la flotación, además se sobrecarga el clasificador como también el molino, esto se corrige disminuyendo agua al clasificador.

3.4.1. CLASIFICADOR HELICOIDAL

Este clasificador es de 13 pies, 24" de diámetro, tiene el motor de las siguientes características:

HP

=

3.6

Volt

=

440

Amp.

=

5.4

Este clasificador está compuesto por un tanque inclinado y un tornillo helicoidal armado sobre un eje hueco que es paralelo al fondo del tanque, la chumacera del eje se encuentra sumergida en la pulpa, para ser engrasada debe ser levantada, el engrase se hace cada tres días con la finalidad de que no se rompa y evitando de esta manera que entre la arena fina a la chumacera.

3.5. ESTUDIO DE LA MOLIENDA EN EL MOLINO DE BOLAS

28

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El molino de bolas de 4' x 4' Fima-Denver, tiene la catalina de una sola hilera de dientes, los trunions descansa sobre chumaceras con casquillos de material babbett. La catalina con el piñón tiene calibrado en milésimos de metro, siendo de 0.150 a 0.160.

El molino está accionado por un motor que tiene las siguientes características:

Voltaje

=

440 voltios

Amperaje

=

39 amp.

Potencia

=

30 HP

Kw

=

22 Kw

En la catalina del molino para que no sufra un desgaste en los dientes se le agrega como lubricante la grasa Móbil y en la chumacera se le agrega la grasa Móbil tac. Un defecto de estas grasas puede traer como consecuencia el calentamiento de los casquillos de la chumacera, como los dientes de la catalina y si no se le controla puede llegar a producirse una rotura.

3.5.1. VELOCIDAD CRÍTICA DEL MOLINO

La velocidad crítica de un molino, es la velocidad necesaria para hacer que una barra o bola de acero realice una caída parabólica para producir la molienda del mineral por golpe o por impacto. Se calcula mediante la siguiente fórmula:

CS 

54.2 r

Donde: 29

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CS

=

Velocidad crítica del molino en R.P.M.

r

=

Radio interior del molino en pies: 2 pies

Luego tenemos:

CS 

54.2 2

CS = 38.32 R.P.M.

3.5.2. PORCENTAJE DE LA VELOCIDAD CRÍTICA

Calcularemos mediante la siguiente fórmula:

% CS 

Vo x 100 CS

Teniendo los datos tenemos:

CS

=

Velocidad crítica: 38.32 RPM

Vo

=

Velocidad actual de operación del molino: 30 RPM

% CS =

% de la velocidad crítica

% CS 

30 x 100  78.29 % 38.32

3.5.3. VELOCIDAD PERIFERICA

La velocidad periférica de un molino, es la rotación de un punto del circuito que describe el diámetro del molino, se expresa en pies/min y se calcula por la siguiente fórmula: Vp

=

 x D Vo

Vp

=

3.1416 x 4 pies x 30 RPM 30

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Vp

=

376.99 pies/minuto

3.5.4. CALCULO DE LA CARGA INICIAL DE BOLAS

Para calcular la carga inicial de bolas en el molino, determinaremos en función al diámetro de la bola. Tenemos:

Cuadro N° 3.1. Cálculo de la Carga Inicial de Bolas

 de Bola 3" 2" 1" Total

Peso de cada bola Lb. 4.006 1.187 0.148

MOLINO 4' x 4' Peso de Nº de bolas carga Lbs. 3,300 2,200 1,100 6,600

824 1,853 7,432 10,109

% en peso de bolas 50.00 33.33 16.67 100.00

% por tamaño de bola 8.15 18.33 73.52 100.00

 Cálculo del volumen que ocupa la carga total de bolas, tenemos:

Peso total de bolas 6,600 libras Según catálogo 280 Lbs/pie3, entonces:

V

6,600 Lbs. = 23.57 pie3 280 Lbs/pie3

Luego determinaremos el porcentaje del volumen ocupado en el molino, sabiendo que el volumen total es de 50.27 pie3.

% =

23.57 pie3 x 100 = 46.89% 50.27 pie3

31

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Cálculo del volumen de una bola de 3 pulgadas V = 1/6. D3 .  V = 1/6 (0.25 pie)3 x 3.1416 V = 0.00818 pie3

El peso de cada bola de 3" será:

m = V.s

Donde : s = 490 Lbs/pie3, peso específico medio del acero fundido m = 0.00818 pie3 x 490 Lb/pie3 m = 4.0082 libras

3.5.4.1. CALCULO DEL TAMAÑO DE UNA BOLA

Para determinar el tamaño de la bola para el molino, haremos mediante la siguiente fórmula:

B

Fx Wi K x G

x

S D

Donde:

B

=

Diámetro de la bola en pulgadas

F

=

16,485 micrones (alimentación del tamaño promedio 80%)

Wi

=

11.82 Kw/Hr/TCS. (Work index del mineral, laboratorio) 32

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K

=

200 constante de la fórmula

G

=

78.29% porcentaje de la velocidad crítica

S

=

2.63 gravedad específica del mineral

D

=

4 pies diámetro del molino

Reemplazando:

B

16,485 x 11.82 Kw - Hr/Tcs. x 200 x 78.29 %

2.63 gr/ml. 4 pies

B = 2.86 pulgadas.

B = 3 pulgadas de diámetro

33

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Cuadro Nº 3.2. Ensaye de Mallas

ALIMENTACION AL MOLINO

DESCARGA DEL MOLINO

% Parc.

+ Ac.

1"

Tamaño en Microne s 26,700

8.6

8.6

91.4

3/4"

18,850

3.6

12.2

1/2"

13,330

18.2

3/8"

9,423

1/4" 4"

Nº de Malla

4"

Parc.

+ Ac.

-Ac.

35

Tamaño en Microne s 417

16.13

16.13

87.8

48

295

30.04

30.4

69.6

65

208

16.8

47.2

52.8

80

6,680

19.8

67.0

33.0

4,699

17.9

84.9

15.1

15.1

100.0

% en Peso - Ac.

Nº de Malla

REBASE DE CLASIFICAC.

ARENAS DEL CLASIFIC.

% en Peso

% en Peso

% en Peso Parc.

+ Ac.

- Ac.

Parc.

+ Ac.

- Ac.

83.87

5.81

5.81

94.19

52.76

52.76

47.24

46.17

53.30

4.03

9.84

90.40

10.12

62.88

37.12

9.53

55.70

44.30

6.76

16.60

83.40

9.16

72.04

27.96

175

3.40

59.10

40.90

4.00

20.60

79.40

1.10

73.14

26.86

100

147

8.50

67.60

32.40

7.27

27.87

72.13

7.00

80.14

19.86

200

74

9.50

77.10

22.90

46.78

74.65

25.35

14.08

94.22

5.78

22.90

100.0

25.35

100.0

5.78

100.0

-200

0

0

0

34

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3.6. CONTROL DE LA CARGA CIRCULANTE DEL CIRCUITO CERRADO.

Para tener un control sobre la carga circulante del circuito cerrado, primeramente calcularemos dicha carga por dos métodos:

3.6.1. METODO GRANULOMETRICO

Con los datos sobre el ensayo granulométrico que tenemos en el Cuadro Nº 3.2 y tomando el porcentaje acumulado calcularemos el factor malla y tenemos:

F48 =

46.17  9.84 = 2.17 62.88  46.17

F65 =

55.7  16.6 = 2.39 72.07  55.7

F80 =

59.1  20.6 = 2.74 73.14  59.1

F100 =

67.6  27.87 = 3.17 80.14  67.6

F200 =

77.1  74.65 = 0.14 94.22  77.1

Luego calculamos el factor promedio de todas las mallas:

Fprom =

2.17  2.39  2.74  3.17  0.14 5

Fprom = 2.122

35

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Cálculo de la carga circulante:

CC = A x F CC = 40.6 TMS x 2.122 CC = 86.17 TMS/día

Cálculo del porcentaje de carga circulante:

%CC = 100 x F %CC = 100 x 2.122 %CC = 212.2%

3.6.2. METODO DE LAS DENSIDADES

Se toma las densidades en los siguientes puntos.

Descarga del molino: (D)

W = 1,610

w = 982

P = 61.01

°Dd = 0.639

%P = 40.02

°Do = 1.499

%P = 81.02

°Do = 0.234

Rebose del clasificador (0) W = 1,330

w = 532

Arenas del clasificador © W = 1,990

w = 1612

Donde: W

=

Densidad de la pulpa en grs/lt

w

=

Peso de sólidos secos en grs

%P

=

Porcentaje de sólidos secos

°D

=

Grado de dilución 36

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Calculamos el %P y °D de la descarga del molino:

Pagua

=

W - w

Pagua

=

1,610 - 982 = 628

V

=

V1 - Pagua

V

=

1000 - 628 = 372 ml

Luego:

Calculamos:

S=

982 gr. w  V 372 ml.

S = 2.64 grs/ml.

De donde el constante de sólidos es:

K =

2.64  1 2.64

K = 0.621

Cálculo del porcentaje de sólidos (%P)

%P =

W  1000 1610  1 000 x 100  x 100 2.64 0.621 x 1610

%P = 61.01%

37

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Cálculo del grado de dilución:

°Do =

100 - %P 100 - 61.01  %P 61.01

°Do = 0.639

Se hace los mismos cálculos para el rebose y arenas del clasificador, que tenemos en la tabla y con estos datos obtenidos calculamos la carga circulante y el porcentaje de carga circulante.

Determinación de la proporción de la carga circulante:

F =

(º D o  º D d ) (º D d  º D c )

De donde:

F =

1.499  0.639 0.639  0.234

F = 2.123  Cálculo de la carga circulante : CC = A x F CC = 40.61 TMS/día x 2.123 CC = 86.22 TMS/día  Cálculo de porcentaje de carga circulante %CC = 100 x F %CC = 100 x 2.123 38

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%CC = 212.3%

3.6.3 EVALUACIÓN DE LA CARGA BALANCEADA DE MEDIOS DE MOLIENDA POR EL SISTEMA AZZARONI EN EL MOLINO

3.6.3.1 PROGRAMA DE AJUSTE DE DATOS PARA ENCONTRAR ALIMENTACIÓN COMPUESTA.

Cuadro Nº 3.3.

Malla us standard 20 30 40 50 70 100 140 200 MS^6= MS^7= CC óptima= Malla us Standard 20 30 40 50 70 100 140 200

PROGRAMA DE AJUSTE DE DATOS Alim. fresca Desc. Molino nº5 Under hidroc D-15 Over hidroc D-15 %Ac(-) %Ac(-) %Ac(-) %Ac(-) Fi1 Fi3 Fi6 Fi7 CC (Fi3-Fi7) (Fi6-Fi7) (Fi3-Fi7)*(Fi6-Fi7) (Fi6-Fi7)^2 18.92 76.4 67.75 96.25 2.295 -19.85 -28.5 565.725 812.25 15.26 65.75 56.26 86.45 2.181 -20.70 -30.19 624.933 911.4361 13.44 58.95 49.57 78.95 2.132 -20.00 -29.38 587.6 863.1844 11.46 50.42 41.02 70.36 2.121 -19.94 -29.34 585.0396 860.8356 9.43 42.75 34.28 59.84 2.018 -17.09 -25.56 436.8204 653.3136 8.3 36.15 29.72 49.85 2.131 -13.70 -20.13 275.781 405.2169 6.76 29.55 24.1 40.2 1.954 -10.65 -16.1 171.465 259.21 5.74 24.8 19.86 33.55 1.771 -8.75 -13.69 119.7875 187.4161 -130.68 -192.89 3367.1515 4952.8627 0.679839459 0.320160541 2.123 FACTORES DE PONDERACIÓN Mult. Lagran. DATOS AJUSTADOS Wi3 Wi7 Wi6 LAMDA Fi3^ Fi7^ Fi6^ Fi2^ CC 123.041 3070.407 83.788 -11.1093 76.682 96.246 67.468 51.93 2.123 78.876 291.509 66.055 -2.8080 65.861 86.440 56.170 43.07 2.123 68.307 144.828 64.009 -0.3733 58.967 78.947 49.558 37.99 2.123 64.009 91.971 68.338 0.0884 50.416 70.361 41.023 31.56 2.123 66.779 69.261 78.810 4.1125 42.558 59.899 34.391 26.40 2.123 75.080 64.001 91.685 -0.2379 36.160 49.846 29.714 22.86 2.123 92.296 69.216 119.548 5.8449 29.352 40.284 24.204 18.62 2.123 115.006 80.479 157.908 13.8286 24.424 33.722 20.046 15.47 2.123

3.6.3.2 CÁLCULO DE LA CARGA INICIAL DE BOLAS (% DE BOLAS EN EL COLLAR).

Se procede a calcular el tamaño máximo de bola:

2,5

D max 

(5,8).3,5 G 80 . 4

Wi.10 1 

CC 100

 (mm)

3.1

V.D 39

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Reemplazando los datos en Ec 3.1 obtenemos un tamaño máximo de bola de 86,864 mm que equivale a 3,5”. A continuación presentamos el análisis granulométrico de la alimentación compuesta del molino N° 5.

Cuadro Nº 3.4. ALIMENTACIÓN COMPUESTA

MALLA U.S.

APERTURA

ESTÁNDAR

MICRONES

20

840

43,860

30

580

35,971

40

420

30,945

50

297

25,704

70

210

21,474

100

149

18,342

140

105

15,102

200

74

12,779

% AC (-)

-200

0,000

MOLINO N° 5

% Ac(-)

100,00

Alimentación compuesta

10,00 10

100

1000

10000

100000

Apertura ( micrones)

Gráfico N° 3.1. Molino Nº 5 40

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De acuerdo a la Ec 3.1 se estima que existe una proporcionalidad directa: K = G100 / (Dmax)3,5

3.2

Donde K es la constante de proporcionalidad entre diámetro de bola y tamaño en micrones del material alimentado al molino N° 5, luego se conoce que el tamaño máximo de bola es 3,5” y en el Gráfico N° 3.1 %Ac(-) Vs. Apertura, estimamos la proyección de la curva a 100% Ac(-) proporcionando una apertura de 15000 micrones que equivale a G100, podemos entonces calcular para nuestro caso especial la constante de proporcionalidad: K = 15000 / (3,5)3,5 = 187 Luego si G para 3,5” es 15000 micrones, podemos calcular que 3,5” en orden descendente cada ½", se logra simplemente colocando en lugar de 3,5” estos tamaños en la Ec. 3.2 y si K = 187 se halla los G respectivamente; a partir de este cálculo se genera el siguiente cuadro en 8 columnas:

Cuadro N° 3.5. (1)

(2)

(3)

(4)

(5)

(6)

3,5”

15000

100,00

84,898

31,11

3,5”

3,0”

8745

77,50

62,398

22,87

3,0”

2,5”

4620

67,50

52,398

19,20

2,0”

2116

56,00

40,898

14,99

42,00

26,898

9,86

1,5”

1,5”

773

2,5” 2,0”

(7) 18,33 =

(8) 18,33%

12,78 + 13,84 =

26,62%

9,03 + 12,05 =

21,08%

7,15 + 9,93 =

17,08%

5,06 +

1,0”

187

20,50

5,398

1,97

1,0”

1/2"

17

-----

------

-----

½"

272,888

100,0

7,11 =

12,17%

2,75 + 1,65 =

4,40%

0,32 + ----- =

0,32%

41

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EXPLICACIÓN DEL CUADRO:

- Columna (1): Se colocan los diámetros comerciales de bola. - Columna (2): Valores de G para cada bola, usando en la Ec. 3.2 el valor de K = 187 para un D correspondiente. - Columna (3): Con los valores de la columna (2) se corta en el Gráfico N° 3.1 %Ac(-) Vs Apertura, mostrando un nuevo %Ac(-). - Columna (4): El índice, se obtiene restando a los valores de la columna (3) la fracción menor a malla 140 = 15,102%. - Columna (5): Estos índices de (4) se pasan a proporción 100%. - Columna (6): Similar a (1). - Columna (7): Cada fracción resulta de (5) se debe distribuir entre el tamaño de arriba y el siguiente, así por ejemplo 31,11% debe distribuir entre bolas de 3,5” y 3,0”; la siguiente fracción a cada tamaño, se aplica la relación de Azzaroni siguiente: P1 = P[D12,34 / (D12,34 + D22,34)]

3.3

En la Ec. (3.3) de repartición se tiene lo siguiente:

P1 = Porcentaje correspondiente a cierto tamaño de bola. D1 = Diámetro en pulgadas, bola más grande. D2 = Diámetro en pulgadas, bola que sigue en tamaño P = Porcentaje a distribuir entre bolas D1 y D2.

Para dejar claro este cálculo, si en la Ec. 3.3 reemplazamos P = 31,11; D1 = 3,5” y D2 = 3,0”; el resultado P1 es 18,33; que le corresponde a D1 = 3,5”; la diferencia: 31,11 – 18,33 = 12,78 le corresponde a bolas de 3,0”. 42

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En el siguiente cálculo, D1 será 3,0” y D2 será 2,5” el porcentaje a distribuir será 22,87%, aplicando la Ec. 3.3 corresponde al primer tamaño 13,84 y al segundo la diferencia 22,87 – 13,84 = 9,03. Se procede similarmente con el resto de valores hasta completar la columna (7), que serían los valores parciales estimados en porcentaje. - Columna (8): Representa la distribución de carga inicial de bolas en porcentaje en peso, es la suma de cada aporte y remanente del anterior generado en (7). Ejemplo: a 3,5” sólo le corresponde 18,33%, al tamaño 3,0% le corresponde el remanente 12,78 y el aporte 13,84, hace un total de 26,62%; y así sucesivamente.

3.6.3.3 SISTEMA DE RECARGA DIARIA.

Cuadro N° 3.6. 3,5”

3,0”

2,5”

2,0”

1,5”

1,0”

1/2"

(2)

(3)

(4)

(5)

(6)

(7)

(8)

D

(1)

3,5”

18,33

18,33

3,0”

26,62

24,14

2,48

2,5”

21,08

13,97

3,03

4,08

2,0”

17,08

7,15

1,55

4,46

3,92

1,5”

12,17

3,02

0,65

1,88

3,60

3,02

1,0”

4,40

0,89

0,19

0,56

1,07

2,01

(-0,32)

1/2"

0,32

0,11

0,02

0,07

0,13

0,25

(-0,10)

(-0,16)

EXPLICACIÓN DEL CUADRO:

A) Las columnas del (2) al (8) representan el collar que forman, en el tiempo cada tamaño de bola señalado. B) La columna (1) simplemente es la distribución de carga inicial de bolas. 43

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C) Iniciar el trabajo de cálculo de collar, determinando la columna representativa del collar para 3,5” que inicia el trabajo de molienda en 18,33; invariablemente asumimos que sea P 1, luego el valor P2 se estima con la Ec. 3.4:

P2 

P1 0,5(D1 / D 2 ) 2,71

3.4

Si en la Ec. 3.4 reemplazamos P1= 18,33; D1= 3,5; D2= 3,0; se halla el valor 24,14, esta Ec. 3.4 es sólo para calcular el tamaño siguiente a quien genera el collar. Los otros valores del collar para 3,5” secuencialmente P 3, P4, P5, P6 y P7 se estiman en la ecuación siguiente: Pn = [P* / (D*)3] . (Dn)3

3.5

Donde:

Pn = Porcentaje de collar, desde n = 3 P* = porcentaje de collar para n – 1 D* = Diámetro de bola relacionado a P* Por ejemplo en la Ec. 3.5 reemplazamos Pn = P3; P* = P2 = 24,14, D* = D2 = 3”; Dn = D3 = 2,5”; obtenemos 13,97; así sucesivamente podemos completar el collar formado por las bolas de 3,5”, claro está que dicho collar concluye en P7.

Si la columna (1) es la inicial, desde esta con los valores P de cada collar se calcula valores de modo horizontal.

44

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Por ejemplo: en la fila correspondiente a 3”; se tiene que de acuerdo al collar estimado en la columna (2) se halla un P 2 = 24,14 para esta misma fila se tiene una inicial de 26,62 entonces el valor que completa la fila es 26,62 – 24,14 = 2,48 que corresponde a una columna de 3” y es el primer valor o P 1 sise quiere establecer el collar de esta columna, el P 2 se calcula en la Ec. 3.4 y las restantes P3, P4, P5, P6 en la Ec. 3.5. Vea y compruebe el cuadro, hasta aquí se completa la tercera columna.

D) Para

hallar

el

siguiente

valor

cabeza

de

columna

correspondiente a 2,5” se completa la fila por diferencia del valor como en el anterior cálculo, si Ud. observa a 21,08 se le debe restar 13,97 y 3,03 resultando 4,08 que también genera un collar siendo este valor considerado P1 y así sucesivamente se completa el cuadro. E) Si hay valores negativos se les pone entre paréntesis y no se les considera; pero en nuestro caso si los hay.

Luego, la recarga diaria de bolas estará representada por los valores que encabezan el collar denominadas Índice de Recarga reajustados a 100%.

Cuadro Nº 3.7. D

ÍNDICE DE RECARGA

% PESO

3,5”

18,33

3,0”

2,48

7,91

2,5”

4,08

13,01

2,0”

3,92

12,50

1,5”

3,02

9,63

58,47

8,11 1,0”

(-0,32)

-1,01

----

1/2"

(-0,16)

-0,51

--45

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31,35

100,00

Si se diera el caso que sólo se opta por recargar con bolas de tres tamaños se respeta la proporción en peso hasta aquí lograda, acumulando en el último tamaño todo el peso de tamaños que no se tomaron en cuenta en la recarga diaria, luego la recarga quedaría así:

Cuadro Nº 3.8. D

% PESO

3,5”

58,47

3,0”

7,91

2,5”

33,62 100,00

3.6.3.4 CÁLCULO DEL ÍNDICE DE AREA SUPERFICIAL (S.I.).

S.I. = Sumatoria [% / D] Donde:

% = Porcentaje de carga de bolas en peso de tamaño D. D = Tamaño de bolas en pulgadas en la distribución. S.I. = 34,24

46

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3.6.4. INTERPRETACIÓN DE PERFILES GRANULOMÉTRICOS EN CLASIFICACIÓN PRIMARIA.

PERFIL GRANULOMÉTRICO HIDROCICLON D-12

%Ac(-)

100.00 74 53 39

ALIMENTO OVERFLOW UNDERFLOW

10.00 10

100

1000

Apertura (micrones) D =335 50

Gráfico N° 3.2. Perfil Granulométrico Hidrociclón D-12

3.6.5. DETERMINACIÓN DEL D50 EN CLASIFICACIÓN PRIMARIA.

Cuadro N° 3.9. Cálculo del D50 Hidrociclón D-12 CÁLCULO DEL D50 DEL HIDROCICLÓN D-12 Intervalo Apertura Overflow Underflow Malla Promedio % Peso W.O.F. % Peso W.O.F. Cp (O.F.) Cp (U.F.) -20 +30 715.0 9.80 2.762 10.92 4.136 0.400 0.600 -30 +40 505.0 7.50 2.114 7.76 2.939 0.418 0.582 -40 +50 358.5 8.59 2.421 7.38 2.795 0.464 0.536 -50 +70 253.5 10.52 2.965 5.91 2.238 0.570 0.430 -70 +100 179.5 9.99 2.815 4.69 1.776 0.613 0.387 -100 +140 127.0 9.65 2.719 4.5 1.704 0.615 0.385 -140 +200 89.5 6.65 1.874 3.26 1.235 0.603 0.397 -200 +270 63.5 33.55 9.454 17.86 6.764 0.583 0.417 Aliment. al circuito T.M.S.H. = 28.180 Factor C.C. Hidrociclón D-15 = 1.344

47

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CÁLCULO D50 HIDROCICLON D-12

Coeficientes de particion

0.700 0.600 0.500 0.400

Cp(OF)

0.300

Cp(UF)

0.200 0.100 0.000 1

10

100

D50=335

1000

Apertura promedio micras

Gráfico N° 3.3. Cálculo D50 Hidrociclón D-12 3.6.6. DETERMINACIÓN DE LA EFICIENCIA DE CLASIFICACIÓN PRIMARIA.

Del Gráfico N° 3.2 se aplica las siguientes ecs:

n1 = (FR(D50)) x R) / (FF(D50) x F)

3.6

n2 = ((100 – FD(D50)) x D) / ((100 – FF(D50)) x F)

3.7

Eficiencia Total: Ef = n1 x n2 x 100

3.8

Reemplazando datos en las Ecs. 3.6, 3.7, 3.8 tenemos:

n1 = 0,596 n2 = 0,744 EF = 44,34%

48

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Cuadro N° 3.10. Malla Apertura Alimentación molino N° 5 US en Peso % % % Estándar Micras g Peso Ac(+) Ac(-) 3/8" 9520 17.90 3.58 3.58 96.42 3 6350 117.90 23.58 27.16 72.84 4 4760 103.30 20.66 47.82 52.18 6 3360 58.30 11.66 59.48 40.52 8 2380 17.65 3.53 63.01 36.99 Descarga Molino N° 5 Overflow Hidroc. D-15 12 1680 51.25 10.25 73.26 26.74 Peso % % % Peso % % % 16 1190 8.50 1.70 74.96 25.04 g Peso Ac(+) Ac(-) g Peso Ac(+) Ac(-) 20 840 30.60 6.12 81.08 18.92 47.20 23.60 23.60 76.40 7.50 3.75 3.75 96.25 30 590 18.30 3.66 84.74 15.26 21.30 10.65 34.25 65.75 19.60 9.80 13.55 86.45 40 420 9.10 1.82 86.56 13.44 13.60 6.80 41.05 58.95 15.00 7.50 21.05 78.95 50 297 9.90 1.98 88.54 11.46 17.06 8.53 49.58 50.42 17.18 8.59 29.64 70.36 70 210 10.15 2.03 90.57 9.43 15.34 7.67 57.25 42.75 21.04 10.52 40.16 59.84 100 149 5.65 1.13 91.70 8.30 13.20 6.60 63.85 36.15 19.98 9.99 50.15 49.85 140 105 7.70 1.54 93.24 6.76 13.20 6.60 70.45 29.55 19.30 9.65 59.80 40.20 200 74 5.10 1.02 94.26 5.74 9.50 4.75 75.20 24.80 13.30 6.65 66.45 33.55 -200 28.70 5.74 100.00 0.00 49.60 24.80 100.00 0.00 67.10 33.55 100.00 0.00 500.00 100.00 200.00 100.00 200.00

Underflow Hidroc. D-15 Peso % % % g Peso Ac(+) Ac(-) 188.6 37.72 37.72 62.28 54.6 10.92 48.64 51.36 38.8 7.76 56.40 43.60 36.9 7.38 63.78 36.22 29.55 5.91 69.69 30.31 23.45 4.69 74.38 25.62 22.5 4.5 78.88 21.12 16.3 3.26 82.14 17.86 89.3 17.86 100.00 0.00 500 100 CC. Promedio:

Factor Carga Circul. 1.406 1.438 1.303 1.404 1.374 1.301 1.263 1.261

49

1.344

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3.6.6.1. EFICIENCIA DEL CLASIFICADOR

La eficiencia del clasificador helicoidal lo haremos por medio del análisis granulométrico, tomadas en las muestras de la descarga del molino y en el rebalse del clasificador; teniendo en cuenta el Cuadro N° 3.2 calcularemos según la fórmula del Arthur J. Weining:

E =

A (1 - 0) x 100 (A  CC) (L - f)

Donde:

E

=

Eficiencia del clasificador

A

=

Mineral alimentado por día en TMS. = 40 TMS

CC

=

Carga circulante del circuito cerrado = 85.2 TMS

o

=

Porcentaje de material más fino que la malla de separación en el rebose del clasificador

f

=

% de material más fino que la misma malla de separación en descarga del molino

E-65 =

40 (1 - 0.040) x 100 = 31.75% (40  85) (1 - 0.085)

E-80 =

40 (1 - 0.0727) x 100 = 32.38% (40  85.2) (1 - 0.085)

E-100 =

40 (1 - 0.4678) x 100 = 18.79% (40  85.2) (1 - 0.095)

E-200 =

40 (1 - 0.2535) x 100 = 30.93% (40  85.2) (1 - 0.229)

50

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Luego calculamos la eficiencia promedio que es:

Eprom. =

31.75  32.38  18.79  30.93 4

Eprom. = 28.46%

Suponiendo que se desee obtener en el rebose del clasificador siempre continuo en las mallas calculadas, tendremos una eficiencia promedio del clasificador de 28.46%, lo que quiere decir que el clasificador es de 28.46%

Teniendo en cuenta el análisis granulométrico de la descarga del molino y rebose del clasificador, tenemos el siguiente cuadro:

Cuadro N° 3.11.

DESCARGA DEL MOLINO

REBOSE DEL CLASIFICADOR

Nº

%

%

% Dist.

%

%

% Dist.

Malla

Parcial

Cu

Cu

Parcial

Cu

Cu

35

16.13

5.35

17.61

5.81

4.27

6.87

48

30.04

4.77

29.24

4.03

4.48

5.00

65

9.53

3.48

6.77

6.76

3.73

6.98

80

3.40

5.36

3.72

4.00

5.01

5.55

100

8.50

3.90

6.76

7.27

4.02

8.12

200

9.50

5.80

11.24

46.78

2.78

36.02

-200

22.90

5.27

24.66

25.35

4.48

31.46

Total

100.00

4.90

100.00

100.00

3.61

100.00

51

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Mediante este análisis hacemos la siguiente curva:

% Liberación en rebose clasificador

80 70 60 50 40 30 20 10 39

35 48

48 65

65 80

80 100 100 200

-200

Número de Mallas

Grafico N° 3.4. 3.7. CALCULO DEL CONSUMO DE ENERGIA DEL MOLINO El consumo de energía del molino de bolas, se puede calcular de dos maneras, ya sea midiendo los Kw-Hr mediante un medidor Kw-Hr, en un determinado tiempo, dividido por las TCS, tratadas en ese tiempo se obtiene el consumo de energía en Kw-Hr/TCS.

De otra forma calculando con su respectiva fórmula, teniendo en cuenta el consumo actual de energía del molino, dividido entre las toneladas cortas tratadas en una hora mediante la siguiente fórmula:

W =

3 x V x A x Cos  1,000 x F

Donde: W

=

Consumo de energía en Kw-Hr/TCS

V

=

Voltaje

A

=

Amperaje consumido

Cos  =

Factor de potencia

F

Alimentación al molino en TCS/Hr.

=

52

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 Molino de bolas de 4' x 4' de la planta tenemos:

V

=

440 voltios

A

=

Instalada; 39 Amp consumido: 27 amperios

Cos 

=

0.75

F

=

1.863 TCS/hora

3 x 440 x 27 x 0.75 1,000 x 1.863

W =

W = 8.28 Kw - Hr/TCS.

3.7.1. CALCULO DE LA CAPACIDAD MAXIMA DEL MOLINO

Esta representa la capacidad teórica máximo de tonelaje que puede tratar el molino; depende de la potencia instalada en el motor del molino, mediante la siguiente fórmula:

Cm =

P x 0.746 W

Donde:

Cm

=

Capacidad máxima de tratamiento del molino TCS/Hr.

P

=

Potencia instalada (HP): 30 HP

H

=

Consumo de energía: 8.41 Kw-Hr/TCS.

Cm =

30 x 0.746 = 2.70 KT.C.S./hora 8.28

Cm = 2.70 TCS/hora x 24 Hr/día Cm = 64.80 TCS/día

53

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3.7.2. COMPROBACION

DE

LA POTENCIA NECESARIA PARA

PASAR LOS 40.61 TMS Tenemos: Cap =

44.71 TCS/día

W

=

8.28 Kw-Hr/TCS

P

=

8.28 Kw-Hr/TCS x 44.71 TCS/día x día/24 Hr x HP/0.746 Kw

P

=

20.68 HP

3.8. CALCULO DEL WORK INDEX

Los cálculos relacionados con la reducción de tamaño de partículas, están basados en el trabajo que se requiere, generalmente en Kw-Hr/TCS para efectuar dicha reducción.

Esta operación de reducción consume la mayor parte de la energía de una planta de concentración y es por esta razón que se debe poner mayor atención a los cálculos y teorías que se relacionan con la reducción de tamaños.

Asimismo, los costos principales, tales como los de fuerza desgaste y mantenimiento son en gran parte determinados por el trabajo realizado por tonelada reducida.

Para calcular el Work Index nos basaremos en la "Tercera Teoría de Communition de Fred C. Bond", la que tiene mayor validez y aceptación en la industria. La ecuación de la teoría es la siguiente:

 10  W = Wi   X 2 

10  X1 

De donde despejamos "W i" y tenemos: 54

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Wi =

W 10 X2



10 X1

Donde:

Wi =

Es el Work Index, que viene a ser el parámetro que expresa la resistencia del mineral para ser reducido. El Work Index representa numéricamente los Kw-Hr/TCS que se requieren para reducir un mineral de un tamaño numéricamente infinito a un tamaño de 80% menos 100 micrones.

W=

Es el consumo de energía por el molino, determinado anteriormente, expresado en Kw-Hr/TCS. Trabajo requerido para reducir un alimento que pase el 80% de X1 micrones a un producto que pase el 80% de X2 micrones.

X2 =

Tamaño expresado en micrones de la abertura de la malla por el cual el 80% del producto acumulado pasará o el 20% acumulado es retenido; en la descarga del molino.

X1 =

Tamaño expresado en micrones de la abertura de la malla por el cual el 80% acumulado en paso pasará, o el 20% acumulado es retenido; en alimentación al molino.

Para determinar el "W i" en la planta del circuito de molienda, primeramente se debe conocer el tamaño de la abertura de la malla en micrones por donde pasa el 80% acumulado en paso (X1, X2) tanto en alimentación como en descarga; para calcular X1 y X2 existen dos métodos:

A) Método de Bond (gráfico) 55

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Tomando los datos del Cuadro Nº 3.2 (% - Ac.), en alimento y descarga del molino y con el tamaño de malla en micrones hacemos el Gráfico Nº 3.1 de donde se obtiene los siguientes datos:

X1

=

15,800 micrones

X2

=

408 micrones

W

=

8.41 Kw-Hr/TCS (calculado)

Reemplazando en la fórmula despejada calculamos "W i", tenemos:

8.28 Kw - Hr/TCS 10 10  408 15,800

Wi =

Wi

=

19.93 Kw - Hr/TCS

B) Método de Taggart

Que se calcula mediante la siguiente fórmula:

 (20  c) (X c  X f )  X80 = Xc    f  c  

Donde:

X80

=

Tamaño promedio en micrones, por donde pasa el 80% acumulado en paso de las partículas minerales; que puede ser X1 ó X2

Xc , Xf =

Abertura de las mallas gruesas y finas con relación al porcentaje de peso acumulado retenido en un 20%

c,f

=

Porcentaje de pesos acumulados retenidos sobre Xc, Xf respectivamente. 56

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Calcularemos, tomando los datos de Cuadro Nº 3.2 y tenemos:  Cálculo de X80 para la alimentación del molino, tenemos:

Xc

=

18,850 micrones (¾")

Xf

=

13,330 micrones (½")

c

=

12.2% acumulado

f

=

30.4% acumulado; luego tenemos:

 (20  12.20) (18,850  13,330) X1 = 18,850   30.4  12.2 

X1 = 16,485 micrones  Cálculo de X80 para la descarga del molino

Xc

=

417 micrones (35)

Xf

=

295 micrones (48)

c

=

16.13% acumulado

f

=

46.17% acumulado;

Luego tenemos:  (20  16.13) (417  295) X2 = 417    46.17  16.13 

X2 = 401.28 micrones Conociendo los valores, calculamos el "Work Index", con la fórmula despejada a partir de la Tercera Teoría de Communition tenemos:

X1

=

16,485 micrones

X2

=

401.28 micrones 57

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W

=

8.41 Kw-Hr/TCS (consumo de energía calculado)

Wi

=

Work Index

Donde: 8.28

Wi =

10 401.28

Wi

=



10 16,485

19.65 Kw-Hr/TCS

Es el Work Index calculado por el método de Taggart. 

Determinación radio reducción

R.red =

16,485 = 41.08 401.28

3.9. CALCULO DEL CONSUMO DE ENERGIA A PARTIR DEL "Wi" DETERMINADO EN LABORATORIO

El consumo de energía, calcularemos a partir del Work Index del mineral, determinado en laboratorio, luego tenemos:

Wi

=

11.82 Kw-Hr/TCS (determinado en laboratorio)

X1

=

16,485 micrones

X2

=

401 micrones

W

=

Consumo de energía

Reemplazando valores en la ecuación, tenemos:  10 W = 11.82 Kw-Hr/TCS    402

  16,485  10

58

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W = 4.98 Kw-Hr/TCS.

Comprobación de la potencia para tratar lo 44.71 TCS de mineral/día

P =

4.98 Kw-Hr/TCS x 44.71 TCS/día x día/24 Hrs x HP/0.746 Kw

P =

12.44 HP

Cuadro N° 3.12. Cálculo del consumo de energía

Molino bolas 40' x 40' Wi : Kw - Hr/TCS W (Cons) Kw - Hr/TCS HP : Potencia

Laboratorio

Bond

Taggart

11.82

19.93

19.65

4.98

8.28

8.28

12.44

20.67

20.67

Comparando los resultados, tenemos que calculando el tamaño de partículas (X1, X2), por los métodos de Bond y Taggar y conociendo el consumo de energía; se ha calculado el Work Index y viendo el resultado, no hay mucha variación. Mientras que comparando el "W i" determinado en laboratorio, con los dos anteriores tenemos que difieren bastante, porque el "W i" determinado en laboratorio, es el consumo de energía en Kw-Hr/TCS, verdadero del mineral.

La diferencia del "W i" calculado por los métodos de Bond y Taggart, del "W i" de laboratorio, es que en los primeros se ha calculado a partir del consumo total de energía por el molino de bolas, con las cargas de bolas y mineral. Mientras que el "W i", de laboratorio ha sido determinado solamente para el mineral, en condiciones estándar.

59

RELAVE

2

1

MINERAL DE MINA

13

3

11

12

4

5

16

6

10

7

9

15

14

8

17

18

CONCENTRADO Cu

1.- TOLVA DE GRUESOS,cap 176 TM; parrilla 8" 2.- GRIZLY, 1.5x0.5m, abertura 2" 3.- CHANCADORA DE MANDIBULA,8"x10" 4.- FAJA TRANSPORTADORA #1 5.- MAGNETO 6.- CHANCADORA CONICA SYMONS 35.5", motor 60HP 7.- FAJA TRANSPORTADORA #2 8.- 2 TOLVA DE FINOS 50TM C/U 9.-FAJA TRANSPORTADORA #3 10.- MOLINO DE BARRAS DENVER 4"x8", motor 50HP 11.- BOMBA denver srl 3"x3 12.- HIDROCICLON Krebs 12" 13.- ACONDICIONADOR 6'x6' 14.- MOLINO DE BOLAS Denver 4'x4', motor 50HP 15.- CLASIFICADOR HELICOIDAL Fima 16.- BANCO DE CELDAS Denver sub A 17.- ESPESADOR DENVER 10'X8' 18.- FILTRO DE DISCOS, motor 2HP

PLANTA CONCENTRADORA ANA MARIA S.A.C 50 TMS/Dia

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60

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CAPITULO IV

ESTUDIO DE LA SECCION DE FLOTACION

4.1. GENERALIDADES

El método empleado para la separación, la mena de la ganga es la flotación por espumas, que es un proceso de separación de materias de distinto origen, pues se trata de la individualización de las especies que representaban anteriormente una mezcla, que se efectúa desde sus pulpas acuosas por medio de burbujas de gas y a base de sus propiedades hidrofóbicas e hidrofóbicas.

El mineral a tratarse en la planta concentradora es mixto, de minerales sulfurados de cobre y minerales oxidados o no sulfurados de cobre; para flotar los minerales no sulfurados, se utiliza el Na2S para sulfidizar.

Las características de los minerales no sulfurados dependen con más fuerza de los sulfurados para la flotación, en factores tales como; composición, estructura cristalina, composición iónica de la pulpa y el pH de la pulpa; donde en presencia de oxígeno tanto la malaquita como la cuprita tienden a disolverse por debajo de rangos de pH 6 a 7.

61

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Para muchos minerales no sulfurados la presencia de iones de cobre disueltos en concentraciones

del orden de los 10 -4 a 10-6 molares,

pueden ser resultado de la ubicación cerca del punto neutro a que se encuentra el agua.

Para que la capa de colector quede adherida a la superficie, tiene que inhibirse la solubilidad y hacer la superficie hidrofóbica. Para los minerales sulfurados no podría ocurrir una normal disolución de cobre significativo, por lo tanto la capa de colector en los minerales sulfurados es generalmente mucho más estable que en los no sulfuros. En el proceso de flotación las estructuras cristalinas, también son muy importantes ya que afectan las fuerzas mecánicas, el grado de disolución, grado de hidratación de las superficies fracturadas y la accesibilidad de las especies absorventes a los iones de cobre.

Teniendo en cuenta las fórmulas de la malaquita, azurita son sales básicas de cobre, algunas veces se les designan de sales mixtas; estos compuestos no consisten de iones complejos y largos que rodean a un ión de cobre central. Sino por el contrario consiste en una dispersión infinita de iones de cobre doble positivos (Cu ++) OH- y CO3-- , dispuestos en 3 dimensiones; los cuales exhiben propiedades intermedias entre la sal normal (CuSO4.5H2O) tal como la chalcosita y un hidróxido u óxido. La malaquita es considerablemente más pesada y de difícilmente soluble hasta en agua caliente.

Se pueden obtener superficies de bajo porcentaje de disolución, recubriendo el mineral de la superficie con bien conocidos inhibidores orgánicos

de

la

corrosión

tales

como

benzotriazol

o

el

mercaptobenzotriasol (cyanamid R - 404).

La sulfidización, es más complicada que una simple conversión de la superficie de una partícula de óxido de cobre, o de una sal básica de

62

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cobre. En covelita (CuS) la acción del sulfidizante Na 2S es altamente dependiente del pH de la solución, tiempo de exposición, tanto de la partícula como de la solución, este agente sulfidizante depende del pH de la solución. Los agentes sulfidizantes (iones de SH-) tienden a reaccionar más rápidamente con las fracciones más finas de los minerales de cobre no sulfurados, aunque las partículas muy finas sulfidizadas pueden por lo tanto ser flotados rápidamente, las partículas gruesas e intermedias pueden estar muy faltas de agente sulfidizante es importante añadir la dosis requerida de agente sulfidizante en varias etapas, con el objeto de mantener una pequeña concentración residual de iones SH - en la pulpa que contiene el banco de celdas.

La suldifización de algunos minerales no sulfurados es exitosamente mientras que en la crisocola ha fallado estudiado por Bewdish, Wriht y Provser ha comparado la flotación de la crisocola con la de malaquita y en que el fracaso de la sulfidización de la crisocola puede ser explicado por el fácil desprendimiento de la capa de sulfuro de cobre formado. Otros han demostrado recientemente que la crisocola puede ser flotado satisfactoriamente si se usan concentraciones relativamente baja de agente sulfidizante un exceso provoca una depresión irreversible, es decir la flotabilidad no se recupera aun cuando el exceso de sulfuro sea reemplazado por agua fresca.

4.2. VARIABLES DEL PROCESO DE FLOTACION

Para una mejor selección de las principales variables se tiene las siguientes:

63

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4.2.1. PROPIEDADES DEL MINERAL

Una de las variables más importantes para la flotación es la composición de la mena, aquí se cuentan la composición química de los minerales útiles y de la ganga, su diseminación, dureza, fenómenos

secundarios

de

oxidación

y

meteorización,

las

impurezas que acompañan la mena y los antecedentes geológicos del yacimiento y su método de explotación. Siendo un problema muy complicado la alimentación cuya composición mineralógica fluctúa rápidamente.

El rendimiento óptimo en las operaciones de flotación se caracteriza por una alimentación constante, de proposiciones y clase también constantes. También se debe tener en cuenta que la alimentación sea constante, o que se permita variar la velocidad de alimentación del tamaño y dureza del mineral.

Es necesario también evitar que el mineral a flotar no tenga impurezas externas que podrían perjudicar el proceso de la flotación.

4.2.2. GRANULOMETRIA DEL MINERAL

Todo mineral para ser flotado, tiene que ser reducido de tamaño, donde existe un tamaño máximo de las partículas que se pueden flotar, este tamaño máximo depende naturalmente de la naturaleza del mineral mismo y de su peso específico.

Tienen gran importancia el tamaño indicado como su punto de liberación, porque el mineral que se va a flotar no es molido hasta el

punto

de

liberación

de

sus

valores

mineralógicos

las

recuperaciones van a disminuir considerablemente, donde las

64

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partículas que llevan inclusiones de minerales de ganga (productos medios) tienen una flotabilidad considerablemente inferior a las partículas liberadas.

El problema de la liberación de las partículas minerales para su flotación satisfactoria, crea otro problema serio que es la sobre molienda, ya que las especies mineralógicas no son de la misma dureza, lo que significa que en el proceso de la molienda, las especies blandas se desintegran en mayor proporción que las duras; lo que produce una gran cantidad de lamas que posteriormente perjudica a la flotación, en este caso lo que se gana por concepto de liberación, se pierde por perjuicios causados por lamas.

La flotación de un mineral depende del tamaño granular de sus partículas, porque hay un determinado tamaño granular, donde se libera mejor y que se obtiene una buena recuperación; mientras que en tamaños grandes la recuperación es baja, como también la recuperación en los finos empieza a bajar cuando pasa el límite de la liberación, porque las lamas recubren las partículas minerales finas.

4.2.3. INFLUENCIA DE LAMAS

El daño del material lamoso en el proceso de flotación, es de doble carácter:  Las partículas de diámetro pequeño flotan mal, y  Las lamas perjudican la flotación de las partículas de tamaño adecuado.

65

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Por lo que el efecto negativo de las lamas se puede deber tanto a la flotabilidad inferior de las partículas menores de un cierto tamaño óptimo (partículas inferiores a 5 - 10 micrones); como a la contaminación que las lamas de la ganga causen sobre distintas partículas minerales deprimiéndolas, o simplemente a la absorción de reactivos y contaminaciones de la pulpa con iones extraños, debido a su gran superficie especial.

4.2.4. DENSIDAD DE LA PULPA

La densidad de la pulpa en un proceso de flotación, depende de varios factores y tiene gran importancia; ya que la pulpa que se alimenta al circuito de flotación, lleva las partículas liberadas de las no liberadas del clasificador, por una cierta granulometría; para ello es necesario una cierta dilución para obtener la granulometría deseada.

La densidad que se empleará en un circuito de flotación, dependerá de la disponibilidad de agua en la mina o planta. Es necesario tener en cuenta lo siguiente, una pulpa cuando más espeso o sea con un contenido de agua pequeña, resultaría más económico porque el consumo de reactivo sería más pequeña, otra parte hay que tener presente que la misma cantidad de reactivo por tonelada seca de material es de mayor concentración en una pulpa densa que en una diluida y por consiguiente, se puede influir la velocidad y la intensidad de la reacción entre los reactivos y los minerales al variar la densidad de la pulpa.

El problema de una densidad elevada está en que la formación de las burbujas de aire baja, debido a que la ascensión se dificulta y un medio donde puede llegar a romperse la burbuja de aire; por lo tanto tendríamos una baja recuperación.

66

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4.2.5. FACTOR AGUA

En el proceso de flotación el consumo de agua industrial la hace un factor de primordial importancia, porque no sólo es el medio en que se desarrolla el proceso, sino también la causa de muchos problemas metalúrgicos.

Se debe evitar las contaminaciones de las aguas, ya que presentarían un costo elevado el tratamiento para purificar, ya que su consumo es bastante; así las aguas naturales siempre llevan contaminaciones de sales inorgánicas. Hay aguas que tienen contaminaciones de ión cloruro o bicarbonato.

Los cationes y aniones que tiene el agua, pueden tener un efecto específico sobre la flotabilidad de los minerales o sobre los reactivos de flotación. Ya que la mayoría de los cationes forman jabones con los ácidos grasos. Los xantantos y ditiofosfatos forman con los cationes sales de distinta solubilidad.

En las flotaciones de minerales oxidados o no metálicos el problema de la dureza del agua puede también presentar serias dificultades, porque los iones de calcio y magnesio en estas flotaciones son de considerable importancia.

Además de las contaminaciones inorgánicas, pueden tener contaminaciones orgánicas; estas contaminaciones pueden ser muy peligrosas particularmente cuando forman coloides orgánicos que se adhieren con gran facilidad a las superficies de los minerales y las pasivisan.

En general, es imprescindible que el factor agua sea considerado como indispensable para el funcionamiento normal de una planta.

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4.2.6. TIEMPO DE FLOTACION

El tiempo de flotación es primordial, ya que la flotación consta esencialmente de las siguientes etapas:  Adsorción de los reactivos sobre las superficies minerales.  Encuentro de las partículas preparadas con las burbujas, y  Transporte de las partículas hasta la superficie de la celda de flotación. Por lo que cada etapa se realiza en un tiempo determinado, que es diferente para cada una de ellas.

La flotación se efectúa normalmente hasta el punto en que el producto de concentración de la última celda es de ley un poco más alta que la de la cabeza. Flotar más allá de este punto significa diluir innecesariamente el concentrado.

El tiempo de flotación depende también de la naturaleza del mineral. Los minerales oxidados se recuperan mucho más lentamente que los sulfuros. La flotabilidad del mineral de cobre en relación con su oxidación disminuye progresivamente como en la figura:

68

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Sulfuros 100% 100 Sulfuros 88% óxido

22%

% de recuperación

12% 90 80 -

Sulfuros 78% óxido

70 Sulfuros 64% óxido

36% 60 50 -

Sulfuros 48% óxido

52% 40 30 20 10 -

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

Tiempo de flotación - minutos

Figura N° 4.1.

Otras variables que afectan al proceso de flotación tenemos la densidad de la pulpa, que sus efectos son extremadamente variables en el proceso; la temperatura donde la elevación de éste tiene un efecto benéfico claro en la flotación con ácidos grasos y jabones; en la flotación de los sulfuros minerales el proceso de

69

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oxidación y la formación de espumas pueden controlarse por alteración de temperatura. Además el pH, de la pulpa, la alimentación de reactivo, la operación de las máquinas de flotación son factores que afectan directamente en el proceso.

4.3. DEFINICION DE FLOTACION:

La flotación es sin duda el método más usado en la concentración de minerales; se la utiliza para procesar casi todos los minerales sulfurosos y se aplica extensamente para los minerales metálicos no sulfurosos, los minerales industriales y el carbón mineral.

En la actualidad, la extracción de cobre de menas con bajo contenido de este metal (1%Cu) no vale la pena realizar una fundición en directo. Afortunadamente, los minerales de cobre contenidos en la mena pueden extraerse por medios físicos y formarse concentrados con alto contenido de cobre.

El método más efectivo de concentración, es la flotación en espuma, mediante la cual se obliga a los minerales de cobre adherirse selectivamente a las burbujas de aire elevándose a través de la pulpa espumosa de la mena pulverizada.

La selectividad de la flotación se crea al usar reactivos, los cuales extraen minerales de cobre hidrofóbico, siendo los minerales de la ganga son hidrofílicos. Los minerales "flotados" se mantienen en una espuma

70

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estable

encima

de

la

celda

de

flotación

donde

son

retirados

mecánicamente para formar el concentrado.

La flotación puede aplicarse a minerales de baja ley y a minerales que requieren molienda fina para lograr la liberación. Como se trata en un proceso relativamente selectivo, una aplicación importante está en la separación y concentración de los minerales valiosos contenidos en minerales complejos, como por ejemplo, en sulfuros que contienen cobre, plomo y zinc (como es el caso de la investigación).

La flotación es el principal proceso de concentración basado en la química interfacial de las partículas minerales en solución, también se emplean otros procesos tales como; la floculación selectiva, la aglomeración selectiva y diversas modificaciones del proceso de flotación.

Los principios de la flotación en espuma son los siguientes:

a. Los minerales sulfurados normalmente se humedecen por el agua pero pueden ser acondicionados con reactivos que los volverán hidrofóbicos. b. Esta hidrofobicidad puede ser creada en minerales específicos dentro de una pulpa agua-mena. c. Los choques entre las burbujas de aire y los minerales que se han hecho hidrofóbicos darán por resultado la unión entre las burbujas y dichos minerales. d. Las partículas de mineral no acondicionadas (húmedas) no se unirán a las burbujas de aire.

Por consiguiente, la flotación en espuma como se aplica a las menas de cobre consiste en:

71

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a. El acondicionamiento de la pulpa de mena para hacer hidrofóbicos los minerales de cobre sin afectar a los otros minerales. b. El paso ascendente de una corriente dispersa de burbujas de aire a través de la pulpa.

Estos procedimientos ocasionan que los minerales de cobre se adhieran a las burbujas con las cuales se elevan hasta la superficie de la celda de flotación. Los otros minerales se quedan atrás y abandonan la celda a través de un sistema de descarga.

4.4. QUIMICA DE LA FLOTACION:

Es importante estudiar los principios de la química Interfacial y la base para su utilización en la flotación selectiva de minerales. Aunque la química de la flotación puede estudiarse en términos generales, debe tenerse presente que cada aplicación es un caso especial, en el cual interviene una combinación única de la química del mineral y la del agua. En consecuencia, es imposible seleccionar los reactivos de flotación, las cantidades de reactivo y las condiciones que se requieren en una mina dada únicamente a partir de la separación de los mismos minerales de otros, aunque éste puede ser un buen punto de partida.

4.4.1. REACTIVOS DE FLOTACIÓN:

La mayoría de los minerales son naturalmente hidrofílicos. Para lograr una separación por flotación, las superficies del mineral deben de volverse selectivamente hidrofóbicas. Esto puede lograrse mediante la regulación de la química de la solución, seguida por la adición de un colector que selectivamente se adsorba

y

proporcione

la

superficie

hidrofóbica

requerida.

Solamente un pequeño número de minerales son hidrofóbicos por

72

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naturaleza, como el carbón Mineral y la molibdenita. Es posible flotar estos minerales sin ningún colector, aunque es práctica común agregar un "colector suplementario" como se verá más adelante. También pueden volverse hidrofóbicos otros minerales sin

el

uso

de

un

colector.

Las

adiciones

de

grandes

concentraciones de sulfuro de sodio a minerales sulfurosos, puede resultar en superficies hidrofóbicas con la subsecuente flotación "sin colectores", este caso se cree que el Ión sulfuro remplaza a los productos de oxidación e hidratación en la superficie del mineral.

La regulación de la química de la solución puede abarcar la adición de reactivos; ya sean activadores que aumentan la selectividad intensificando la adsorción del colector, o depresores, que retardan o evitan la adsorción del colector. También puede incluir la adición de un dispersor para asegurar que las superficies minerales estén libres de partículas finas, o el uso de carbón activado para remover de la solución los iones o moléculas indeseables. Finalmente, la regulación de la química de la solución puede incluir el control del pH para asegurar que habrá de existir el colector (que es a menudo un ácido débil) en la solución en la forma deseada.

Otro grupo de reactivos que intervienen en la flotación son los espumantes. Estos tienen dos funciones: 

Mejorar la dispersión de las burbujas finas en la pulpa y



Controlar las características de la espuma.

4.4.1.1.- COLECTORES:

El colector es el más decisivo de los reactivos de flotación. Los colectores son moléculas o iones orgánicos que se adsorben

73

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selectivamente sobre las superficies minerales. Tienen que convertir en hidrofóbica la superficie del mineral para que, en equilibrio (como lo indica el ángulo de contacto), haya adherencia entre burbuja y partícula. Además, deben reducir el tiempo de inducción, para asegurarse de que ocurra adherencia en la colisión entre burbuja y partícula.

La mayoría de los colectores son ácidos débiles, bases o sus sales. Son heteropolares y puede considerarse que tienen dos extremos funcionales, uno iónico, que puede ser absorbido en la superficie mineral ya sea por reacción química con los iones de la superficie mineral (quimioadsorción) o por atracción electrostática a la superficie del mineral (adsorción física), y por el otro una cadena o grupo orgánico, que proporciona la superficie hidrofóbica al mineral.

Algunos

colectores,

empero,

son

compuestos

no

ionizantes; una vez adsorbidos, vuelven al mineral hidrofóbico en la misma forma que los colectores heteropolares.

Los colectores aniónicos del tipo tiól, en los que el grupo polar contiene azufre bivalente, se utilizan para la flotación de minerales sulfurosos. Los xantatos y los ditiofosfatos son los que tienen mayor uso; los dialquil tionocarbamatos han sido bien aceptados en años

recientes

(por

ejemplo,

el

reactivo

Dow Z-200);

el

tiocarbanilido y el mercaptobenzotiozol (por ejemplo, el reactivo Cyanamid R-404) se utilizan como colectores suplementarios; los ditiocarbamatos y los alquil mercaptanos tienen uso limitado. Los formiatos de xantógeno (por ejemplo el Minerec) también se usan limitadamente, esperando que en el futuro tengan más importancia como colectores de sulfuros. Los dixantógenos y de hecho los ditiolatos que resultan de la oxidación de otros colectores del tipo tiól, actúan como colectores pero, en general se forman en la solución o en la superficie mineral, y no se agregan.

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La cadena de hidrocarburos de los colectores tiól es bastante corta. En la mayoría de estos colectores la disminución de la solubilidad, al aumentar la longitud de la cadena, limita dicha longitud alrededor de 6 átomos de carbono. Debe hacerse notar; que en general la mayor longitud de cadena se traduce en una adsorción más intensa del colector pero en una selectividad reducida entre los sulfuros. Para lograr la máxima selectividad, normalmente se utiliza un colector de cadena corta.

Los colectores aniónicos de oxidrilo se utilizan para la flotación de minerales no sulfurosos. Incluidos en este grupo están los carboxilátos,

los

sulfatos

orgánicos

y

los

sulfonatos.

Los

carboxilátos [ácidos grasos y los jabones correspondientes (sales de Na+)], son los de uso más frecuente, normalmente como una combinación, que se ha extraído como un subproducto de una planta natural o de una fuente de grasa animal no saturada. El colector de ácido graso de uso más frecuente, se comercializa como "aceite de pulpa de madera" (tall oil). Este aceite contiene aproximadamente 50% de ácido oleico cantidades menores de ácido linoleico, rosínico (abiético) y Linolénico. A menudo se utilizan sales de sodio como colectores, por ser más solubles que los ácidos asociados. Se debe en gran parte a la solubilidad que los ácidos grasos emplean como colectores estén limitados a la cadena de 18 carbonos del ácido oleico (o a una más corta), y a las cadenas de hidrocarburos no saturados.

Los sulfatos y sulfonatos orgánicos no se usan tan frecuentemente como los ácidos grasos. Aunque actúan en forma muy semejante a los ácidos grasos, tienden a adsorberse con menor intensidad y por tanto tienen aplicación en donde se requiere mayor selectividad.

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Otros colectores, como los hidroxamatos, corresponden también a este grupo; sin embargo, todavía no han tenido una aplicación comercial exitosa.

La concentración en solución de los colectores de cadena más larga (por ejemplo, los colectores de oxidrilo que hay en uso común) está limitada por la asociación de iones y/o moléculas. Esta asociación o micelización ocurre a una concentración particular para cada especie química, y se le conoce como la concentración crítica de micelización (CMC). Si la concentración de colector que se agrega a una solución sobrepasa al CMC, ocurre la micelización y se reduce en forma importante la concentración del colector disponible para la adsorción en el mineral. Hay disponibles valores del CMC para la mayoría de los colectores.

Los colectores catiónicos tienen un grupo polar con carga positiva, asociada con la cadena o grupo de hidrocarburos hidrofóbicos. Generalmente son aminas, aunque también hay en uso éteraminas. Se han utilizado aminas primarias a cuaternarias, pero son las primarias y secundarias las que se usan comúnmente. Estos colectores se derivan a menudo de grasas naturales y se comercializan con frecuencia bajo el mismo nombre de la fuente de grasa en particular (por ejemplo, acetato de la grasa animal). Se emplean ambos grupos de hidrocarburos, los de alquil y los de aril, quedando limitada la longitud de cadena del grupo por la solubilidad de la amina. Para ayudar a la solubilidad, normalmente hay disponibles colectores de aminas en forma de cloruros o acetatos.

También se emplean colectores suplementarios no iónicos. Sin embargo, éstos no son colectores, pero se adsorben en otro colector, en vez de adsorberse en la superficie mineral por sí

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mismos. Así, se utilizan para incrementar la hidrofobicidad de las partículas, que tienen ya un colector adsorbido en ellas; no son en forma alguna selectivo hacia los minerales. El aceite combustible se utiliza comúnmente en esta forma.

Continuamente se están desarrollando y probando otros colectores, por lo que se esperan nuevos desarrollos en la materia. De particular interés son las posibilidades de "diseñar" colectores para minerales específicos.

4.4.1.2.- ESPUMANTES:

Los espumantes son reactivos orgánicos solubles en agua que se adsorben en la interfase aire-agua. Son moléculas heteropolares, con un grupo polar que da la solubilidad en agua, y un grupo hidrocarbonado no polar.

El espumante es necesario para formar una espuma arriba de la pulpa, que sea lo suficientemente estable para evitar la desintegración de la misma y el retorno subsiguiente de las partículas a la pulpa antes de que aquella sea removida. Es importante, empero, que la espuma se desintegre rápidamente una vez que se remueve, ya que de no ser así, se tienen problemas en el bombeo de la pulpa y en los subsecuentes pasos de procesamiento.

Otro requisito importante de un espumante, es que no se adsorba sobre las partículas minerales: si un espumante actuara como colector, se reduciría la selectividad del colector en uso. Algunos colectores,

como

los

ácidos

grasos,

exhiben

ciertamente

propiedades espumantes. Sin embargo, para lograr un buen control

77

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de la planta, debe minimizarse la interacción del agente espumante con el colector.

Los alcoholes y compuestos afines, tales como los éteres de glicol, tienen gran utilidad como espumantes, debido en gran parte a su incapacidad para adsorberse sobre las partículas minerales, por lo que no actúan como colectores. Los alcoholes aromáticos procedentes de fuentes naturales, como el aceite de pino o el ácido cresílico, se han utilizado extensamente. Los espumantes sintéticos se emplean mucho en la actualidad; tienen la ventaja de poseer una composición estrechamente controlada, lo cual ayuda a mantenerla

estabilidad

de

la

operación

de

la

planta.

El

metilisobutilcarbinol y los éteres del polipropilenglicol están en esta categoría de espumantes

Cualquier compuesto que se adsorba en la interfase aire-agua tiene propiedades espumantes. En efecto, las soluciones de alta intensidad iónica exhiben propiedades espumantes como resultado del agotamiento de iones que ocurre en la interfase.

4.4.1.3.- MODIFICADORES

La flotación es un proceso de suma complejidad que además de sus fases e interfaces es muy sensible a cualquier cambio que pueda suceder en ellas. La función específica de los reactivos modificadores es, precisamente, preparar las superficies de los minerales para la adsorción y desorción de un cierto reactivo sobre ellas y crear en general en la pulpa condiciones propicias para que se pueda efectuar una flotación satisfactoria. Se conocen tres tipos de modificadores: 

Modificadores de pH

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

Modificadores activadores



Modificadores depresores

Se utilizan para la regulación de las condiciones adecuadas para acción selectiva de los colectores 

Depresores

Es un reactivo que inhibe la absorción de un mineral por el colector y por lo tanto previene la flotación los de mayor uso son  Cianuro de sodio, es un dispersante fuerte de sulfuros. Piritas, pirrotita, arsenopirita y esfalerita  Cal, deprime la pirita, galena, zinc, puede ser usada como lechada o como oxido de calcio  Dicromato, deprime la galena  Silicato de sodio, usado para deprimir sílice y coagular lamas  Hidróxido de sodio , deprime iones de sales solubles 

Activantes

Su acción es contraria así la acción del depresor y los reactivos sirven o para aumentar la absorción de los colectores los más usados son:  Sulfato de cobre, mejor activador de la esfalerita  Bisulfito de sodio , controla las actividades del zinc en el circuito de plomo  Nitrato de plomo, usado para reactivar los sulfuros de cobre, previa depresión con cianuro  Sulfuro de sodio, a bajas concentraciones puede activar menas oxidadas

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 Sulfuro de hidrogeno, deprime oro, plata, cobre y fierro en separaciones de molibdenita 

Modificadores de pH

 Cal  Ceniza de sodio  Soda caustica  Ácido sulfúrico

4.5. TECNOLOGIA DE LA FLOTACIÓN.

4.5.1. CINÉTICA DE LA FLOTACIÓN.

Los procesos de concentración por flotación juegan un rol preponderante en las recuperaciones de especies valiosas desde sus respectivas menas. El número de variables que inciden sobre los resultados metalúrgicos obtenidos a través de la aplicación de este proceso a una mena en particular, es muy extenso, pudiendo no obstante resumirse de acuerdo a lo esquematizado en la Fig. Nº 4.2.

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Reactivos Químicos:     

Colectores Espumantes Activadores Depresores Modificadores pH

PROCESO DE FLOTACION

Componentes     

del equipo

Componentes Operacionales     

Diseño de celda. Agitación. Flujo de aire. Configuración del banco de celdas. Control del banco de celdas.

Flujo de alimentación. Mineralogía. Tamaño de partícula. Densidad de pulpa. Temperatura.

Figura Nº 4.2. PROCESO DE FLOTACIÓN Y LAS INTERACCIONES DEL SISTEMA.

Como es visto de la Fig. Nº 4.2, en la cual ciertamente no es exhaustivo en su lista de variables, pero este número de variables y la combinación de ellas es muy grande. La flotación por espuma, simple

en

su

concepto,

extremadamente

complejo

es

en

la

involucrando

práctica muchos

un

proceso

fenómenos

científicos y de ingeniería incluyendo mezcla, fenómenos de transporte, química de superficies, química orgánica, aspectos de ingeniería interfacial, química de agua y materiales avanzados de construcción,

por

nombrar

algunos.

La

flotación

puede

considerarse entonces como un proceso químico - cinético debido a sus múltiples interacciones como se aprecia en la Fig. Nº 4.2.

81

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La mayoría de estas variables han sido evaluadas comúnmente por comparación de resultados en la recuperación y grado o ley de concentrado, a pesar que hace muchos años se ha reconocido que las separaciones en la flotación pueden ser descritas mediante una ecuación de velocidad de primer orden, actualmente su aplicación recobra vigencia debido entre otras razones a la valiosa ayuda del computador.

Diversos

investigadores

han

contribuido

a

la

formulación de modelos cinéticos de flotación como: Humberto García Zúñiga, Agar & Barrret, Klimpel.

4.5.2. MODELOS CINÉTICOS DE FLOTACIÓN BATCH:

Los modelos de Balance Poblacional consideran que en forma análoga como acontece una reacción química entre átomos, moléculas o iones, en un proceso de flotación se producirán asimismo "colisiones" entre las burbujas de aire y las partículas del mineral, las que en caso de ser "exitosas" permitirán flotar las especies de valor dentro de la "fase - espuma", para su posterior remoción en el flujo de concentrado. Es claro además, que la calidad y cantidad de concentrado a recuperar dependerá tanto de las condiciones fisicoquímicas como hidrodinámica imperante en la celda de flotación o reactor químico ver Fig. Nº 4.3. Es así que para modelar adecuadamente el proceso de flotación que ocurre dentro de una celda de Flotación continua, bastaría considerar esta última como un "reactor agitado" cuyas características de "mezcla" y "cinética de reacción" asociada a cada especie de interés deberían ser cuantificadas separadamente a objeto de posteriormente combinarlas en un simple Modelo Cinético de Flotación Continua valido para condiciones estacionarias del reactor.

4.5.3. MODELO CINÉTICO DE GARCÍA ZÚÑIGA:

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Fue la primera consideración teórica en la definición de la velocidad de flotación el cual es una función exponencial de tiempo. Supondremos primero una cinética de flotación de primer orden para cada componente valioso y la ganga, dentro de la celda de flotación.

Co

V

C 

Figura N° 4.3. REACTOR DE FLOTACIÓN

Para el caso del reactor anterior se tiene

dC  kC dt

4.1

Integrando: C

t dC   kdt Co C 0



Ln



4.2

C   kt C0

C  e  kt C0

4.3

C  Coe  kt Siendo: 

C: Concentración promedio de la especie de interés, Cu, Pb, Zn, ganga, etc., dentro de la celda de flotación en el instante "t" [ML-3 ]

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

Co : Concentración inicial de la especie de interés dentro de la celda para t = 0 [ML-3]



T : Tiempo de flotación [ T ]



k : Constante cinética de flotación de la especie de interés [ T -1 ]

La recuperación expresada como tracción de porcentaje en peso de la especie de interés estará dada por:

r

C o  C  Co

1

C Co

4.4

Reemplazando la última expresión de la ecuación 4.3 en la ecuación 4.4, se obtiene finalmente:

r  1  e kt

4.5

Obsérvese que la ecuación 4.3 presupone que para "t" tiende a infinito la concentración del componente flotable en la celda es cero. De igual forma la ecuación 4.5 considera que para un tiempo de

flotación

infinitamente

grande

la

recuperación

máxima

alcanzable es 1 o 100% en términos porcentuales. Lo anterior no se cumple en la práctica, ya que debido a problemas de falta de liberación, dosis de colector, etc.; es prácticamente imposible alcanzar un 100% de recuperación de las especies valiosas en el concentrado.

Así, se deberá introducir el concepto de Recuperación Máxima Alcanzable en la ecuación 4.4, definiendo r = R para cuando "t" tiende a infinito Obteniendo:

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

R  RI 1  e kt



4.6

R: Porcentaje recuperación acumulada, del componente flotable al tiempo t.

La

ecuación

anterior de

Flotación

Batch fue desarrollada

originalmente por Humberto García Zúñiga en 1935.

Fue la primera consideración teórica en la definición de velocidad de flotación; En la que se dedujo que la recuperación en el proceso de flotación es una función exponencial del tiempo.

Los parámetros RI y K en la ecuación 4.6 son característicos de cada componente flotable Ejemplo: Cu, Pb, Zn, e insolubles en el caso típico de un mineral de cobre porfídico; dependiendo también de cada etapa de flotación: Rougher, Cleaner, Recleaner, Scavenger, etc.

Además de las características propias del mineral: granulometría, grado de liberación. O condiciones de operación: pH, tipo y dosis de reactivos de flotación, RPM de agitación, diseño de la celda, etc.; debiendo por tanto determinarse para cada situación en particular y para cada componente de la mena.

4.6. CIRCUITO DE FLOTACION

La flotación de esta planta concentradora, se lleva a cabo en dos circuitos, cada circuito consta de un acondicionador y un banco de celdas; primeramente se flota para recuperar el cobre sulfurado, luego del relave de este circuito en el segundo circuito se recupera el cobre oxidado, obteniéndose dos tipos de concentrado con sus respectivos relaves; que tenemos:

85

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4.6.1. CIRCUITO DE Cu (SULFURO)

En este circuito se flota todos los sulfuros de cobre y parte de cobre oxidado.

La cabeza de este circuito, es la pulpa del over float del clasificador, que por gravedad cae en un acondicionador FimaDenver de 4' x 4', donde se agregan la mayor parte de reactivos, luego es alimentado al circuito constituido por un total de 6 celdas Denver 15 sub-A, que están distribuidos de la siguiente manera: 

2 celdas rougher, donde es alimentado la cabeza



1 celda cleaner, y



3 celdas scavengher

En este circuito, se obtiene el concentrado de sulfuros de Cu conocido como concentrado de primera, que es transportado hasta la cocha o pozo, aprovechando la gravedad, para allí ser eliminado el agua del concentrado por sedimentación. El relave de este primer circuito, viene a constituir la cabeza del segundo circuito de óxidos.

Los reactivos utilizados en este circuito, se indican en el siguiente cuadro:

Cuadro N° 4.1. Características de los Reactivos

Nombre Aerofloat 31 Reactivo 404

Solució n 5%

Punto de Adición Clasificación Acondicion. 1

Cantidad en cc/minuto 1.80 26 - 27

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Xantato Z - 5 Aceite de Pino Cal

A -31

5%

o/f. Clasif. o/f. Clasif.

12 - 14 2.0 - 2.2

Molino 17 gr/min. PH de la flotación : 6.8 - 7.2

: Reactivo del tipo espumante-colector, para menas sulfurados y oxidados.

R - 404

: Reactivo del tipo colector para menas de base oxidada, que ayuda a la flotación de Cu. Oxidada.

X-Z-5

: Es un poderoso colector y floculador en la flotación de sulfuros semioxidados y de baja flotabilidad.

Aceite de Pino : Reactivo de tipo espumante, utilizado en la flotación para la formación de burbujas. Cal

: Es un regulador del medio alcalino y depresor de la pirita.

Cuadro 4.1.a

PRODUCT PESO O TMH Cabeza 50.00 Concentra do 4.21 Relave 45.79

LEY %Cu 2.80 30.00 0.30

CONTENID DISTRIBUCI O ON 140.00 100.00 126.26 13.74

90.19 9.81

RATI O

11.88

4.6.2. CIRCUITO DE Cu (OXIDO)

En este circuito es flotado los óxidos de cobre sulfidizando al mineral mediante el sulfuro de sodio (Na2S).

El relave del primer circuito, viene a constituir la cabeza de este circuito, donde se agrega el Na2S; la pulpa cae por gravedad al

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acondicionador Fima-Denver de 4' x 4', donde es adicionado los reactivos necesarios.

Una vez acondicionada pasa alimentar al banco constituido por 8 celdas Denver 15 Sub - A, distribuidos en:  3 celdas rougher,  1 celda cleaner, y  4 celdas scavengher.

Las espumas de la celda cleaner constituye el concentrado de óxidos de Cu o concentrado de segunda, que es depositado a otra cocha o poza, para ser eliminado el agua por sedimentación.

El relave de este circuito, es el relave final, que es transportado aprovechando la pendiente del terreno unos 200 m. hasta la cancha de relave.

Los reactivos utilizados en este circuito indicaremos en el siguiente cuadro: Cuadro N° 4.2. Características de los Reactivos

Nombre Aerofloat 31 Reactivo

Solució n 5%

Punto de Adición Acondicion. 2 Relave Sulf.

Cantidad en cc/minuto 0.8 - 1.00 16 - 18

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404 Sulfuro Sodio Cal

10%

Relave Sufl.

120 - 130

Acondicion. 2 9.50 gr/min. pH de la flotación : 9.6 - 10

Na2S : Reactivo utilizado para sulfurizar los óxidos de cobre para flotar, es un depresor de la plata, los sulfuros y del oro metálico. 4.7. CALCULOS METALURGICOS

El circuito en estudio, consta de una sección de molienda y dos bancos de celdas para la recuperación del Cu sulfurada y oxidada; para hacer el balance, tomaremos como base el balance metalúrgico de un día de tratamiento.

4.7.1. BALANCE METALURGICO DEL CIRCUITO

Este balance metalúrgico, es con la finalidad de hacer un balance de materia en todo el circuito, que se señala en el siguiente cuadro:

Cuadro N° 4.3.

Cabeza

Base : ......40.61 TMS/día de mineral % Dist. Cont. Metal % Peso % Cu Cu Tm. 100.0 3.61 100.00 1.466 0 Cu 4.80 34.13 45.43 0.666

Conc. Sulfuro Conc. Cu óxido Relave final

2.88

19.64

15.69

0.230

92.32

1.52

38.88

0.570

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4.7.2. CALCULO DE LAS TONELADAS DE CONCENTRADOS

40.61TMS/D (3.61% Cu  2.07 % Cu) 34.13 % Cu  2.07 % Cu

A) Conc. Cu (Sulf.) =

Conc. Cu = 1.95 TMS/día

38.66 TMS/D (2.07 % Cu  1.52 % Cu) 19.64 % Cu  1.52 % Cu

B) Conc. Cu (óxido) =

Conc. Cu = 1.17 TMS/día

4.7.3. CALCULO DE LAS RECUPERACIONES

Para

determinar

las

recuperaciones

parciales

y

totales,

emplearemos la siguiente fórmula:

Recup.- =

Contenido Metálico Producto x 100 Cont. Metál. en cabeza

Para el banco de sulfuros, tenemos:

A) Recup. Cu (Sulf.) =

0.666 TMS/D x 100 = 45.43% 1.466 TMS/D

B) Recup. Cu (óxido) =

0.230 x 100 = 28.74% 0.800

C) Recup. total Cu =

0.896 TMS/D x 100 = 61.12% 1.466 TMS/D

D) Recuperaciones en cada fracción de tamaño Este cálculo se ha hecho con la finalidad de determinar en que tamaño de partícula se tiene la mejor recuperación; para ello se

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ha hecho ensayo de mallas, en relave de sulfuro final, como se ven el siguiente cuadro: Cuadro N° 4.4. Ensayo : Relave de Sulfuros Relave final Malla % Parcial % Cu % Dist. Cu % Parcial % Cu % Dist. Cu 35 6.60 3.90 12.43 7.40 3.59 17.48 48 5.75 3.13 8.69 6.40 2.75 11.58 65 8.85 2.69 11.50 9.20 2.24 13.56 80 5.25 2.65 6.72 4.40 2.46 7.12 100 9.78 1.80 8.50 8.88 1.67 9.76 200 37.00 1.63 29.14 35.22 0.84 19.84 -200 26.77 1.78 23.02 27.80 1.13 20.66 Total 100.00 2.07 100.00 100.00 1.52 100.00 Cuadro N° 4.5.

Malla 35 48 65 80 100 200 -200

RECUPERACION POR MALLAS % Recup. % Recup. % Recup. Sulf. óxido total 1.20 0.00 1.20 5.00 5.21 9.95 10.02 16.09 24.50 33.84 24.59 50.10 42.60 18.34 53.12 55.80 52.45 78.89 60.01 36.10 74.45

Teniendo en cuenta el análisis de cabeza, se ha hecho el siguiente gráfico

% Liberación en rebose clasificador

80 70 Total 60 Sulfuros 50 -

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40 30 Oxidos 20 10 35

35 48

48 65

65 80

80 100

100 200

-200

Recuperación por mallas

Figura N° 4.4.

92

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Cuadro Nº 4.6. BALANCE DE MATERIA DEL CIRCUITO DE FLOTACION

Nº 1 2 3 4 5 6

7 8

9 10

11

Puntos Alimentación: molino Arenas de Clasific. Descarga del molino Rebose del Clasific. Cabeza Rougher Rougher Sulf. Espumas Pulpa Colas Rougher Concentrado de Cu. de Sulfuros: Espumas Pulpa Colas Cleaner Scavengher: Espumas

Densid. de pulpa gr. g/L.-

Peso sólido Secos (W)

Grav. Constant Espf. % Sól.Sec. e Sól.Seco %P Sól. (K) s (S)

Ensaye % Cu

TMS/Día

Flujo : Pies/min.

Recupe ración.

1990 1610 1330 1308

1612 982 532 497

2.59 2.64 2.63 2.63

81.02 61.01 40.02 38.00

0.614 0.621 0.62 0.62

3.61 3.61

40.61 86.17 126.78 40.61 40.61

1455 1175 1251

702 270 407

2.84 2.84 2.61

48.26 22.98 32.52

0.648 0.648 0.617

17.24 17.24 2.67

4.20 4.20 40.66

0.147 0.382 2.451

40%

1460 1255 1109

678 376 177

3.11 3.11 2.60

46.43 29.97 15.98

0.678 0.678 0.615

34.13 34.13 2.61

1.95 1.95 2.25

0.073 0.127 0.311

91.99

1415 1089

661 142

2.69 2.69

46.70 13.01

0.628 0.628

14.26 14.26

2.00 2.00

0.0742 0.346

26.27 %

1247

400

2.62

32.05

0.618

2.07

38.66

2.372

1.311 3.165 1.872 2.003

93

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12

13 14

15 16

17

Pulpa Colas Scavengher o Relaves sulfuros (cabeza Roglóxidos) Rougher óxidos: Espumas Pulpa Colas Rougher óxidos Concentrado de Cu. de óxidos: Espumas Pulpa Colas cleaner óxidos Scavengher óxidos:

1343 1097 1191

544 154 317

2.71 2.71 2.52

40.48 14.01 26.60

0.631 0.631 0.603

9.56 9.56 1.77

2.71 2.71 39.19

0.122 0.432 3.033

1418 1164 1057

638 250 95

2.90 2.90 2.50

45.00 21.48 8.99

0.655 0.655 0.600

19.64 19.64 1.90

1.17 1.17 1.54

0.045 0.115 0.397

88.69

1210 1052 1193

338 84 315

2.64 2.64 2.58

27.95 7.26 26.43

0.621 0.621 0.612

7.28 7.28 1.52

1.70 1.70 37.49

0.123 0.498 2.915

17.85

27.18

Espumas Pulpa Relave final

94

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4.8. BALANCE DE MATERIA DEL CIRCUITO

Teniendo en cuenta el diagrama de flujos del circuito en estudio y conociendo algunos datos anteriormente calculados, para hacer el balance de materia se ha planteado la siguiente serie de ecuaciones:  Circuito cerrado: 3

=

1 + 2

1

=

4

(ecuación 1)

 Circuito sulfuros: 7

=

6 - 8

(ecuación 2)

11

=

10 - 9

(ecuación 3)

5 + 8 + 9 =

10 + 6

(ecuación 4)

 Circuito de celdas óxidos: 13

=

12 - 14

(ecuación 5)

17

=

15 - 16

(ecuación 6)

11 + 14 + 16=

15 + 12

(ecuación 7)

4.8.1. DETERMINACION DE LAS TONELADAS DE MINERAL EN CADA PUNTO DEL CIRCUITO

Para la determinación de las toneladas de mineral, desarrollamos las ecuaciones planteadas. Ecuación N° 1: 3 Punto

=

1 + 2 TMS/día.

1

40.61 (alimento)

3

X

95

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Desarrollamos:

3 = 40.61 TMS/día + 86.17 TMS/día 3 = 126.78 TMS/día

Punto (3)

Por otra parte tenemos: 1

=

4

Entonces:

40.61 TMS/día = 40.61 TMS/día

Punto (4 y 5)

Ecuación N° 2:

7

=

6

-

8

Punto

TMS/día

%Cu

7

1.95

34.13

6

X

17.24

8

X - 1.95

2.62

Desarrollando: 34.13 (1.95)

= 17.24 (X) - 2.62 (X - 1.95)

X

= 4.20 TMS/día

Punto (6)

8

= 4.20 - 1.95 = 2.25 TMS/día

Punto (8)

Ecuación N° 3: 11

=

10

-

9

Punto

TMS/día

%Cu

11

38.66

2.07

10

X

2.67

9

X - 38.66

14.26

96

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Desarrollando tenemos:

2.07 (38.66)

=

2.67 (X) - 14.26 (X - 38.66)

X

=

40.66 TMS/día

Punto (10)

9

=

40.66 - 38.66 = 2.0 TMS/D.

Punto (9)

Ecuación N° 4:

2+8+9

=

10 + 6

40.61 TM + 2.25 TM + 2.0 TM

=

40.66 + 4.20 TM

44.86 TMS/D

=

44.86 TMS/D.

Ecuación N° 5: 13

=

12

-

14

Punto

TMS/día

%Cu

13

1.17

19.64

12

X

9.56

14

X - 1.17

1.90

Desarrollando: 19.64 (1.17)

=

9.56 (X) - 1.90 (X - 1.17)

X

=

2.71 TMS/D

Punto (12)

14

=

2.71 - 1.17 = 1.54 TMS/D.

Punto (14)

Ecuación N° 6:

17

=

15

-

16

Punto

TMS/día

%Cu

17

37.49

1.52

15

X

1.77

16

X - 37.49

7.28

97

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Desarrollando, tenemos

1.52 (37.49)

=

1.77 (X) - 7.28 (X - 37.49)

X

=

39.19 TMS/día.

Punto (15)

16

=

39.19 - 37.49 = 70 TMS/D

Punto /16)

Ecuación N° 7:

11 + 14 + 16 = 15 + 12 38.66 TM + 1.54 TM + 1.70 = 39.19 TM. + 2.71 41.90 TMS/D = 41.90 TMS/D.

4.8.2. CALCULO DE LAS TONELADAS DE PULPA Y AGUA EN CADA PUNTO

Punto (2)

Arenas del clasificador:

100 TM de pulpa ……………… 81.02 Ton.Sól (%P) X

……….…… 86.17 Ton. Sól.

X = 106.36 TM/día de pulpa

Punto (3)

Descarga del molino:

Pulpa : 126.78 Ton.Sól.x100Tn.pulpa/61.01Tn(%P)= 207.80 TM/día Agua : 207.80 - 126.78 = 81.02 TM/día de agua

Punto (4)

Rebalse del clasificador:

Pulpa : 40.61 Ton. Sól.x100Tn.Pulpa/40.02Tn(%P) = 106.87 TM/día Agua : 101.47 - 40.61 = 60.86 TM/día de agua

Punto (5)

Cabeza Rougher:

Pulpa : 40.61 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/38 Tn (%P) = 106.87 TM/día Agua : 106.87 - 40.61 = 66.26 TM/día de agua

98

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Punto (6)

Rougher: espumas

Pulpa : 4.20 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/48.26 Tn (%P) = 8.70 TM/día Agua : 8.70 - 4.20 = 450 TM/día de agua  Pulpa : Pulpa : 4.20 Ton.Sól.x100 Tn.pulpa/22.98 Tn. (%P) = 18.28 TM/día Agua : 18.28 - 4.20 = 14.08 TM/día de agua

Punto (7)

Concentrado Cu. espumas:

Pulpa : 1.95 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/46.43 Tn (%P) = 4.20 TM/día Agua : 4.20 - 1.95 = 2.25 TM/día de agua  Pulpa: Pulpa: 1.95 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/29.97 Tn (%P) = 6.51 TM/día Agua: 6.51 - 1.95 = 4.56 TM/día de agua

Punto (8)

Colas cleaner:

Pulpa : 2.25 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/15.98 Tn /%P) = 14.08 TM/día Agua : 14.08 - 2.25 = 11.85 TM/día de agua

Punto (9)

Scavenger: espumas:

Pulpa : 2.00 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/13.01 Tn (%P) = 15.37 TM/día Agua : 4.28 - 2.00 = 2.28 TM/día de agua  Pulpa: Pulpa : 2.00 Ton. Sól.x100 Tn.pulpa/13.01 Tn (%P) = 15.37 TM/día Agua : 15.37 - 2.00 = 13.37 TM/día de agua

Punto 10

Colas rougher:

Pulpa : 40.66 Ton.Sól.x100Tn.pulpa/32.52Tn.(%P) = 125.03 TM/día Agua : 125.03 - 40.66 = 84.37 TM/día de agua

Punto 11

Colas Scavenger o relave sulfuros:

Pulpa : 38.66 Tn.Sól.x100 Tn.pulpa/32.05 Tn (%P) = 120.62 TM/día Agua : 120.62 - 38.66 = 81.96 TM/día de agua

99

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Punto (12)

Rougher óxidos - espumas:

Pulpa : 2.71 Ton.Sól.x100 Tn.pulpa/40.48 Tn. (%P) = 6.966 TM/día Agua : 6.69 - 2.71 = 3.98 TM/día de agua  Pulpa : Pulpa : 2.71 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/14.01 Tn (%P) =19.34 TM/día Agua : 19.34 - 2.71 = 16.53 TM/día de agua.

Punto (13)

Con'do Cu de óxidos - espumas:

Pulpa : 1.17 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/45 Tn. (%P) = 2.60 TM/día Agua : 2.60 - 1.17 = 1.43 TM/día de agua  Pulpa: Pulpa : 1.17 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/21.48 Tn. (%P) = 5.44 TM/día Agua : 5.44 - 1.17 = 4.27 TM/día de agua

Punto (14)

Colas cleaner:

Pulpa : 1.54 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/8.99 Tn (%P) = 17.13 TM/día Agua : 17.13 - 1.54 = 15.59 TM/día de agua

Punto (15)

Colas Rougher

Pulpa : 39.19 Ton.Sól.x100Tn.pulpa/26.60Tn (%P) = 147.33 TM/día Agua : 147.33 - 39.19 = 108.14 TM/día de agua

Punto (16)

Scavenger - espumas:

Pulpa : 1.70 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/27.95 Tn (%P) = 6.08 TM/día Agua : 6.08 - 1.70 = 4.38 TM/día de agua  Pulpa Pulpa : 1.70 Ton.Sól. x 100 Tn.pulpa/7.96 Tn. (%P) = 21.36 TM/día Agua : 21.36 - 1.70 = 19.66 TM/día de agua

Punto (17)

Relave final:

Pulpa : 37.49 Ton.Sól.x100Tn.pulpa/26.43Tn.(%P) = 141.85 TM/día Agua : 141.85 - 37.49 = 104.36 TM/día de agua

100

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4.8.3. DETERMINACION DEL FLUJO DE PULPA EN PIE3/MINUTO EN CADA PUNTO DEL CIRCUITO

Para determinar el flujo de pulpa en cada punto del circuito, primeramente veremos la fórmula general, y los datos calculados anteriormente, Tenemos:

 TM de pulpa/día x día/1440 min.   x 0.03531 pie3/Lts. Flujo =  Densid.pul pa Kgs/Lt x TM/1000 Kg.   Flujo de pulpa en punto (2):

 106.36 TM /día pulpa x día/1440 min.  x 0.03531 pie3/Lts. Flujo =  1.990 Kgs/Lt x TM/1000 Kg.   Flujo = 1.311 pie3/minuto Flujo de pulpa en punto 3 (descarga del molino)  207.80/1440  Flujo =   x 0.03531 = 3.165 pie3/minuto 1.610/1000  

Flujo de pulpa en punto 4 (rebalse del clasificador)  101.47/1440  Flujo =   x 0.03531 = 1.871 pie3/minuto  1.330/1000 

Flujo de pulpa en punto 5 (cabeza Rougher)  106.87/1440  Flujo =   x 0.03531 = 2.003 pie3/minuto  1.308/1000 

Flujo de pulpa en punto 6 (Rougher), espumas:  8.70/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.147 pie3/minuto  1.455/1000 

 Pulpa: 101

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 18.28/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.382 pie3/minuto  1.175/1000  Flujo de pulpa en punto 7 (concentrado Cu, sulfuros) espumas:  4.20/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.073 pie3/minuto  1.460/1000 

 Pulpa:  6.51/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.127 pie3/minuto  1.255/1000 

Flujo de pulpa en punto 8 (colas cleaner):  14.08/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.311 pie3/minuto 1.109/1000  

Flujo de pulpa en punto 9 (scavengher) - espumas:  4.28/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.0742 pie3/minuto 1.415/1000  

 Pulpa:  15.37/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.346 pie3/minuto  1.089/1000 

Flujo de pulpa en punto 10 (colas rougher):  125.03/1440  Flujo =   x 0.03531 = 2.451 pie3/minuto  1.251/1000 

Flujo de pulpa en punto 11 (colas Scav. o Sulf. y cabeza óxido)  120.62/1440  Flujo =   x 0.03531 = 2.372 pie3/minuto  1.247/1000 

Flujo de pulpa en punto 12 (rougher óxidos), espuma:  6.69/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.122 pie3/minuto 1.343/1000   102

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 Pulpa:  19.34/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.432 pie3/minuto  1.097/1000  Flujo de pulpa en punto 13 (concentrado Cu óxidos) espumas:  2.60/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.045 pie3/minuto  1.418/1000 

 Pulpa:  5.44/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.115 pie3/minuto 1.164/1000  

Flujo de pulpa en punto 14 (colas cleaner óxidos)  17.13/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.397 pie3/minuto  1.057/1000 

Flujo de pulpa en punto 15 (colas rougher óxidos)  147.33/1440  Flujo =   x 0.03531 = 3.033 pie3/minuto  1.191/1000 

Flujo de pulpa en punto 16 (Scav. óxidos), espumas:  6.08/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.123 pie3/minuto  1.210/1000 

 Pulpa:  21.36/1440  Flujo =   x 0.03531 = 0.498 pie3/minuto 1.052/1000  

Flujo de pulpa en punto 17 (relave final)  141.85/1440  Flujo =   x 0.03531 = 2.915 pie3/minuto  1.193/1000 

4.8.4. CALCULO DEL TIEMPO DE FLOTACION

103

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El cálculo del tiempo de flotación lo haremos mediante la siguiente fórmula: T=

V . Nº F

Donde:

T

=

Tiempo de flotación en minutos

V

=

Volumen de la celda en pie3

F

=

Flujo de la pulpa en pie3/minuto.

N°

=

Número de celdas

El volumen calculado de una celda denver 15 sub - A es de 9.23 pie3.

Cálculo del tiempo de flotación del circuito de sulfuros:

A) Celdas Rougher : (2 celdas) T =

9.23 pie3 x 2 B) Tiempo de flotación en cleaner 2.66 pie3 /minuto

T = 6.94 minutos

B) Tiempo de flotación en clenaer: V

=

9.23 pie3

Nº

=

1 celda

F

=

0.382 pie3/minuto

T

=

9.23 x 1/0.382 = 24.16 minutos

C) Tiempo de flotación en Scavengher:

V

=

9.23 pie3

Nº

=

3 celdas

F

=

2.451 pie3/minuto

T

=

9.23 x 3/2.451 = 11.29 minutos 104

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Tiempo de flotación total en el circuito de sulfuros de Cu.

T

=

6.94 + 24.16 + 11.29

T

=

42.39 minutos

Cálculo del tiempo de flotación en el circuito de óxidos de Cu.

D) Tiempo de flotación en Rougher.

V

=

9.23 pie3

Nº

=

3 celdas

F

=

3.267 pie3/minuto

T

=

9.23 x 3/3.267 = 8.48 minutos

E) Tiempo de flotación en cleaner:

V

=

9.23 pie3

Nº

=

1 celda

F

=

0.432 pie3/minuto

T

=

9.23 x 1/0.432 = 21.37 minutos

F) Tiempo de flotación en celdas scavengher óxidos:

V

=

9.23 pie3

Nº

=

4 celdas

F

=

3.033 pie3/minuto

T

=

9.23 x 4/3.033 = 12.17 minutos

Tiempo de flotación total en el circuito de óxidos:

T = 8.48 + 21.37 + 12.17 = 12.17 minutos

105

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4.8.5. CALCULO DEL CONSUMO DE REACTIVOS

Este cálculo se ha hecho en base al consumo promedio de reactivos por día necesario para tratar los 40.61 TMS/día, que indicamos en el siguiente cuadro:

Cuadro N° 4.7.

REACTIVO Sección sulfuros: Aerofloat 31 Reactivo 404 Xantato Z - 5 Aceite de pino Cal Sección óxidos: Aerofloat 31 Reactivo 404 Sulfuro de Sodio Cal

TOTAL GRS.

DIARIO T.M.S. CONSUMO TRATADA (GRS. S TMS.)

1,861.40 1,911.34 90.7.920 2,270.00 24,480.0 0

40.61 40.61 40.61 40.61 40.61

45.85 47.07 22.35 55.89 602.80

976.54 1,293.90 18,000.0 0 13,521.6 0

38.66 38.66 38.66 38.66

25.26 33.47 465.60 349.76

4.9. CALCULO DE POTENCIA DE LA BOMBA DE AGUA

Según los cálculos anteriores, tenemos un consumo total de agua de 113.19 TM/día, que son determinados en los siguientes productos:

En concentrado de Cu (sulfuros)

4.56 TM/día de agua

En concentrado de Cu (óxidos)

4.27 TM/día de agua, y

En relave final

104.36 TM/día de agua

TOTAL:

113.19 TM/día de agua

106

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Este consumo de agua, no era abastecido, por esto mismo, que se le conducía mediante una acequia, trayendo como consecuencia de ello las paradas forzadas de la planta. Para el funcionamiento de las 24 horas continuas de la planta concentradora, se ha tenido que bombear el agua de otro río ubicado a una distancia de 340 metros, para ser almacenada en el tanque que tiene una capacidad de 40 m 3; para lo cual se ha calculado la potencia necesaria para la bomba.

40 m.

Ø = 3”

1 m. 0.50 m.

300 m. Ø = 2”

1 m. 1 m.

4.9.1. CARACTERISTICAS DEL LÍQUIDO

Propiedades físicas: Peso específico

=

1000 Kgs/m3

Viscosidad

=

1 cetipois.

Flujo = 0.35 m3/minuto

Equivalente = 21 m3/hora

Diámetro tubería Succión

=

3"

=

3.068" D.Int.

Diámetro tubería Descarga =

2"

=

2.067 " D. Int.

Longitud Total:

Succión (DN = 3")

= 005 + 1 + 1 = 2.50 mts.

Descarga (DN=2")

= 1.0 + 300 + 40 = 341 mts.

HAS Succión

= 1 metro

HCD descarga

= 20 metros 107

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Accesorios:

Succión (DN = 3")

=

Pérdida de entrada

1 codo RL. 90º 1 válvula de retención Descarga (DN = 2") =

Pérdida de salida

2 codos RL.90º 1 curva RL. 30º 4.9.2. TUBERIA SUCCION 3", CHEQUEO DEL DIAMETRO A) Cálculo de la velocidad:  Q  V = 32.89  2   di 

 0.35 m 3 / min.  = 1.22 mts/seg. V = 32.89  2  (3.068) 

B) Cálculo del número de reynolds:

Q Re = 835.7    di 

   

 0.35 m 3 /min. Re = 835.7  3.068 

  

 1000 Kg/m 3   1 Centp.

  

Re = 9.53 x 104 C) Coeficiente de fricción para tubería de acero y el número de reynolds, /Di =

0.0006 según diagrama tenemos

F

0.021

=

D) Caída de presión : en 100 mts. de tubería.

108

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f . Q2 . S S = Densidad Relat. di5

P100 =

21718

P100 =

21718 x

P100 =

2.06 mts. de agua

0 .021 x (0.35 m 3 /min)2 x 1 (3.068)5

4.9.3. TUBERIA DE ESCAPE DN = 2"

A) Cálculo de Velocidad:

 0.35 m 3 / min.  = 2.69 mts/seg. V = 32.89  2  (2.067" ) 

B) Cálculo del número de reynolds:

 0.35 m 3 /min. Re = 835.7 x  2.067" 

  

 1000 Kg/m 3  1 

  

Re = 1.42 x 105

C) Coeficiente de fricción para tubería de acero y el número de reynolds, /Di =

0.01; según diagrama, tenemos:

f

0.0218

=

D) Caída de presión en 100 mts. de tubería:

0 .0218 x (0.35 ) 2 x 1 (2.067)5

P100 =

21718 x

P100 =

1.537 Kgs/cm2

h100 =

15.37 mts. de agua

109

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4.9.4. PERDIDA DE CARGA AL FRICCIONAR EN EL SISTEMA

A) Tubería Succión: Longitud real

=

2.50 metros

1 codo RL 90º

=

1.50 metros

Pérdida entrada

=

3.70 metros

1 válvula Reten.Bis.

=

Longitud total

18.40 metros

=

Pérdida de carga succión

10.7 metros

= Long. Total x

h100 100

hfs

= 18.40 x

2.06 mts.agua 100

hfs

= 0.379 metros

B) Tubería de escape: Longitud real

=

340 metros

Longit. equivalente: 2 codos 90º RL

=

2.20 metros

1 curva 30º

=

1.35 metros

Pérdida de salida =

2.70 metros

Longitud total

346.25 metros

=

Pérdida en escape:

hfd = 346.25 mts. x

15.37 mts. = 53.22 metros 100

4.9.5. CALCULO DE LA CARGA TOTAL

H = Carga presión + carga velocidad + carga estática +hfs+ hfs H = (P2 - P1) +

V22 - V12 + HCD + HAS + hfs + hfd 2g

110

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H=0+

(2.69)2 - 0 + 20 mts. + 1 + 0.379 + 53.22 mts. 2 x 9.81

H = 74.968 metros

4.9.6. CALCULO DE POTENCIA

Datos : Eficiencia H

=

Flujos (Q) =

=

60%

74.968 metros 0.35 m3/minuto

P=

1. Q . H 456 . n

P=

1 x 0.35 m 3 /min x 74.968 mts. 456 x 0.60

P = 9.59 HP

Para mayor seguridad de la planta se debe instalar, el motor de la bomba con las siguientes características:

Potencia

=

15 HP

Voltaje

=

440 voltios

Hz

=

60 ciclos

4.10. ANALISIS DEL CIRCUITO

Haciendo un análisis del circuito en estudio, según los cálculos tenemos:

En los circuitos de las celdas de flotación, las celdas rougher en ambos bancos trabajan en circuito cerrado con las celdas cleaner y scavengher, que trae como consecuencia la recirculación del mineral así en el banco de celdas para la recuperación del Cu sulfurado, recircula 4.25 TMS/día; en el banco de celdas donde se recupera el Cu oxidado recircula 3.28 TMS/día, esta recirculación perjudica a la buena selectividad del Cu, ya 111

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que a veces las celdas donde se alimenta las espumas de Scavenger se asientan, porque se carga de arenas y lamas, en donde a veces no se recupera casi nada.

A la celda cleaner, tanto en el primer banco como en el segundo banco de celdas, el flujo de alimentación de pulpa son bajas, así tenemos en el primer banco la alimentación es de 0.382 pie 3/minuto, por lo que se tiene el tiempo de flotación elevado en la celda cleaner, además esta pulpa es bastante diluida, que tiene 4.20 TMS/día de mineral; en el banco de celdas del circuito de óxidos, el flujo de alimentación de la pulpa a la celda cleaner es de 0.432 pie3/minuto, 2.71 TMS/día de mineral. Con ello se obtiene una recuperación baja y una ley alta.

De lo dicho anteriormente, para bajar el tiempo de flotación en las celdas cleaner, se tendrá que aumentar el flujo de alimentación de la pulpa, por lo tanto se debe tener un control eficaz en la obtención de las espumas en las celdas rougher, así tenemos:

A) Flujo de alimentación (celda cleaner sulfuros):

T

=

15 minutos

N°

=

1 celda

V

=

9.23 pie3

F

=

9.23 x 1/15 = 0.615 pie3/minutos

F

=

17.42 Lts/minuto

Luego tenemos:

17.42 Lts./min. =

X TM/día x día/1440 minuto 1.175 Kgs/Lt. x TM/1000 Kgs.

Como la pulpa que se debe obtener, debe tener una dilución de 3:1 entonces planteamos: 112

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29.52 TM/día de pulpa x 25 % (mineral) 100 %

X=

X = 7.38 TMS/día de mineral Para obtener los 7.38 TMS/día de mineral en las espumas de rougher, se tendrá que aumentar el tiempo de flotación en ello, lo que trae como consecuencia el aumento de una celda más y controlar las diluciones de las pulpas que alimentan a estas celdas.

B) Mientras que en el flujo que alimenta a la celda cleaner, del circuito de óxidos, para obtener el tiempo de flotación de 15 minutos, se debe tener un especial cuidado en la recuperación de las espumas en las celdas rougher, así como también en la dilución de la pulpa en dicho punto de alimentación

4.11. SECCIÓN ESPESAMIENTO Y FILTRADO. Dimensionamiento del espesador:

De acuerdo a la fórmula de Coe Clavenger:

Au =

pie2 1.335 (D - Du) = TnC/Dia V

Dónde:

D: Dilución de la alimentación D: (100-P)/P D: (100-26.79)/26.79 D: 2.7327 Du: Dilución final en el underflow Du: (100-65)/65 Du: 0.5385 V: Velocidad de sedimentación V: 0.1452 pies/hora 113

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Reemplazando en la formula

Au =

1.335 (2.7327 - 0.5385) pie2 pie2 =20.1793 =22.2438 TnC/Dia TM /Dia 0.1452

3.12 TM x 22.24 pies2/TM = 69.4 pies2

El diámetro del espesador será:

d=

4 x 69.4 = 9.40 pies 3.14

La planta concentradora Ana María, en su sección espesamiento, tiene instalados 1 espesador Metálico 10’ x 8’ que está destinado a recibir por gravedad, los concentrados de cobre provenientes del circuito de flotación, con la finalidad de eliminar parte del agua por rebose y darle a la pulpa la densidad adecuada, en dicho espesador las partículas sólidas del concentrado son sedimentadas por acción de la gravedad en su parte baja, para luego alimentar esta pulpa densa al filtro de discos para el filtrado correspondiente.

Similarmente la planta tiene instalado en su sección filtrado, 1 filtro Denver 6` x 3 discos al vacío, obteniéndose el producto final para despacho con una humedad de 8.5%. Este filtro está conectado a una bomba de vacío, marca Ingersoll – Rand.

El agua del rebose del espesador conjuntamente con el agua del filtro es conducido a las cochas de decantación en donde se recuperan las partículas que posiblemente hayan pasado, para finalmente eliminar el agua por rebose.

114

CAPITULO V

IMPACTO AMBIENTAL DE LOS EFLUENTES EN MINERA ANA MARIA S.A.C.

5.1.

RESUMEN EJECUTIVO

En la Empresa Minera Ana María S.A.C., debido al proceso de globalización de la economía a nivel mundial, se ha incrementado en los últimos años la aparición de nuevas tecnologías y actividades económicas diversas que han acrecentado, tanto en los países desarrollados como en países en vías de desarrollo la preocupación para identificar plenamente las interacciones entre las fuerzas económicas y el medio ambiente para preservar a este último de los efectos perjudiciales de las actividades humanas no controladas. El presente estudio se enmarca dentro de los dispositivos legales vigentes como la ley del sistema nacional de evaluación ambiental promulgada en abril del 2001, código del medio ambiente y de los recursos naturales, aprobado por el decreto legislativo Nº 613, concordante con el decreto legislativo Nº 756, ley marco para el crecimiento de la inversión privada, que establece la obligación de realizar los estudios de impacto ambiental previamente a la certificación ambiental de la autoridad sectorial 112

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competente para el caso de actividades que impliquen riesgos ambientales potenciales, al reglamento de protección ambiental en la actividad minero metalúrgica (D.S. Nº 029-94 EM/VM) que establece en forma clara las previsiones que se deben adoptar para el cuidado del medio ambiente en la implementación de proyectos de desarrollo minero.

5.2. OBJETIVOS Y ALCANCES DEL ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL El presente estudio de impacto ambiental tiene como objetivo primordial realizar el análisis ambiental del proyecto para lo cual se busca evaluar e identificar los impactos. Para tal fin fueron identificados y evaluados, de posible ocurrencia en el medio geográfico proponiéndose a continuación las medidas de mitigación y monitoreo para disminuir los efectos de los impactos de tipo negativo, de modo que en la fase de operación se disponga de una operación eficiente y confiable sin alteraciones ambientales. 5.3.

RESPONSABILIDAD AMBIENTAL La actividad minera actual es totalmente distinta a la que se llevaba a

cabo hasta mediados del siglo pasado. A fines de los 90 aparecen las corrientes empresariales - llamadas corrientes o filosofías corporativas de responsabilidad ambiental social, tecnologías limpias, menos contaminantes en relación con el ambiente, esta toma de decisiones se debió a tres razones:



Se generalizó a nivel mundial la importancia del respeto de estándares socio ambiéntales a fin de preservar el ambiente para futuras generaciones.

113

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 La sociedad comenzó a exigir de todos sus miembros (empresas, estado, comunidad, etc.) respeto y un mejor cuidado del ambiente. 

Las empresas mineras se dieron cuenta que si cumplían con estándares ambientales exigidos a nivel internacional, serían reconocidas

por

el

público

en

general

como

empresas

ambientalmente responsables.

5.4. MARCO LEGAL

El marco legal del presente estudio es el código del medio ambiente y los recursos naturales establecidos y la ley general de aguas.

5.5. DESCRIPCION DEL MEDIO AMBIENTE

Evaluar los impactos ambientales con el propósito de identificar las medidas de mitigación a los impactos adversos.

5.5.1. AMBIENTE FISICO

El ambiente físico está desarrollado por la evaluación de la capacidad de uso de tierras, calidad del aire, nivel de ruido, etc.

5.5.2. CALIDAD DE SUELOS

En la unidad minera se presentan predominantemente las denominadas tierras de protección dentro de las cuales incluye las tierras para pastos.

En vista de la fisiografía abrupta de la zona, la composición del terreno y su ubicación entre 4 540 y 5 420 m.s.n.m. la formación de los suelos es pobre y su composición restringida a suelos terrosos, líticos, peñascosos o rocosos. 114

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5.5.3. CALIDAD DEL AGUA

Los efluentes de la Minera Ana María discurren hacia una quebrada cercana Aceruni.

El programa de monitoreo llevado a cabo incluyó la calidad del agua tanto de los puntos de abastecimiento y efluentes como de los cuerpos receptores aguas abajo de las instalaciones mineras.

En el proceso de generación de efluentes líquidos hacia el medio ambiente es buena que enmarca dentro de los límites permisibles teniendo un grado de acidez del pH que es ligeramente alcalino, la conductividad es alta.

5.5.4. HIDROLOGIA

En lo referente a la protección de los recursos hídricos, la Ley General de Aguas. D:L: 17752, y sus modificaciones a los Títulos I, II Y III según D.S. Nº 7 – 83 – SA, establecen los valores límites para efectos de protección de las superficiales según una clasificación de usos, los cuales se muestran en el siguiente cuadro.

Tabla N° 5.1. Límites de calidad de agua vigente en el Perú, según la ley General de Aguas

Clase I: II:

Usos Aguas de Abastecimiento doméstico con simple desinfección. Aguas de Abastecimiento doméstico con tratamiento 115

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equivalente a procesos combinados de mezcla y coagulación, sedimentación filtración y clorinación aprobados por el Ministerio de Salud. Aguas para riego de vegetales de consumo crudo y

III:

bebida de animales.

IV:

Aguas de zonas Recreativas de contacto primario.

V:

Aguas de zonas de Pesca de mariscos Bivalvos. Aguas de zonas de Preservación de fauna y pesca

VI:

recreativa o doméstica.

PARÁMETR

Unida

O

d

USO DE CURSO DE AGUA I

II

III

IV

V

VI

Aluminio

mg/l

-

-

-

1,00

+1

-

Arsénico

mg/l

0,1

0,10

0,20

1,00

0,01

0,05

Bario

mg/l

0,1

0,10

-

0,50

+0,50

-

Cadmio

mg/l

0,01

0,01

0,05

-

0,000

0,004

2 Cianuro

mg/l

0,2

0,20

0,005

-

,005

0,005

Cobalto

mg/l

-

-

-

0,20

+0,2

-

Cobre

mg/l

1,00

1,00

0,50

3,00

+0,01

-

Color

mg/l

0

10,0

20

30

+30

-

Cromo hexa

mg/l

0,05

0,05

1,00

5,00

0,05

0,05

Coliformes

NMP/

8,8

20,00

5,000

5,00

1,000

20,00

totales

100 ml

Coliformes

0 0,0

4,000

0 1,000

fecales

1,00

0 200

4,000

0

O2 disuelto

mg/l

3

3

3

3

5

4

D.B.O

mg/l

5

5

15

10

10

10

Fenoles

mg/l

0,000

0,001

+0,00

-

0,002

0,002

5

1

Hierro

mg/l

0,30

0,30

1,00

-

-

-

Floruros

mg/l

1,50

1,50

2,00

5,00

-

116

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Litio

mg/l

-

-

-

-

+5,00

-

Magnesio

mg/l

-

-

1,50

-

-

-

Manganeso

mg/l

0,10

0,10

0,50

-

-

-

Mat. Ext. En mg/l

1,50

1,50

0,50

0,00

No

-

exano Mercurio

Perc. mg/l

0,002

0,002

0,01

-

0,000

0,000

1

2

Nitrato

mg/l

0,01

0,01

-

-

-

-

Níquel

mg/l

0,002

0,002

0,50

0,5

0,002

-

Ph

mg/l

5-9

5–9

5–9

5–9 5–9

-

Plata

mg/l

0,05

0,05

0,05

-

-

-

Plomo

mg/l

0,05

0,05

0,10

-

0,01

0,03

P.C.B

mg/l

0,001

0,001

+0,00

-

0,002

0,002

1 Selenio

mg/l

0,01

0,01

0,05

0,05

0,005

0,01

Sulfuros

mg/l

0,001

0,002

+0,00

-

0,002

0,002

-

0,020

-

5 Zinc

mg/l

5

5

25

5.5.5. CALIDAD DE AIRE. La región presenta una calidad de aire relativamente limpio por cuanto los vientos alisios del sur y sur – este, permiten una polución ligera y eventual cuando el polvo de carretera es levantado por el tránsito vehicular. Del resultado de los monitoreos efectuados, se tiene que los parámetros contaminantes han tenido el siguiente comportamiento: Monóxido de Carbono.- La presencia de este contaminante fue menor en relación al límite permisible de15 y 35 mg/m 3.

117

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Dióxido De Nitrógeno.- Sea monitoreado este gas y su variedad habiéndose registrado que ninguna oportunidad se ha superado el límite permisible. Ácido Sulfhídrico.- Los monitoreos efectuados indican que este gas contaminante solo ha presentado trazas y de manera general valores menores a la unida d no habiendo superado ningún caso de limite permisible (30 micras/m3). Tabla N° 5.2. Monitoreo de calidad de aire en la Mina Ana María S.A.C. Límites permisibles

Mina

Concentración

CO

CO2

NO

NO2

H2S

15 mg/m3

%

200 g/m3

-

30 /m3

2 - 10

0,01 –

0,8

0,1 0,1

0,5 - 2

0,2

0,0 – 0,1 0,0

0,0

0,0

NORMAS DE CALIDAD DE AIRE Y EMISIONES APLICABLES PARA EL ESTUDIO Concentración Máxima Aceptable de Contaminantes en el Aire según el Articulo 43 D.S Nº 046 – 96 – EM Reglamento para protección Ambiental en las actividades de Hidrocarburos.

118

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Tabla N° 5.3. Calidad del aire Parámetro

Límites recomendados

Contaminantes Convencionales Partículas promedio 24 hrs.

120 g/m3

Monóxido carbono (CO), promedio 1 35 mg/m3 /15 mg/m3 hr./8hr. Gases Ácidos Ácido Sulfhídrico(H2S), promedio 1 30 g/m3 Hr. Dióxido de azufre (SO2), Promedio 24 300 g/m3 hr. Óxidos de nitrógeno (NO3), promedio 200 g/m3 24 hr. Compuestos orgánicos Hidrocarburos promedio 24 hrs.



15000 g/m3

Niveles De Ruido:

El termino ruido comprende cualquier sonido que pueda provocar una pérdida de audición, ser nocivo para la salud o entrañar cualquier otro tipo de peligro (Artículo 3 contenido Nº 148).

En relación a ello la ciencia médica considera que cualquier límite de sonido sobre 90 decibeles (db) pone en peligro la audición de una persona.

Para fines del presente estudio la información sobre niveles de ruido se ha analizado la información sobre niveles de ruido que la Minera Ana María S.A.C., se viene monitoreando en sus instalaciones. 119

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Tabla N° 5.4. Monitoreo Niveles de Ruido Ocupacional Zona

Nivel de Ruido

L.P.

111 - 121

90

Chancado primario

97

90

Chancado secundario

95

90

Molino de bolas

100

90

Molino de barras

102

90

Área de Flotación

60

90

Nivel/tageo

Concentradora

Planta

Mina

Punto Monitoreo

5.5.6. AMBIENTE BIOLOGICO. 5.5.6.1. FLORA. Se encuentran identificadas zonas de vida o zonas ecológicas establecidas en el mapa ecológico del Perú elaborado por INRENA; tomando dicha información básica se ha efectuado un análisis cualitativo de la flora superficial encontradas.

120

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Tabla N° 5.6. Flora Identificada en la Zona de Influencia

Nombre

Nombre

común

científico

Chilca chilco

Bacharis

Familia asteracea

Scandes Tola

Bacharis

Asteracea

tricuneata Chicoria

de Hypochoeris

Asteracea

altura

meyeniana

Kete keto

Gnaphalium spp

asteracea

Champa

Distichia

Juncancea

muscoides Roque

Pygnophyllum sp

Caryphyllacea

Kachu

Astragalus sp

Fabaceaceae

Tarwi

Lupinus sp

Fabaceaceae

Lenteja

Memma sp

Lemnaceae

Paco paco

Aciachne

Poaceae

garbancillo

Pulvinata Tulupasto

Calamagrostis

Poaceae

rigences Ichu

Stipa ichu

Poaceae

Yareta

Azorella spp

Umbelífera

5.5.6.2. FAUNA.

Se ha identificado las siguientes especies:

121

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Tabla N° 5.7. Avifauna identificada en la zona de Influencia Nombre

Nombre

Familias

Común

Científico

Halcón

Bufeo sp

Accipitridae

Huallata

Cloerpala

Anatidae

melanoptera Gallareta

Áulica gigantea

Golondrina

Petrochelidon

andina

an

Zorro andino

Dicillon

Rallidae

Canidae

culpaeus Ratón

Akodon jelskii

Cricetidae

Vizcacha

Lagidium

Chinchiledae

perubian Lagartija

Tropiduros sp

iguadanae

Alpaca

Lamapaco

Camelicae

Carneros

Ovis sp

Bovidae

Ocasionalmente se ha presentado al cóndor andino, el ecosistema acuático se desarrolla principalmente en tres lagunas cercanas a la unidad minera que además en los ríos Azángaro e Humallisto, entre las especies de peces los que se han desarrollado principalmente es la trucha que se encuentra en ríos y lagunas cercanas a la unidad minera.

5.5.7. AMBIENTE SOCIO-ECONOMICO.

El emplazamiento a la Minera Ana María a la cual rodea una reducida densidad poblacional, el entorno social es de poca consideración por cuanto a la redonda y una distancia de 10 Km. 122

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no existen poblados constituidos si no solamente viviendas precarias aisladas en entorno de las mina no existen actividades económicas desarrolladas salvo la minería.

5.5.8. GESTION AMBIENTAL

5.5.8.1. IDENTIFICACION DE IMPACTOS

Todo estudio de impacto ambiental obliga el cumplimiento de una serie de dispositivos legales vigentes los cuales tienen el espíritu de preservar el medio ambiente.

Un

impacto

ambiental

se

puede

considerar

como

toda

transformación producida por la actividad humana en el medio, ya sea este abiótica, socio económico y/o cultural, sus efectos dependen de su grado de complejidad y permanencia del espacio físico y temporal.

5.5.8.2. IDENTIFICACION Y RELACION DE LOS IMPACTOS AMBIENTALES

A. IMPACTOS SOBRE EL AGUA

A fin de obtener una visión general de las propiedades cualitativas de los cuerpos hídricos y constituir un banco referencial, es que se miden los parámetros de temperatura, pH, oxígeno disuelto, conductividad

eléctrica,

conductividad,

total

de

sólidos

sedimentales (TDS), dureza.

123

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Tabla N° 5.8. Resultados Obtenidos de la Muestra Agua Parámetros

Río Azángaro

Temperatura

8

pH

7,5

Oxígeno disuelto

6,54

Conductividad eléctrica TDS

113,6 192,31

Dureza

Nd

Color

11

Arsénico

0,006

Cadmio

0,006

Plomo

0,004

A continuación se hace el detalle de porqué se miden estos parámetros:

1. TEMPERARURA

Las descargas de agua contaminadas pueden causar daños a la flora y fauna de las aguas receptoras al interferir con la reproducción de las especies, incrementar el crecimiento de bacterias y otros organismos, acelerar la reacción química, al reducir el nivel de oxígeno.

2. POTENCIAL DE HIDROGENO

Es un término usado para expresar el grado de acidez o alcalinidad de una solución que constituye un parámetro de intereses en la 124

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caracterización de un cuerpo de agua su variación indica las alteraciones producidas en el mismo por agentes extraños.

El pH pues una medida de la concentración de iones hidrogeno en el agua. Cuerpos fuera del rango normal de 6 a 8 pueden ser dañinos para la vida acuática (por debajo de 7 son ácidas y por encima de 7 son alcalinas)

Estos niveles de pH pueden causar perturbaciones celulares y la eventual destrucción de la flora y fauna acuática.

Su medida es importante en el tratamiento del agua y consumo humano (control de agua cruda y de los procesos de coagulación) desinfección abandonamiento y su capacidad de corrosión, en caracterización de aguas reducidas y en el tratamiento químico biológico industriales y domésticos.

3. OXIGENO DISUELTO

Este parámetro proporciona una media de la cantidad de oxígeno disuelto en el agua.

Mantener una concentración adecuada de oxígeno disuelto en el agua es importante para la supervivencia de los peces y otros organismos de vida acuática.

La temperatura, el material orgánico disuelto, los oxidantes inorgánicos, etc., efectúan sus niveles, el nivel de oxígeno disuelto en el agua depende de la baja concentración de oxígeno disuelto puede ser un indicador de que el agua tiene una alta carga orgánica provocada por aguas residuales u otros factores.

125

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La medición del oxígeno disuelto es necesaria para el control de la calidad del agua en la protección de la vida de los peces y otros organismos acuáticos, así como, para el control de corrosividad a la actividad de fotosíntesis y el grado de septicidad de las aguas. También esta medición sirve para la determinación de la demanda biológica de oxigeno DBO.

4. CONDUCTIVIDAD Y SÓLIDOS TOTALES SEDIMENTABLES (TDS)

Se define la conductividad eléctrica como la capacidad de una sustancia de conducir la corriente eléctrica y es la inversa de la resistencia.

La unidad de medición utilizada comúnmente es el siemens / centímetro (s/cm).

Tabla 5.9. Conductividad del Agua

Clases de agua s/cm Agua ultra pura 0,055 Agua destilada Agua

0,5

de 1,0

montaña Agua

500

domestica

800

Agua potable

1 055

Agua de mar

56

Agua salobre

100

a

126

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En

soluciones

acuosas

la

conductividad

es

directamente

proporcional a la concentración del TDS por lo tanto cuanto mayor sea dicha concentración mayor será la conductividad.

La conductividad de una solución se determina por un movimiento molecular, la temperatura afecta al movimiento molecular, por ello es necesario considerar la temperatura cuando se realizan las mediciones precisas.

5.5.8.3. PROGRAMAS DE MONITOREOS

El

programa

de

monitoreo

tiene

por

finalidad

evaluar

periódicamente el área de influencia. 

OBJETIVOS

Los objetivos de monitoreo ambiental son: 

Evaluar y registrar los cambios en la etapa de operación y cierre.



Evaluar las medidas de mitigación propuestas.



Detectar impactos no previstos.

5.5.8.4. MONITOREO DE LA CALIDAD DE AGUAS SUPERFICIALES

Los contaminantes a determinar están de acuerdo con los exigencias del sector Energía y Minas a través R.M. Nº 011 – 96 EM/VMM límites Máximos Permisibles para efluentes líquidos mineros metalúrgicos, cuyo volumen que se genera e influye sobre el medio ambiente y laboral es necesario conocer, para establecer si hubo incremento, de modo que se pueda efectuar las medidas correctivas de control y mitigación en el proceso. 127

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5.5.8.5. ESTACIONES DE MONITOREO

La selección de lugares en donde ubican los puntos de control se realizan teniendo en cuenta:  Las facilidades de acceso para la toma de muestras.  La seguridad para el personal que toma dichas muestras.  La distancia adecuada del punto de emisión al punto de muestreo.

Tabla N° 5.10. Puntos de Control de Monitoreo Estaci

Ubicación

ón P.C: Nº 1

P.C. Nº 2

Coordenada Descripción UTM

Bocamina Nv. 5120, Mina Aceruni Bocamina Nv. 5120, Mina Allpajaja

E: 802,220 N: 8,296,040

E: 804,105 N: 8,297,430

P.C Nº

Pozo Séptico

E: 805,265

3

campamento

N: 8,299,810

P.C:

Rebose cochas

E: 809,220

Nº 4

de la planta

N: 8,301,640

Descargas de la Mina Aceruni, El efluente

líquido

drena

al

río

Azángaro. Descarga de la Mina Allpajaja: el efluente

líquido

drena

al

río

Azángaro. Punto ubicado en el campamento Apacheta,

los

efluentes

son

vertidos al río Azángaro Efluente líquido vertido al río Azángaro, muy próximo a su unión con otro río. Los

efluentes

relavera

son

líquidos

de

conducidos

hacia

pozas

la por

P.C:

Pozas de

E: 811,375

canales

de

Nº 5

sedimentación

N: 8,302,020

sedimentación: El drenaje líquido de estas pozas es vertido al río Azángaro. 128

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5.5.8.6.

CALIDAD

AMBIENTAL

Y

LIMITES

MAXIMOS

PERMISIBLES

Es necesario establecer los Niveles Máximos Permisibles de los elementos contenidos en los efluentes líquidos de la industria minero - metalúrgica con la finalidad de controlar los vertimientos producto de sus actividades y contribuir efectivamente a la protección ambiental.

Los Niveles Máximos Permisibles a los cuales se sujetarán las Unidades Minero - Metalúrgicas están señalados en la Tabla N° 5.11.

Las Unidades Mineras en Operación y aquéllas que reinician sus operaciones podrán sujetarse a lo señalado en el Tabla N° 5.12, pero estos se ajustaran gradualmente hasta alcanzar los niveles en la Tabla N° 5.11.

El Sistema de Gestión Ambiental conforme a la norma ISO14001 está orientado a la mejora del desempeño ambiental a través de la prevención, reducción o eliminación de los impactos ambientales.

129

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Tabla N° 5.11. Niveles Máximos Permisibles de Emisión para Unidades Minero Metalúrgicas.

PARAMETRO SS

EN CUALQUIER MOMENTO (mg/l) 6 < pH < 9 50

VALOR PROMEDIO ANUAL (mg/l) 6 < pH < 9 25

Plomo

0,4

0,2

Cobre

1,0

0,3

Zinc

3,0

1,0

Fierro

2,0

1,0

Arsénico

1,0

0,5

Tabla N° 5.12. Niveles Máximos Permisibles de Emisión para unidades mineras en operación o que reinicien operaciones

PARAMETRO

EN CUALQUIER MOMENTO (mg/l) 5,5 < pH < 9

VALOR PROMEDIO ANUAL (mg/l) 5,5 < pH < 9

SS

100

50

Plomo

1

0,5

Cobre

2

1

Zinc

6

3

Fierro

5

2

Arsénico

1

0,5

5.6. PLAN DE MANEJO DE RESIDUOS

Cumpliendo a con las normas del reglamento de Protección Ambiental para las actividades minero metalúrgicas. El enfoque en que se encuentra 130

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el Plan de Manejo de Residuos es el de atenuación natural que está basado en las siguientes premisas: 

Los residuos acumulados representan una amenaza para el medio ambiente.



Las condiciones naturales del medio ambiente tienen en cierto grado de capacidad para resolver los posibles daños ocasionados por contaminantes.



A la fecha se ha garantizado la integridad a largo plazo de los residuos sistemas de control de ingeniería” (contenedores de residuos) que es la alternativa a este enfoque de atenuación natural.

5.6.1. CANCHA DE RELAVE

La unidad minera posee cuatro canchas en las cuales se depositó el relave sucesivamente.

La relavera Nº 1 está ubicada al costado de la planta concentradora están construida con muro de contención (concreto) con tuberías de drenaje. Estos relaves dejaron de operar y actualmente están revegetadas, en donde se ha instalado un vivero experimental.

La relavera Nº 2, se encuentra a una distancia aproximada de 2 Km. Al N.E. de la planta, aguas abajo y en la margen derecha del río Azángaro. El relave es conducido desde la planta concentradora a través de una tubería de PVC de 4” de diámetro, esta relavera como las anteriores ya están revegetadas.

La relavera Nº 3, actualmente en proceso de construcción y que está ubicada a unos pocos metros de esta relavera. El diseño de la cancha se ajusta a las recomendaciones de construcción para un sistema de deposición aguas arriba, se 131

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conservará un espejo mínimo de agua (35% del área) para estabilizar el depósito en su conjunto. El agua clarificada será captada por sumideros y llevada a un canal colector abierto para luego ser vertidas en pozas de decantación. El agua decantada se conducirá por un canal hacia el río Azángaro para su descarga final. La cancha de relave contará con cunetas de coronación para impedir que el agua de escorrentía ingrese al depósito, evitándose también que esta agua pueda mezclarse con el efluente de agua decantada. Su construcción es con respectivo desbroce del terreno fértil, muro de contención es de sección trapezoidal con base superior de 0,50 mts, mientras que el talud tiene una gradiente de 30º, habiendo mostrado hasta el momento una estabilidad física adecuada.

5.6.2. CLASIFICACIÓN DE RESIDUOS

A continuación se muestran el cuadro de fuentes de Residuos Sólidos generados en la unidad minero minera. Tabla N° 5.13. Fuentes de residuos sólidos Fuente

Donde se generan

Domestico Campamento,

Tipo de residuo planta Papel,

concentradora, oficinas

madera,

cartón

plásticos,

residuos

de

comida Peligroso

Planta concentradora, mina

Restos de embalajes,

Metálicos

Planta concentradora, mina

Chatarra

A.- Residuos Peligrosos: Los residuos peligrosos han sido definidos como residuos o combinaciones de residuos que plantean un peligro sustancial 132

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actual o potencial a los seres humanos u otros organismos vivos porque: 

Tales residuos son no degradables o persistentes en la naturaleza.



Pueden acumularse biológicamente.



Pueden ser letales ó



Pueden

de

otra

forma

causar

efectos

perjudiciales

acumulativos.

Las propiedades de los materiales residuales que han sido utilizados para valorar si un residuo es peligroso o no, Están relacionados en cuestiones de salud y seguridad.

Propiedades relacionadas con la seguridad. 

Corrosividad.



Explosividad.



Inflamabilidad.



Reactividad.



Propiedades relacionadas con la salud.



Infecciosidad.



Irritante (respuesta alérgica).



Toxicidad venenosa, aguda crónica.



Radioactividad.

Las definiciones indicadas han sido establecidas por la agencia para

la

protección

ambiental

de

los

estados

unidos

de

Norteamérica – USEPA.

133

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5.6.3. PRINCIPIOS PARA EL MANEJO DE RESIDUOS

Los residuos industriales a menudo contienen sustancias que podría contaminar el ambiente si no son adecuadamente manejados muchos de estos residuos deben ser tratados para reducir su toxicidad antes que sean dispuestos.

Un planeamiento más efectivo es minimizar el residuo en la fuente empleando los métodos de las 4R, el cual reduce o elimina la cantidad de residuo final que se requiere disponer.

Reducir: Generando menos residuos a través de prácticas más eficientes. Rehusar: Rehusando materiales en su forma original si un residuo es producto cada esfuerzo debería estar dirigido para rehusarlo en toda práctica. Reciclar: Convirtiendo el residuo y retornarlo como material usable, es importante recordar que a través del reciclaje ayúdanos a conservar los recursos y reducir los residuos. Recuperar: Extrayendo materiales o energía del residuo para otros usos.

En conclusión el primer paso que se debe de tomar para reducir los residuos son reducir, luego rehusar, reciclar y recuperar, con ello los residuos son minimizados. Es así que existen seis razones para utilizar el método de las 4R que son:



Ahorro de materia prima y costos de producción.



Evitar implicancias ambientales.



Ahorro en tiempo y energía.

134

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

Disminución de costos de tratamiento y disposición de residuos.



Menor riesgo de responsabilidad.



Mejor imagen corporativa.



Menor exposición del personal a materiales peligrosos.

5.6.4. TRATAMIENTO DE DISPOSICION DE RESIDUOS

Como complemento a esta medida se pueden considerar las metodologías que se muestran en tabla abandono total utilizando la metodología de relleno sanitario (landfiling) o el método composting biológico para aceites desechados, además se deben de enterrar todo desecho orgánico que no se pueda recoger y enterrarlos convenientemente para precipitar su descomposición y los residuos de materiales ferrosos deberán ser retirados a un botadero provisional que el inspector de la obra aprobara para ser posteriormente vendido a las chatarrerías.

5.7. IDENTIFICACIÓN DE IMPACTOS PREVISIBLES Dentro de las técnicas para la identificación de los probables impactos ambientales se ha optado por el empleo de una combinación de metodología de tipo discrecional las cuales son normas de opción para este trabajo.

A nivel de campo se aplicó una metodología basado en una matriz de posibles efectos, llamada matriz de Leopolds principalmente para determinar los componentes ambientales que se identifican y medios que son afectados, este método NOSA permite tener una aproximación de los puntos de interés técnicos científicos, que debemos considerar en la evaluación de los impactos ambientales.

135

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Tabla N° 5.14. Control de Efluentes líquidos en cuerpos receptores de agua.

PARAMETR OS pH Conductividad OD Caudal Zinc Hierro Cadmio Plomo Cobre TSS TDD Nota: (1) (2) (3) OD TSS TDS

UNID.

µS/c m mg/l m3/s mg./l mg/l mg/l mg/l mg/l mg/l mg/l

Nacientes río Azángaro (1) Min. Prom. Max. 7,7 9,11 10,6 63,6 106,5

0,007

7,16 0,014 0,105 0,12 0,005 0,03 0,038

11,37 0,03 0,23 0,15 < 0,01 0,004 0,07

55,51

61,03

Río Azángaro (2)

Río Azángaro (3)

Min. Prom. 6,7 7,52 238,1

Max. 8,1 496

Min. Prom. 7,10 8,32 113,6

Max. 9,31 146,0

7,54 0,030 0,087 0,203 0,006 0,055 0,04 66,7 192,2

9,34 0,106 0,24 0,53 0,01 0,13 0,07 133 355,1

8,1 0,632 0,053 0,19 0,006 0,04 0,04 44,1 109,1

10,7 2,284 0,090 0,31 0,01 0,05 0,08 78,0 121,0

0,003

0,040

Estación de monitoreo. / 1: Deshielo del nevado Allpajaja. Estación de monitoreo. / 7: Río Azángaro después de la descarga de la mina y los talleres Estación de monitoreo. / 13: Río Azángaro aguas debajo de las instalaciones mineras. Oxígeno disuelto. Total de sólidos en suspensión Total de sólidos disueltos. 126

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Tabla N° 5.15. METODOS DE TRATAMIENTO Y DISPOSICION DE RESIDUOS

Nombre de residuo Aislamiento /asbesto Basura domestica Envases (barriles, cilindro)

Opción de manejo de residuo residu reduc rehusa recupera A o reciclar ir r r H/N N H/N

Material de Constr. y N demolición Líquidos contaminados H Sólidos contaminados H Tierra Solventes H/N contaminad Hidrocarburo H/N a s Residuos metálicos N H: residuos peligrosos N: residuos no peligrosos Método de tratamiento de disposición A: pozos profundos B: pozas de evaporación C: instalación para disposición de residuos peligroso D: incineración

Método de tratamiento y disposición B C D E F G H I J H

K

N N

H

N

N H/N H

H H H

N

N

N

N N

N N

N E: tratamiento de tierras F: Rellenos o vertederos (Clase I, II o III) G: tratamiento biológico H: ampliación de caminos I: solidificación J: bioremediacion K: instalación para suelos contaminados. 127

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Rellenos: Clase I: Relleno de seguridad para residuos peligroso. Clase II: Relleno sanitario para residuos no peligrosos. Clase III: Relleno industrial para materiales secos o inertes.

Tabla N° 5.16. Matriz de Leopolds Minera Ana María S.A.C.

Consumo eléctrico

Consumo de agua

Revegeta cion POSITIVO S NEGATIV OS

Relavera

Accidente s Retiro de equipos y materiale s Cierre de relavera

Mina 0 0 0

2 0 0

0 2 0

0 2 0

0 0 0

0 0 0

0 0 0

2 1 1

3 1 2

3 1 2

3 5 5

3 0 0

0

3

2

2

0

0

0

2

3

2

5

3

0

2

0

1

0

1

0

0

2

0

3

4

0

0

2

2

2

0

0

0

0

2

0

4

0

0 0 1

0 0 2

3 0 1

0 0 0

0 0 0

0 0 0

1 0 0

0 0 0

0 2 0

2 1 1

0 1 0

1 2 2

2 4 4

0 0 0

3 0 3

3 0 2

0 0 0

0 0 0

0

1

3

0

0

0

0

0

1

1

0

0

0

0

0 0 0

0 3 0

0 2 1

0 2 1

1

Eflue ntes Industrial Recircula ción

Viviendas 0 0 0

Flotación

Geomorfología Erosión Inestabilidad Calidad del suelo Agua superficial Agua subterránea Calidad del agua Ruido Calidad del aire

III FASE ABANDONO O PLAN DE CIERRE

II FASE OPERACION

Molienda

Parámetro

Caminos/ carretera Constr. principal Constr. Relavera

I FASE INSTALACIÓN

128

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Especies terrestres Especies acuáticas Aves Especies en peligro Paisaje Estilo de vida Salud / seguridad Empleo Agricultura Población Comercio

0

0

0

0

0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0 1

0 1 0

0 2 0

0 0 0

0 0 0

0 0 0 0 0

1 2 0 0 2

1 2 0 0 2

2 2 0 0 0

1 2 0 0 0

total positivos 1 4 4 3 1 total negativos 0 4 5 2 3 Intensidad: 0 = Imperceptible 1 = Leve

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0

0 0 0

0 0 0

0 0 0

0 0 0

0 0 0

0 0 0

0 0 0

0 2 1

0 2 1

0 2 1

0 3 4

0 2 0

2 2 0 0 0

2 2 0 0 0

0 0 0 0 0

0 0 0 0 0

0 0 0 0 0

0 0 0 0 0

2 0 0 0 0

1 1 0 0 0

1 1 0 0 0

1 1 0 0 0

9 10 0 0 2

2 0 0 0 0

2 2 3 3 4 1 1 5 0 0 2 = Moderada 3 = Grave

0 0

0 1

8 1

13 0

9 0

58 / - 24

0

2 2

1 1 4 = Alta

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CONCLUSIONES

1. La realización del collar de bolas, permitió hacer un ajuste obteniendo una buena molienda como en el caso de la planta Ana María, fue vital, ya que permitió llegar a un tamaño de liberación de 60% malla -200, lo cual mejoró la recuperación de cobre en la flotación de la pirita aurífera. 2. Si se efectúa una molienda mucho mas fina para lograr la liberación de la mena originaría lama que recubriría la superficie de las partículas mineralizadas modificando sus propiedades, con evidentes pérdidas del metal valioso. 3. El realizar un balance en la flotación, condujo a un mantenimiento de las celdas de flotación, encontrándose ductos obstruidos, compuertas averiadas, transmisiones deficientes por rodajes malogrados así mismo impulsores en mal estado y siendo que las maquinas de flotación juegan un papel muy importante dentro del proceso productivo de la actual planta concentradora, ya que su positiva operatividad garantiza una buena recuperación del mineral valioso, se debe tener un programa de mantenimiento. 4. La urgente necesidad de crear fuentes de trabajo, ante la creciente demanda de ingresos para nuestra patria, justifica esta clase de inversiones en la plantas concentradoras, en la revisión de sus principales cálculos de operación y la optimización de los equipos, para poder lograr una óptima conminución y por ende una buena flotación; posibilitando que la minería sea una de las principales riquezas de nuestro país y uno de los pilares fundamentales de la economía nacional. 5. Con el mejoramiento de la molienda se mantendrá recuperaciones del 93%. 6. Se garantiza un control adecuado de las emisiones liquidas y sólidas, para lo cual se contara con los mecanismos y reactivos necesarios para evitar efectos nocivos en el medio ambiente.

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SUGERENCIAS

1. Se debe tratar en lo posible de cambiar el clasificador helicoidal por ciclones, ya que el clasificador ocupa mucho espacio y se encuentra demasiado deteriorado, constituyendo un freno para poder tratar mayor tonelaje. 2. También se debe cambiar los fondos de las actuales celdas de flotación, ya que se encuentran muy corroídos. 3. Tener un stock de bolas de acero, reactivos y materiales de reposición para que sea viable el optimo funcionamiento de la planta y se pueda cumplir con la meta trazada de obtener buenas recuperaciones y producciones mensualmente 4. Se debe poner sus guardas o protectores a todas las poleas de los motores de planta. 5. Cambiar o reforzar la mayoría de pisos y pasarelas de hierro. 6. Tener charlas continuas de seguridad y hacer un trabajo seguro. 7. Cumplir con los implementos de seguridad para todos los trabajadores.

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BIBLIOGRAFIA

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México 1985 6.- Wills, B.A., “Mineral Proccessing Technology” 4ta Edición, Editorial

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