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2017 UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA QUIMICA

TEMA: INFORMES DE LABORATORIO REALIZADO POR: HUAYTA CHAVEZ ELVIS JHOFFER DOCENTE: ING. OMAR TACO CERVANTES

AREQUIPA-09/11/2017

1

INDICE I.

EQUIPOS E INSTRUMENTOS DE LABORATORIO ................................................................... 3

MOLINO DE BOLAS TIPO BOND ...................................................................................................... 3 MOLINO DE BOLAS DE LABORATORIO ............................................................................................ 5 CELDAS DE FLOTACIÓN – DENVER .................................................................................................. 5 AGITADOR ....................................................................................................................................... 6 MÁQUINA ROTAP Y SERIE DE TAMICES TYLER ............................................................................... 7 II.

PRACTICA CARACTERIZACIÓN DE MINERALES .................................................................... 9

DENSIDAD APARENTE: .................................................................................................................... 9 GRAVEDAD ESPECÍFICA (Ge) ......................................................................................................... 10 PORCENTAJE DE HUMEDAD (%humedad) .................................................................................... 11 UTILIZANDO LA BALANZA MARCY................................................................................................. 13 III.

PRACTICA ANALISIS DE MALLAS ........................................................................................ 15

IV.

DETERMINACIÓN DE WORK INDEX .................................................................................... 18

Energía requerida para la conminación: ....................................................................................... 18 Leyes de conminucion :................................................................................................................ 19 Aspectos a Considerar: ............................................................................................................. 21 DETERMINACION DEL P80 ............................................................................................................ 23 DETERMINACION DE WORK INDEX............................................................................................... 24 V.

FLOTACION DE PLOMO – ZINC ........................................................................................... 25

PLAN DE TRABAJO PARA FLOTACION PLOMO-ZINC ..................................................................... 28 FLOTACION DE PLOMO: ................................................................................................................ 31 BALANCE DEL PLOMO ................................................................................................................... 32 BALANCE DEL ZINC ........................................................................................................................ 33 BALANCE METALÚRGICO CORRESPONDIENTE A LOS ELEMENTOS PB Y ZINC .............................. 34 VI.

CIANURACION POR AGITACION DE MINERAL AURIFERO .................................................. 35

TANQUE DE AGITACIÓN................................................................................................................ 37 PORCENTAJE DE RECUPERACION: ................................................................................................ 41 VII.

CONCENTRACION GRAVIMETRICA ..................................................................................... 42

FALCON MODELO L-40:................................................................................................................. 42 PARÁMETROS DE FUNCIONAMIENTO RECOMENDADOS ............................................................. 43 PROCEDIMIENTO DE OPERACIÓN ESTÁNDAR PARA EL CONCENTRADOR FALCON L-40 PARA LABORATORIO............................................................................................................................... 45

2

I.

EQUIPOS DE LABORATORIO

1) OBJETIVO :  

Reconocer los equipos e instrumentos de laboratorio para un manejo y funcionamiento correcto. Determinar la función y el mecanismo dentro de la preparación de minerales.

2) MARCO TEÓRICO :

a. Los equipos e instrumentos utilizados en laboratorio de preparación mecánica de minerales, es de mucha importancia, ya que gracias a ellas podemos conocer los principios básicos usados en la concentración de minerales a partir de sus minas. b. Dichos equipos e instrumentos de laboratorio tienen diferentes funciones, según la etapa de procesamiento de acuerdo con el mineral a tratar. Estos pueden ser: chancadoras, molinos, Celdas de flotación, es pesadores y otros. 3) EQUIPOS: MOLINO DE BOLAS TIPO BOND El Molino de Bolas sirve para reducir el tamaño de los minerales por el impacto de las bolas con las paredes del molino generado por la rotación del molino que crea una cascada de bolas y mineral en el interior del molino; este molino rotatorio de bolas es un tambor cilíndrico horizontal cargado en un 45-50% de su volumen de bolas de acero dentro del cual se alimenta a moler en seco o en húmedo. La característica principal del molino rotatorio es el uso de cuerpos moledores sueltos, los cuales son grandes, duros y pesados

3

En relación a las partículas del mineral, pero es pequeña en relación al volumen del molino, debido a la rotación del casco del molino, el medio volador es levantado a lo largo del lado ascendente del molino, hasta alcanzar una posición de equilibrio, dinámico cuando los cuerpos caen en cascada y en catarata por la superficie libre de los otros cuerpos, cerca de la zona muerta donde ocurre poco movimiento, hasta el pie de la carga del molino. La velocidad a la cual un molino corre es muy importante, desde que gobierna la naturaleza del producto de la cantidad de desgaste de los forros de la cabeza.

PARTES PRINCIPALES DEL MOLINO DE BOLAS        

Casco o cilindro Chumacera Trunnion de alimentación Chumacera de alimento scoop. Tapa de alimento Catalina tapa de salida Trunnion de descarga Tromel

DIMENSIONES DEL MOLINO DE BOLAS      

1.09 m de largo ,79.5 cm de altura Ancho 78 .0 cm Diámetro interno 34 cm Diámetro externo 36 cm Espesor de la tapa 1 cm Chaquetas 30 cm c/u

DESCRIPCIÓN DE LA PLACA MOTOR         

Marca Tipo Hp RPM Voltios Amperios HZ IP KW

: Delcrosa S.A : NB 90 LG : 3,6 : 70 : 220/440 : 6.6/6.8 : 60 : 54 : 2.7

4

MOLINO DE BOLAS DE LABORATORIO Este molino posee dimensiones menores al anterior, estas son:  Diámetro externo 21.8 cm  Diámetro interno 19.3 cm  Altura 31.0 cm

DESCRIPCION DE LA PLACA DEL MOTOR        

Marca : Delcrosa S.A. Tipo : NV 90 LG RPM : 1.1 Voltios :220-44 Hp : 1.8 HZ : 60 Amperios : 6.6-6.8 f.s : 1.0

CELDAS DE FLOTACIÓN – DENVER Estos equipos son usados para la flotación de minerales. Las celdas se utilizan en forma generalizada, se caracteriza por poseer un agitador mecánico el cual es utiliza para mantener la pulpa en suspensión y el aire dentro de ella.

5

PARTES PRINCIPALES DE LA CELDA DE FLOTACIÓN            

Árbol – sistema de accionamiento Labio de la celda Canal de espumas Caja Rompe olas Forros de fondo Tubería de aire a baja presión Eje central El difusor Forros laterales Tubería de alimentación Motor

DIMENSIONES LA CELDA DE FLOTACIÓN  

Altura : 12.8cm Modelo: tipo araña.

DESCRIPCIÓN DE LA PLACA DE MOTOR        

Marca : Century Tipo : CS Forma : G 48 Hp :¼ CY : 50/60 Rpm : 1425-1725 Voltios :115-230 Amperios :4.4-2.1

AGITADOR Es un equipo que está diseñado con la finalidad de concentrar mineral de manera que se pueda eliminar el material estéril, con ayuda de reactivos para obtener el producto valioso o concentrado.

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PARTES PRINCIPALES DE UN AGITADOR      

Eje central Forros de fondo Forros laterales Motores Polea Soporte de agitador

DESCRIPCION DE LA PLACA DE MOTOR      

Forma RPM Tipo de agitador Polea grande 4 chaquetas Corriente

: cilíndrica : 3000 : araña : 124 cm : 127 cm : monofásica

MÁQUINA ROTAP Y SERIE DE TAMICES TYLER

El Rotap es un equipo que nos facilita separar a distintos tamaños el mineral, para lo cual utilizamos diferentes números de tamices. El movimiento de Rotap es circular y vibratorio, para esto se tiene en cuenta 2 controles: velocidad y tiempo. Esta máquina tiene un timer o reloj, control, a fin de regular el tiempo de tamizado, por lo general el timer es automático.

7

En nuestro laboratorio usamos la serie de tamices TYLER desde la malla 10 hasta la malla 200, y la secuencia de las mallas a utilizar será:

Equivalente de las mallas en abertura:

Malla 6 10 16 20 25 35 48 65 100 150 200 -200

Abertura (um) 3350 1700 1190 841 710 425 300 212 150 105 75 -75

PARTES DEL ROTAP      

Platillo Tapa Motor Cronometro Tuercas de ajuste Barras de ajuste

DESCRIPCION DE LA PLACA MOTOR     

Marca : RETSH S.A Tipo : 30 Numero : 328684 Voltios : 220-440 Amperios : 6.6-6.8

8

4) CONCLUSIONES:   

Conocer y saber utilizar los equipos de laboratorio. Operar adecuadamente cada equipo bajo las normas. Tener conocimiento de las características de cada equipo para su correcta manipulación.

II.

PRACTICA CARACTERIZACIÓN DE MINERALES

1) OBJETIVOS : 

Conocer las características propias de cada mineral y poder realizar un determinado proceso para su recuperación.



Determinar la gravedad específica y/o densidad aparente de cada mineral.

2) MARCO TEORICO : DENSIDAD APARENTE: La densidad es una magnitud escalar referida a la cantidad de masa contenida en un determinado volumen de una sustancia. La densidad media es la razón entre la masa de un cuerpo y el volumen que ocupa. Este té rmino relaciona el peso del mineral de diversos tamaños respecto a un volumen que ocupa. Se entiende que el volumen total comprende el volumen ocupado por el mineral y los espacios vacíos existentes entre partículas; dependiendo del tamaño del mineral. Puede utilizarse para su medición u n cubo de fierro sin tapa o una probeta. Procedimiento para su medición:

    

Pesar una probeta de 1000cc. Agregar el mineral hasta enrasar un volumen determinado (eje 600 cc). Sacudir la muestra de mineral, hasta que se haya depositado uniformemente dentro de la probeta. Pesar la muestra y la probeta. Calcular la Densidad Aparente. 9

Densidad Aparente=

(𝑝𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑚𝑢8𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎+𝑝𝑟𝑜𝑏𝑒𝑡𝑎)−(𝑝𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑚𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎) 𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑜𝑐𝑢𝑝𝑎𝑑𝑜

GRAVEDAD ESPECÍFICA (Ge) La gravedad o peso específico de un mineral es el número que expresa la relación entre su peso y el peso de un volumen igual de agua a 4°C de temperatura. Entonces corresponde al peso expresado en gramos de 1cc de dicha sustancia.

a) MÉTODO DE LA FIOLA:   

 

Pesar una fiola vacía y seca (250ml±0.15). Agregar el mineral seco y fino 20g-80g (-m100). Agregar agua hasta la mitad y calentarla hasta que el aire se libere del mineral , esto puede tardar algunos minutos, dejar enfriar y enrazar hasta la medida. Pesar la fiola con el mineral. Calcular la grave dad específica.

Dónde: M: Peso del mineral (80g - 85g) M1: Peso de la fiola + Peso del agua M2: Peso de la fiola + Peso del agua + Peso del mineral

b) MÉTODO DE LA PROBETA: Calculo de la gravedad específica: 

Llenar 400ml de agua en una probeta de 1000 ml y luego agregar el mineral

10



previamente pesado (100g) La variación del volumen, es el volumen que ocupa el mineral. (∆v).

c) UTILIZANDO LA BALANZA MARCY: La balanza Marcy está constituida principalmente por una balanza graduada provista de un recipiente metálico capaz de contener un volumen fijo de 1000 cm3. La balanza debe ser colgada de manera tal que quede suspendida libremente en el espacio.

Calibración:

Llene el recipiente con 1000 cm3 de agua pura y cuélguelo del gancho de la balanza. La aguja de la balanza deberá marcar 1.000 g en el anillo exterior del dial, quedando en posición vertical. Si fuese necesario gire la perilla de ajuste ubicada en la parte inferior, hasta obtenerlos 1000 g en ese momento la balanza estará calibrada. Determinación de gravedad específica, % sólidos y densidad de pulpa:

Preparar una muestra de material representativa, cuelgue el recipiente vacío y seco de la balanza y empiece a llenarlo hasta que la aguja indique 1000 g en el anillo exterior del dial. Vacíe la muestra en algún receptáculo. Llene un tercio del volumen del recipiente asegurándose que cada partícula se moje completamente y se eliminen las burbujas de aire. Cuelgue el recipiente de la balanza y complete el volumen con agua hasta las perforaciones de rebalse. Lea la gravedad específica del sólido directamente en el anillo interior del dial. Al determinar la gravedad específica del sólido, le permitirá medir % de sólidos y densidad de pulpa

PORCENTAJE DE HUMEDAD (%humedad) El porcentaje de humedad del mineral es la cantidad de agua que se encuentra en dicho mineral, el porcentaje de humedad varía de acuerdo al clima, a la forma de almacenaje del mineral, del lugar de donde proviene, etc.

11

Para hallar el porcentaje de humedad se requiere pesar de 200g a 250g, luego se procede hacer secar en una estufa para luego volver a pesar, por diferencia de pesos de calcula el porcentaje de humedad. %ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑎𝑑 =

peso mineral humedo − peso mineral seco x 100 peso mineral humedo

1) EQUIPOS Y MATERIALES :       

Balanza Fiola (250cc) Probeta (1000cc) Mineral (20-80g) Cocina Espatula Malla tyler 100

2) PARTE EXPERIMENTAL -

Calculo de la gravedad específica:

 MÉTODO DE LA PROBETA:

Llenar 400ml de agua en una probeta de 1000 ml y luego agregar el mineral previamente pesado (100g) La variación del volumen, es el volumen que ocupa el mineral. (∆v=438400).

𝐺𝐸 =

100 38

𝐺𝐸 = 2.6

12

 METODO DE LA FIOLA:

Peso de la muestra = 80g Peso de la fiola + agua = 338.2 Peso de la fiola + agua + mineral= 387.8

𝐺𝐸 =

80 338.2 + 80 − 387.8

𝐺𝐸 = 2.63

UTILIZANDO LA BALANZA MARCY La balanza Marcy está constituida principalmente por una balanza graduada provista de un recipiente metálico capaz de contener un volumen fijo de 1000 cm3. La balanza debe ser colgada de manera tal que quede suspendida libremente en el espacio.

Calibración: Llene el recipiente con 1000 cm3 de agua pura y cuélguelo del gancho de la balanza. La aguja de la balanza deberá marcar 1.000 g en el anillo exterior del dial, quedando en posición vertical. Si fuese necesario gire la perilla de ajuste ubicada en la parte inferior, hasta obtenerlos 1000 g en ese momento la balanza estará calibrada. Determinación de gravedad específica, % sólidos y densidad de pulpa: 13

Preparar una muestra de material representativa, cuelgue el recipiente vacío y seco de la balanza y empiece a llenarlo hasta que la aguja indique 1000 g en el anillo exterior del dial. Vacíe la muestra en algún receptáculo. Llene un tercio del volumen del recipiente asegurándose que cada partícula se moje completamente y se eliminen las burbujas de aire. Cuelgue el recipiente de la balanza y complete el volumen con agua hasta las perforaciones de rebalse. Lea la gravedad específica del sólido directamente en el anillo interior del dial. Al determinar la gravedad específica del sólido, le permitirá medir% de sólidos y densidad de pulpa.

    

Vierta la pulpa sobre el recipiente hasta que rebase por los agujeros de aforo. Limpie el material de la parte exterior del recipiente. Cuelgue en la balanza y defina la gravedad específica del sólido contenido en la pulpa (por ejemplo 2,6 g/cc). Ubique en el dial el anillo correspondiente al valor de la gravedad específica determinada y lea el % de sólidos correspondiente (40 % sólidos). Lea la densidad de pulpa en el anillo exterior del dial (1325 g/L; 2,6 g/cc; 40% sólidos).

-

Calculo del porcentaje de humedad:

 

Mineral húmedo: 250 g. Mineral seco: 243.9 g.

%ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑎𝑑 =

peso mineral humedo − peso mineral seco x 100% peso mineral humedo

%ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑎𝑑 =

250 − 243.9 x 100 250

% ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑎𝑑 = 2.44%

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3) CONCLUSIONES : 

El procesamiento de minerales requiere del conocimiento previo de las características de cada mineral, para poder realizar un determinado proceso de concentración.



Tener cuidado al realizar estas mediciones ya que de estas características depende el tipo de proceso que se le aplicara a cada mineral para su adecuada recuperación.



Cada uno de los métodos utilizados se diferencian en exactitud, es decir que debemos elegir el mejor método para poder tener buenos resultados, para reducir problemas a futuro del proceso.

III.

PRACTICA ANALISIS DE MALLAS

1) OBJETIVO : Conocer el grado de liberación de las partículas valiosas para garantizar la máxima eficiencia de las maquinas.

2) FUNDAMENO TEORICO : El análisis granulométrico de varios productos obtenidos en la industria minera, construye un paso fundamental de las operaciones y procesos de beneficio de minerales, es importante conocer el grado de liberación de todas las partes valiosas por recuperar así mismo la separación de la ganga, estos pasos importantes serán determinados por un estudio de análisis granulométrico de los productos y así se optimiza los tamaños por alcanzar tanto de alimentación y productos para así garantizar la máxima eficiencia de las maquinas.

15

3) EQUIPOS Y MATERIALES : o o o o o

Rotap. Mallas Tyler (10, 25, 35, 48, 70, 100, 200) Brochas Balanza Mineral 4) PARTE EXPERIMENTAL :

o Previamente se toma una muestra representativa del mineral o Luego se procede a triturar, homogenizar y cuartear hasta tener una muestra para hacer el análisis granulométrico. o El peso aproximado de la muestra es de 613g. o Se introduce el mineral en la primera malla y se procede a tamizar por unos minutos hasta que ya no pase mineral por las mallas. o Se recoge el mineral que queda en cada malla y se pesa en una balanza. o Se hace el análisis granulométrico.

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Análisis de malla % acumulado Malla

abertura (µm) (x)

Peso (gr)

% en peso

retenido

pasante (y)

log(x)

log(Y)

10

2135

252.92

41.40324455

41.4032446

58.5967554

3.32939788

1.76787357

25

710

159.99

26.19051517

67.5937597

32.4062403

2.85125835

1.51062865

35

500

20.92

3.424623897

71.0183836

28.9816164

2.69897

1.4621226

48

300

71.07

11.63422659

82.6526102

17.3473898

2.47712125

1.23923414

70

212

25.69

4.205477434

86.8580876

13.1419124

2.32633586

1.11865857

100

150

17.61

2.882773749

89.7408614

10.2591386

2.17609126

1.0111109

200

75

21.29

3.485193249

93.2260546

6.77394536

1.87506126

0.83084169

-200

0

41.38

6.773945357

100

0

610.87

100

total

abertura vs % passing 70 60

y = 0.024x + 9.806

passing

50 40 30 20 10 0 1

10

100

1000

10000

abertura

 Calculo de F80: 80 = 0.024𝑥 + 9.806 𝑥 = 2924.75

De acuerdo al grafico la determinación del F80 es la intercepción del 80% passing en el eje x; entonces F80 = 2924.75 µm

17

log passing

log passing vs log abertura 2 1.8 1.6 1.4 1.2 1 0.8 0.6 0.4 0.2 0

y = 0.671x - 0.423

0

0.5

1

1.5

2

2.5

3

3.5

log abertura

5) CONCLUSIONES :  

Mediante el uso de las mallas Tyler se hizo el análisis granulométrico de esta forma se conoció el grado de liberación de la partícula y se calculó el F80. De igual forma se procede para hallar el P80.

IV.

DETERMINACIÓN DE WORK INDEX

1) OBJETIVOS : Determinar experimentalmente los respectivos índices de trabajo para cada tipo de mineral, respectivamente por medio de los modelos matemáticos, haciendo uso de la ecuación de bond. 2) MARCO TEORICO : Energía requerida para la conminación:

Debido a que la mayoría de los minerales se encuentran diseminados e íntimamente ligados con la ganga, ellos tienen q ser primeramente liberados antes de ser separados. Esto se consigue con la conminución, en la cual el mineral es paulatinamente reducido hasta q las partículas de mineral limpio puedan ser separadas por los métodos disponibles.

18

La conminucion en su primera etapa se lleva a cabo en la mina con la voladura y de esta manera se facilita el manipuleo del material volado en los rajos con scrapers, palas, etc... Y manipuleo con carros mineros, correas transportadoras, etc. La energía necesaria para provocar una reducción del tamaño de partícula es inversamente proporcional al tamaño de las particulas elevado a un exponente adecuado.

𝐸𝑐. 𝑑𝑒 𝑊𝑎𝑙𝑘𝑒𝑟 ∶

𝑑𝐸 𝑐 = 𝑛 𝑑𝐷 𝐷

Leyes de conminucion : Rittinger (n=2) Se basa sobre todo en la hipótesis de que el trabajo de rotura para reducir las dimensiones de las partículas sea proporcional a las nueva partícula producida .la regla se puede expresar con la siguiente formula. 𝐸 = 𝐾1 (1⁄𝑑 − 1⁄𝐷 ) E = trabajo realizado K1= constante q depende de la forma de partícula y del trabajo por unidad de superficie. D = lado medio de la partícula del material después de la molturación D= lado medio de la partícula del material antes de la molturación. Método de Bond: El método estándar propuesto por Bond, para la determinación del work índex, consiste en operar un circuito de molienda discontinuo (molino de laboratorio) y un tamiz, que hará las veces de un clasificador según se indica en la figura.

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La técnica experimental, establecida para la aplicación de la teoría presentada, consiste en efectuar una molienda en pasos, eliminando en cada uno de ellos el producto a la malla deseada y sustituyendo su peso por carga nueva. El molino utilizado es un equipo estándar de dimensiones D x L = 12” x 12” con una cara de bolas de 20.125 Kg compuesta por bolas de diámetro variable entre 0.61” y 1.45”. El molino opera a una velocidad de 70 rpm y es alimentado con 700cm3 de carga seca preparada a –6 mallas (-1/8”), la que se clasifica al tamaño deseado después de 100 revoluciones en el primer paso, reponiendo el producto que pasa (fino) con carga nueva ( a –6 mallas) para el siguiente paso el cual se realizara durante un numero de revoluciones determinadas en función de la cantidad de material molido por cada revolución (g/rev) obtenido en el paso anterior; esta misma operación se repite durante varias etapas hasta alcanzar una carga circulante del orden de 250% y analizando granulométricamente el producto fino del último caso.

𝑊𝑖 =



𝑃0.23

44.5 ∗ 𝐺𝑝𝑏 0.82 ( 10 − 10 ) √𝑃

√𝐹

El Wi se calcula por la fórmula:

20

3) MATERIALES Y EQUIPOS :    

Molino de bond Balanza Probeta de 1 litro Mallas 6, 10, 25, 48, 65, 100,200.

Aspectos a Considerar: 

El equipo necesario es un molino de bolas de 12” x 12”, tipo molienda batch o molienda discontinua, con forros planos.



Carga circulante: 250%, para este caso la molienda es discontinua que tiende a molienda continua con 250% de carga circulante, entonces se emplea una malla de separación en la que los finos son separados del circuito y los gruesos retoman al molino.



Velocidad de rotación: 70 revoluciones por minuto (RPM).



El producto depende la malla de separación, pudiendo emplearse la malla 100 o menos, pudiendo ser hasta la malla 325.



Alimentación 100% menos malla 6 Tyler.



Distribución de la carga de bolas para el molino Bond.

21

N° DE BOLAS

DIÁMETRO

PESO

(unidad)

(pulgadas)

(gramos)

43 67 10 71 94 TOTAL

1.45 (1 (1/2)) 1.17(1(1/4) ) 1 0.75 (3/4) 0.61 (3/5) 285

8803 7206 672 2011 1433 20125

SUPERFICIE (PULGADAS2)

285 289 32 126 110 842

4) PARTE EXPERIMENTAL : En la probeta pesar 3 veces un volumen de 700 ml de mineral y sacar su promedio en pen gramos.

1- 1100 gramos 2- 1100 gramos 3- 1150 gramos Promedio 1116.7 gramos

Análisis Granulométrico Malla Tyler 6 10 25 48 65 100 200 -200

Abertura µm (x) Peso Retenido % Retenido parcial

3360 1680 680 297 210 150 75 -75

8.9 244.2 90.3 72.5 18.1 28.6 26.3 34.3 523.2

1.70 46.67 17.26 13.86 3.46 5.47 5.03 6.56 100.00

% Acumulado Retenido Pasante (y) 1.7 98.30 48.37 51.63 65.63 34.37 79.49 20.51 82.95 17.05 88.42 11.58 93.44 6.56 100.00 0.00

22

𝑦 = 𝐴 ∗ 𝑋𝐵 80 = A*𝑋 𝐵 → X= 2592 = F80

Ciclos 1 2 3 4 5 6 7 8

Numero de Alimentación Fresca revoluciones Peso 100 -100 100 1117 987.65 129.35 166 301.1 266.23 34.57 201 272.6 241.03 31.57 196 321.6 284.36 37.24 179 344.3 304.43 39.87 178 323.7 286.22 37.48 170 332.4 293.91 38.49 171 319.1 282.15 36.95

Productos 100 -100 815.9 301.1 844.4 272.6 795.4 321.6 772.7 344.3 793.3 323.7 784.6 332.4 797.9 319.1 798 319

Molienda neta -100 Gpb 171.75 1.7175 237.73 1.4321 290.03 1.4429 307.06 1.5667 283.83 1.5856 294.92 1.6569 280.61 1.6506 282.05 1.6495

120.00 100.00

passing

80.00 60.00 40.00 20.00 0.00 -500 0

500

1000

1500

2000

2500

3000

3500

4000

Abertura

Peso = 1117 gramos PIP

= 1117/3.5 = 319 .14

%100 m = 11.59

DETERMINACION DEL P80

23

Malla Tyler 100 140 200 270 -270

Abertura µm (x) 150 111 74 53 53

Peso Retenido

% Retenido parcial

11.30 85.70 69.70 58.30 85.00 310.00

3.65 27.65 22.48 18.80 27.42 100.00

% Acumulado Retenido Pasante (y) 3.65 96.36 31.24 68.71 53.77 46.23 72.58 27.42 100.00 0.00

Chart Title 120.00 y = 0.8406x - 26.397 R² = 0.9021

%passing

100.00 80.00 60.00 40.00 20.00 0.00 0

20

40

60

80

100

120

140

160

abertura

𝑦 = 𝐴 ∗ 𝑋𝐵 80 = A*𝑋 𝐵 → X= 125.79 = P80 DETERMINACION DE WORK INDEX

𝑊𝑖 =

𝑊𝑖 =

𝑃0.23

44.5 ∗ 𝐺𝑝𝑏 0.82 ( 10 − 10 ) √𝑃

44.5 1500.23 ∗ 1.650.82 (

10 √125.8

𝑾𝒊 =

𝟏𝟑. 𝟒𝟑

√𝐹

−

10 √2592

)

𝑲𝑾 𝒉

𝒕𝒄

24

5) CONCLUSIONES : o El Work índex obtenido por el método estándar de F. Bond es 13.47 kWh/tc, lo que nos indica que se trata de un mineral duro. o Es importante conocer el valor de Wi de un mineral, debido a que en la reducción de tamaño sabemos el consumo de energía en cualquier planta concentradora. o La selección de máquinas, tamaño de molinos, eficiencias, desgaste, mantenimiento y planes de ampliación de una planta, etc. Dependen en gran parte de la determinación de work índex. o Un rubro significativo en los costos de reducción de conminución es el correspondiente al consumo de acero en medios de molienda y blindajes como consecuencia directa de la energía aplicada en la molienda, y que es a su vez directa consecuencia de la calidad granulométrica del mineral que entrega la etapa de chancado o La eficiencia del empleo de energía en los circuitos de chancado y su comparación respecto a la etapa de molienda demuestra la necesidad de reajustar condiciones operativas y/o modificar el diseño de instalación, en las que la utilización efectiva de energía resulte inferior respecto a la correspondiente etapa de molienda.

V.

FLOTACION DE PLOMO – ZINC

1) OJETIVOS:   

Realizar una prueba de flotación preliminar de los minerales de Pb-Zn en laboratorio. Determinar las variables adecuadas del proceso para una óptima recuperación Determinar los tiempos necesarios de flotación.



2) FUNDAMENTO TEORICO:

La separación y recuperación por flotación de concentrados de Plomo y Zinc de minerales que contienen galena (PbS) y esfalerita (ZnS) está bien establecida y normalmente se logra con bastante eficacia.

25

La plata proporciona a menudo un valor económico altamente significativo, si no es que el valor mayor, con la plata más a menudo asociada con la mineralización de la galena que es un hecho casual ya que las fundiciones pagan más por plata en el plomo contra concentrados de zinc.

Los materiales sin valor incluyen sulfuros como la pirita y la pirrotita que, aunque son a menudo flotables, pueden ser controlados. Siderita, un mineral de carbonato de hierro, también a menudo se asocia en por lo menos en alguna mínima cantidad.

Marmatita (Zn,Fe)S) es una esfalerita rica en hierro lo que en consecuencia resulta en grados de bajo contenido de zinc. Concentrados de marmatita tienen un nivel bajo de zinc debido a la dilución de los minerales de hierro.

Las separaciones son posibles por la hidrofobicidad inherente natural y debido al hecho de que la esfalerita como un mineral no es fácilmente recogido por los reactivos de flotación. Se emplea un proceso de flotación secuencial de dos etapas bien establecido:

Un importante primer paso implica asegurar que la superficie de la esfalerita no está activada con iones de metal disueltos, que a su vez hace a la esfalerita no flotable. El sistema establecido de procesamiento por flotación de plomo-zinc es agregar sulfato de zinc (ZnSO4) al molino para controlar la activación de los iones metálicos (depresión de esfalerita). A menudo se agregan metal bisulfito u otros químicos de sulfatación con el sulfato de zinc para depresión de mineral de sulfato de hierro.

El colector de flotación de plomo y el espumante están acondicionados antes de la flotación del plomo que se lleva a cabo normalmente a un pH casi neutro a ligeramente elevado el cual puede incrementarse en el circuito de limpieza para asegurar el rechazo del sulfuro de hierro. Algunas veces el cianuro, si puede utilizarse, se agrega para ayudar en la depresión de sulfuros de hierro. Porque la plata esta típicamente asociada mineralógicamente con la galena, la mayoría de los valores de plata son arrastradas con y se incorporan en el concentrado de galena.

La esfalerita que es rechazada dentro de los residuos de flotación del plomo es luego flotada en una segunda etapa de flotación después de la activación con sulfato de cobre. Los iones de cobre remplazan a los átomos de zinc en la superficie de la Esfalerita creando una cubierta superficial de mineral de cobre falso el cual entonces se recoge usando colectores de tipo flotación de cobre. Dado que la mayoría de los

26

sulfuros de hierro también se incorporan con los residuos de flotación del plomo y por lo tanto alimentan el circuito de flotación del zinc, normalmente se usa cal para elevar el pH para depresión de sulfuro de hierro. Los colectores de flotación usados en la flotación de la esfalerita tienden a ser menos poderosos porque en esta etapa la esfalerita por lo general flota fácilmente y usar colectores más agresivos puede llevar a que más minerales no-esfalerita floten. Metalurgia concentrada y recuperaciones óptimas de plomo se logran generalmente utilizando una combinación de xantato y ditiofosfato. Los espumantes usados en la flotación de galena tienden a ser del tipo más débil, tal como el MIBC, porque la galena es fácilmente flotable y tiene una cinética de alta flotación. Sin embargo, por la cinética de alta flotación y la alta densidad del mineral de galena, la capacidad de acarreo de la espuma de mineral puede requerir el uso de una espuma ligeramente más fuerte o una combinación con un componente de espuma más potente para alcanzar óptimos resultados metalúrgicos. La práctica normal de flotación de esfalerita es elevar el pH de flotación a 10-12 para mejorar el rechazo de minerales de sulfuro de hierro hacia los residuos de flotación de esfalerita. Muchos operadores prefieren usar espumantes del tipo alcohol en flotación de esfalerita para maximizar su selectividad de flotación. Un xantato de menor peso molecular como el xantato de sodio isopropílico (SIPX) se usa en combinación con un colector de flotación de ditofosfato menos poderoso, y en casos raros, un reactivo de flotación de tionocarbamato. 3) MATERIALES Y EQUIPOS :  Mineral 1 Kg (proveniente de la molienda a una malla 62.5 % malla – 200)  Cronometro  Balanza  Paletas de flotación  Agua 3 L Litros (para 1kg de mineral)  Sulfato de zinc  Bisulfito de sodio  Cianuro de sodio  Colector z-11  Colector secundario a-242  Sulfato de cobre  MIBC ( metil isobutil carbinol)  Cal  CELDA DE FLOTACION DENVER  Bandejas, pizetas

27

4) PARTE EXPERIMENTAL PLAN DE TRABAJO PARA FLOTACION PLOMO-ZINC

Mineral

Molienda

Acondicionamient o 5.

3. (2min) 4. 1 gota de MIBC (2min)

al 1% (2min) Flotación Roughter

Aire

Concentrado (Pb)

7 min

Relave (ZnS)

Acondicionamiento

1 gota de MIBC (2min)

7 min

Concentrado (Zn)

Flotación ZnS

Aire

Relave final

28

5) RESULTADOS

PRODUCTO

PESO DE LA MUESTRA ENSAYADA (GRAMOS)

LEYES (%) Pb

Zn

MINERAL DE CABEZA

330

11.43

21.50

CONCENTRADO DE PLOMO

169.53

59.63

14.75

CONCENTRADO DE ZINC

300

2.88

49.38

RELAVE

530.47

0.44

3.59

FLOTACION DE PLOMO:  Contenido metálico del plomo en la alimentación para la flotación:

1000𝑥

11.43 = 114.3 𝑔 100

 Contenido metálico del plomo en el concentrado de plomo: 31

169.53𝑥

59.63 = 101.09 𝑔 100

 Contenido metálico del plomo en el concentrado de zinc:

300𝑥

2.88 = 8.64 𝑔 100

 Contenido metálico del plomo en el relave:

530.47𝑥

0.44 = 2.33 𝑔 100

BALANCE DEL PLOMO • • •

Plomo en la alimentación para la flotación: 114.3 g. Plomo en el concentrado de plomo: 101.09 g. Plomo en el relave: 2.33 g.

 Recuperación: 𝑅𝑐𝑢 =

169.53𝑥59.63 𝑥100 = 88.44% 1000𝑥11.43

FLOTACION DE ZINC:  Contenido metálico del zinc en la alimentación para la flotación:

1000𝑥

21.50 = 215 𝑔 100

 Contenido metálico del zinc en el concentrado de zinc: 32

300𝑥

49.38 = 148.14 𝑔 100

 Contenido metálico del zinc en el concentrado de plomo:

169.53𝑥

14.75 = 25.01 𝑔 100

 Contenido metálico del zinc en el relave:

530.47𝑥

3.59 = 19.04 𝑔 100

BALANCE DEL ZINC • • •

Plomo en la alimentación para la flotación: 215 g. Plomo en el concentrado de plomo: 148.14 g. Plomo en el relave: 19.04 g.

 Recuperación: 𝑅𝑧𝑛 =

300𝑥49.38 𝑥100 = 68.9% 1000𝑥21.5

33

BALANCE METALÚRGICO CORRESPONDIENTE A LOS ELEMENTOS PB Y ZINC

Peso

PRODUCTO

(grams)

ALIMENTACION

CONCENTRADO DE

Leyes

Contend

químicas

Radio de

recuperation

metallic

concentration

% Pb

% Zn

Pb ( g)

Zn ( g)

1000

11.43

21.50

114.3

215

169.53

59.63

14.75

101.09

25.01

300

2.88

49.38

8.64

148.14

530.47

0.44

3.59

2.33

19.04

% Pb

% Zn

88.44

5.89 : 1

PLOMO

CONCENTRADO DE

68.9

3.33 : 1

ZINC

RELAVE

Concentrado de plomo

Concentrado de zinc

6) CONCLUSIONES: 

Para la prueba presento inconvenientes en la flotación, a ello se decidió utilizar silicato de sodio preparado al 10% para evitar el levantamiento de lamas durante la flotación.



La recuperación en la prueba de flotación fue: 88.44% para el plomo y 68.9% para el zinc. 34



Esta prueba presenta un buen grado de recuperación pero puede mejorar optimizando la dosis de reactivos y tiempo de flotación.

VI.

CIANURACION POR AGITACION DE MINERAL AURIFERO

1) OBJETIVOS : 



Determinar las condiciones óptimas para obtener la máxima recuperación de oro, mediante técnicas de cianuración por agitación, a nivel de laboratorio. Controlar los parámetros para una buena cianuracion.

2) MARCO TEORICO : La cianuración es el método más importante que se ha desarrollado para la extracción del oro de sus minerales y se usa a escala comercial en todo el mundo. La química del proceso de cianuración se basa en el hecho, de que bajo condiciones oxidantes, el oro y la plata pueden disolverse y acomplejarse en soluciones de cianuros alcalinos. El oro contenido en el licor resultante de la lixiviación puede recuperarse mediante los siguientes procesos: precipitación con polvo de zinc o adsorción en carbón activado. Las pruebas de

Cianuración por agitación a nivel de laboratorio son efectuadas para obtener información preliminar sobre el consumo total de reactivos que intervienen en el proceso de lixiviación tales como el NaCN, CaO; así mismo, se predecir el porcentaje de recuperación de Au que podamos obtener. La cal en el proceso de cianuración, sirve para neutralizar la acidez del mineral y consecuentemente evitar la formación de gas cianhídrico.

LIXIVIACIÓN POR AGITACIÓN La mena molida a tamaños menores a las 150 mallas (aproximadamente tamaños menores a los 105 micrones), es agitada con solución cianurada por tiempos que van desde las 6 hasta las 72 horas. La concentración de la solución cianurada está en el rango de 200 a 800 ppm (partes por millón equivale a gramos de cianuro por metro cúbico de solución). 35

El pH debe ser alto, entre 10 y 11, para evitar la pérdida de cianuro por hidrólisis (generación de gas cianhídrico, CNH, altamente venenoso) y para neutralizar los f; componentes ácidos de la mena.Para evitarlo anterior se usa cal, para mantener el pH alcalino. La velocidad de disolución del oro nativo depende entre otros factores, del tamaño de la partícula, grado de liberación, contenido de plata.

Es la práctica común, remover el oro grueso (partículas de tamaño mayores a 150 mallas o 0,105 mm), tanto como sea posible, mediante concentración gravitacional antes de la cianuración, de manera de evitar la segregación y pérdida del mismo en varias partes del circuito.

Es de suma importancia, aparte de determinar la naturaleza de los minerales de oro, poder identificar la mineralogía de la ganga, ya que esta puede determinar la efectividad o no de la cianuración. Esto porque algunos minerales de la ganga pueden reaccionar con el cianuro o con él oxígeno, restando de esa manera la presencia de reactivos necesarios para llevar adelante la solubilización del oro.

Se realizan ensayos a escala laboratorio, con el objeto de determinar las condiciones óptimas para el tratamiento económico y eficiente de la mena.

Las variables a determinar son las siguientes:

      

Consumo de cianuro por tonelada de mineral tratado. Consumo de cal por tonelada de mineral tratado. Óptimo grado de molienda Tiempo de contacto, ya sea en la lixiviación por agitación como en la lixiviación por percolación. Concentración más conveniente del cianuro en la solución. Dilución más adecuada de la pulpa. Porcentaje de solidos

36

TANQUE DE AGITACIÓN

Es un equipo que está diseñado con la finalidad de concentrar mineral de manera que se pueda eliminar el material estéril, con ayuda de reactivos para obtener el producto valioso o concentrado PARTES PRINCIPALES DE UN AGITADOR:      

Eje central Forros de fondo Forros laterales Motores Polea Soporte de agitador

3) MATERIALES Y EQUIPOS :         

Tanque de agitación Cianuro de sodio=0.2% Mineral (70% passing malla 200)= 583.33 gr %P= 43.21% NaOH= 3 g Agua=1314.29 ml Nitrato de plata= 1 L (para la titulación) Yoduro de potasio (para la titulación) bureta 37

      

Guantes, respiradores Lentes de seguridad Embudos Papel filtro Agua destilada Vaso de precipitados Probetas de 10ml

4) PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL:

Cianuro Libre (ppm) Origen de Agua pH Agua Factor de Titulación Conc. NaCN sol. Madre

CINETICA DE LIXIVIACION 900 Densidad de Pulpa 1350 (gr/lt) Agua de Peso de Pulpa (gr) 2314.29 Mina 8.5 Agua adicional (cc) 814.29 0.025 Volumen Total Agua (cc) 1314.29 0.20%

38

FECHA

HORA

INICIO

Control pH

Solución a reponer

FINAL

Tiempo

Inicial

Final

Consumo NA(OH) (gr)

gasto AgNO3

Cianuro Inicial (ppm)

Cianuro Final (ppm)

Cianuro Añadido (gr)

Solución Madre (cc)

Agua de mina (cc)

Cianuro Consumido (gr)

NaCN consumido acumulado (gr)

11:25

0

8

11

2

0

2000

2000

2.63

0

0

0

0

11:25

13:25

2/2

11

11

0

4

1000

1000

0

20

20

1.314

1.314

18:15

20:15

2/4

11.38

11

0

3.4

850

900

0.06

17

23

1.577

2.891

22:40

2:40

4/8

11.34

11

0

3.7

925

925

0

18.5

21.5

1.413

4.304

5:25

9:25

4/12

10.75

11

0.2

3.5

875

900

0.03

17.5

22.5

1.511

5.816

12:40

0:40

12/24

11.03

11

0

3

750

900

0.2

15

25

1.840

7.656

12:00

12:00

24/48

10.52

2

500

10

30

1.971

9.627

5) RESULTADOS

 BALANCE METALURGICO DE LA PRUEBA DE CIANURACION DEL MINERAL COMPOSITO OXIDOS: TIEMPO (HORAS)

VOL. SOL.

LEYES SOLUCIONES

Finos de Au (mg)

Extracción

Consumo de

Consumo acumulado

PARC.

ACUM.

COSECHA (LT)

Au (ppm)

Acumulado

Au(%)

NaCN(kg/TM)

de NaCN(kg/TM)

0

0

0

0

0

0.00

0

0

2.00

2.00

1.31

4.2

5.5200

48.67

1.314

1.314

2.00

4.00

1.31

7.31

9.6075

84.71

1.577

2.891

4.00

8.00

1.31

7.75

10.1857

89.81

1.413

4.304

4.00

12.00

1.31

7.99

10.5012

92.59

1.51

5.815

12.00

24.00

1.31

8.22

10.8035

95.25

1.84

7.655

39

24.00

48.00

1.31

8.31

10.9217

96.30

RELAVE (kg)

1.000

0.42

0.4200

3.70

CABEZA CALCULADA (kg)

1.000

11.342

11.3417

100.00

CABEZA ANALIZADA (kg)

1.000

13.130

1.971

9.626

CURVA DE CONSUMO DE NaCN CIANURACION POR AGITACION CIANURACION POR AGITACION

10 9

NaCN(kg/TM)

8 7 6 5 4 3 2 1 0 0

10

20

30

40

50

60

50

60

TIEMPO DE CIANURACION (horas)

CURVA CINETICA DE EXTRACCION DEL ORO CIANURACION POR AGITACION

100.00 90.00 % EXTRACCION Au

80.00 70.00 60.00 50.00 40.00 30.00 20.00 10.00 0.00 0

10

20

30

40

TIEMPO DE CIANURACION (horas)

40

PORCENTAJE DE RECUPERACION:

%𝑅𝑎𝑢 =

10.92 𝑥100 13.13

%𝑅𝑎𝑢 = 83.17%

6) CONCLUSIONES: Se recomienda tomar en cuenta los siguientes factores:  Dentro de lo posible, decantar la muestra en vez de filtrar.  Considerar que a mayor dilución de muestra hay mayor imprecisión del

análisis.  Si la solución es muy difícil de filtrar usar papel periódico en vez de papel filtro.  USAR frascos plastics limpios.  Adicionar arsenito sódico si hay oxidantes presentes.  Adicionar carbonato o acetato de plomo si hay sulfuros presentes.  Controlar el ph cada dos horas y luego cada 10 horas hasta un ciclo de 48

horas

41

VII.

CONCENTRACION GRAVIMETRICA

1) OBJETIVO :   

Realizar una prueba de concentración gravimétrica a nivel de laboratorio. Determinar las variables más adecuadas del proceso para una óptima recuperación de oro. Conocer las características y el adecuado funcionamiento del concentrador modelo L-40.

2) FUNDAMENTO TEORICO : FALCON MODELO L-40: El Modelo L40 está diseñado específicamente para el trabajo de ensayo de laboratorio, pequeñas muestras de mineral o concentrado de limpieza y se puede utilizar para la prueba de ambas aplicaciones SB y C.

El diseño y los materiales de construcción se han seleccionado cuidadosamente para reducir al mínimo la posibilidad de contaminación entre las muestras.

42

Capacidad de alimentación Densidad máxima de alimentación Tamaño de particular

0-660 lb / h (0 a 300 kg / hr) de sólidos (dependiendo del material) 75% de sólidos en peso, del 55% recomendado Menos de malla # 12 (1,7 mm)

Requisito Agua Fluidizada típica

1-5 US gpm (4 - 20 ipm) - dependiendo del material

Concentrado en volumen Concentrado en peso

4,0 in3 (65 ml) 15-0,30 libras (0,07 a 0,15 Kg)

Concentrador de llave Campo centrifuge

1/2 HP (360 watt) (Entrada - 22OVAC/10/5O/6OHz) El campo centrífugo 0-300 G

Concentrador Peso neto Peso para el envío / Dimensiones

Concentrador Peso neto 65 libras (32 kg) Peso para el envío / Dimensiones 70 libras (43 kg) - Aprox 19 "L x 12" W x 22 "H

 FICHA DE DATOS DE FALCON:

      

Concentrador Modelo: L40-VFD Diámetro del rotor: 4,00 PULGADAS Motor de frecuencia: 60 Hz Velocidad del motor: 1750 RPM Motor Polea PD: 2,80 PULGADAS Rotor Polea PD: 2,80 PULGADAS Max. Velocidad del rotor: 2400 RPM.

PARÁMETROS DE FUNCIONAMIENTO RECOMENDADOS El modelo L40 concentrador Falcón se aprovecha de la diferencia en la gravedad específica entre más pesados partículas objetivo y partículas de ganga más ligeros para efectuar una separación. Una corriente de la suspensión se dirige a un rotor que gira a suficientes rpm para impartir hasta 300 G para el material que se está procesando. Esta fuerza centrífuga aumenta la diferencia en la gravedad específica ( SG ) y de la geometría del rotor facilita la retención de oro o partículas pesadas en lugar de partículas SG inferiores que son rechazados con el agua de proceso . Se inyecta fluidización (presión de retorno) de agua entre los anillos de rifle en la parte superior del rotor de atrás para permitir que las partículas pesadas a migrar a la zona de retención de concentrado de actualización (el agua de fluidización es mínima para las pruebas de 'c') . 43

Al final de la prueba a intervalos predeterminados o cuando se interrumpe la suspensión de alimentación del rotor se detiene y los concentrados se recogió. Se logra una óptima separación, cuando las altas gravedad partículas específicas de destino y las partículas de ganga bajo peso específico son relativamente el mismo tamaño y liberado unos de otros (es decir, algunas partículas de medio pelo de SG intermedio).

3) MATERIALES Y EQUIPOS          

Mineral de oro Concentrador falcón laboratorio Tanques de agua Bombas Bandejas/picetas Mangueras Abrazaderas Agitador falcón Balanza Balanza Marcy

mdelo-l40

para

4) PARTE EXPERIMENTAL

Datos teóricos calculados % de solidos= 32% 44

Dilución=3 /1 Gravedad especifica=2.5 g/cm3 Densidad de pulpa entrada = 1270 g/cm3 Densidad de pulpa salida = 1080g/cm3 Peso del mineral: 5 Kg % de solidos de salida = 12%

 Parámetros de operación de la unidad falcón L-40: o Caudal de agua fresca= 10l/min =0.01 m3/min o Presión de agua =2.5 PSI

1. 2. 3. 4. 5.

6.

7.

PROCEDIMIENTO DE OPERACIÓN ESTÁNDAR PARA EL CONCENTRADOR FALCON L-40 PARA LABORATORIO Conecte el suministro de agua a la concentradora. Conecte el cable de alimentación amarillo de la unidad de frecuencia variable (VFD) en el motor. Asegurar la unidad se limpia de muestras antiguas y girando la válvula de drenaje unión está cerrado. Compruebe Rotor de la compra está seguro y el perno del impulsor ajustada. Instale la tapa del embudo. Abra el agua de alimentación a la unidad. Ajuste el selector POWER en el panel VFD a la posición ON. Arranque el motor pulsando la tecla RUN / STOP. Abra la válvula de agua de fluidificación para que el manómetro marque alrededor de 2 psi (1,4 bar) o establecer si lo deseas. Introducir una pequeña cantidad de material de entrada para establecer una cama en el rotor, y luego se detiene de forma simultánea y cierre el agua de fluidificación lentamente mientras que las costas del rotor a una parada. El objetivo es tener el agua de fluidización cierre completamente justo antes de la hora cuando el rotor deja de girar. Esto asegurará que una evaluación adecuada de la etapa 7 se puede realizar. Al cerrar el suministro de agua de fluidificación demasiado pronto hará que el concentrado para empacar en los rifles. Por el contrario, si el suministro de agua de fluidificación se apaga con demasiada lentitud, el concentrado puede ser purgado de los rifles y el informe a las colas. 45

8. Retire la tapa del embudo e inspeccionar el concentrado recogido en los rifles. El concentrado no debe embalar duro, pero sólo debería comenzar a hundirse suavemente fuera del rifle inferior (s). Si el concentrado parece bastante lleno en los rifles, repita los pasos 3-6 y ajustar el agua de fluidificación en consecuencia. Este es un paso crítico. Muestras de piensos de alta SG gruesos pueden requerir presiones de fluidificación de agua de 12 PSI o superior y las bajas tasas de alimentación de suspensión. Utilice un precio tan bajo un ajuste de presión de fluidificación posible. 9. El tazón para almacenar aproximadamente 100 g de concentrado y ha sido configurado correctamente. 10. Cuando el valor de la presión del agua de fluidificación se ha establecido para esta muestra, recombinar todo el material y comenzar el procesamiento de la muestra a la misma velocidad de alimentación constante y densidad de la suspensión. El método recomendado para la alimentación de la L40 es utilizar un tanque de suspensión de base cónica agitada elevada con una válvula de regulación de la alimentación por gravedad a la L40. Si esto no está disponible, entonces es una buena alternativa para enjuagar los sólidos de la cubeta colocada en una pendiente suave para que el flujo constante de agua lave constantemente los sólidos en el L40.

11. Es mejor tener una suspensión de alimentación de baja densidad en lugar de muy alta que puede causar el cuenco del rotor empacar. 12. El cuenco de rotor y la prueba se debe comenzar de nuevo. Se recoge una muestra colas cortando periódicamente todo el flujo de colas a medida que sale de la máquina mientras se está procesando la muestra. 13. Después de la muestra completa se ha procesado, corte el agua de fluidificación y pulse STOP. Gire el interruptor POWER en la posición OFF. Desconecte la alimentación de la L40 (Nota: la unidad puede permanecer energizado para + / -15 seg después de que el poder está apagado), retire la tapa del embudo y destornillar el perno del impulsor en la parte inferior del rotor. Saque el tazón rotor plástico y enjuague cuidadosamente el concentrado en una sartén. Ahora coloque la misma sartén bajo el eje del rotor, abra la válvula de la unión giratoria y enjuagar l a s partículas desde el interior de la camisa de agua a través del eje del rotor hueco para combinar con el concentrado de tazón. 14. Se recomienda para " purgar" el sistema de agua durante cada enjuague mediante el cierre de la válvula en la unión giratoria y la apertura de la válvula de agua hasta que chorros de agua hasta en la camisa de agua. 15. Si el agua contiene sólidos (sucios) esto es una indicación de que hay una cierta acumulación en el sistema de agua. Después de repetir hasta que el agua es clara, seguir para limpiar como sea necesario repetir la camisa de agua. 16. Enjuague bien todo el equipo para completar la prueba y prepararse para la siguiente muestra. También enjuagar la parte inferior de la tapa en las colas. Evite que se moje por el motor eléctrico, unión o cojinetes de rotación con los aerosoles de alta presión directa. El ácido clorhídrico se puede usar para limpiar la taza del 46

rotor. 17. Finalmente después de haber sacado el tazón rotor plástico y enjuagado cuidadosamente el concentrado en un recipiente secamos el concentrado para mandarlo a analizar por con tenido de oro y plata.

5) RESULTADOS

Au

Ag

MUESTRA

PESO(g)

g/TM

g/TM

cabeza

100

10.47

163

concentrado

86.3

207.2

960

relave

200

3.99

112

EVALUACION DE LA PRUEBA POR ORO 

Oro metálico en la cabeza: 5 kg x 10.47 mg/ kg = 52.35 mg de oro



Oro en el concentrado: 86.3 g 0.0863 kg x 207.2 mg/kg = 17.88 mg de oro 47

Oro en relave: 5-0.0863= 4.914 kg 4.914 kg x 3.99 mg/kg = 19.61 mg de oro

BALANCE Oro concentrado Oro en el relave Oro alimentado

17.88 mg 19.61 mg 37.49 mg

 Cabeza calculada = 37.49mg / 5kg = 7.49 mg/kg = 7.49 g/TM.  Cabeza ensayada = 10.47 g/TM.

 RECUPERACION: (17.88mg / 53.35mg)*100 = 33.51%.

o EVALUACION DE LA PRUEBA POR PLATA 

Plata metálico en la cabeza: 5 kg x 163 mg/ kg = 815 mg de plata



Plata en el concentrado: 86.3 g 0.0863 kg x 960 mg/kg = 82.85 mg de plata



Plata en relave: 5-0.0863= 4.914 kg 4.914 kg x 112 mg/kg = 550.37 mg de plata

BALANCE

Plata concentrado Plata en el relave Plata alimentada

82.85 mg 550.37 mg 633.22 mg

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 Cabeza calculada = 633.22mg / 5kg = 126.64 mg/kg = 126.64 g/TM.  Cabeza ensayada = 163 g/TM.  RECUPERACION: (82.85mg / 815mg)*100 = 10.17 %. 6) CONCLUSIONES:       

La concentración gravimétrica centrifuga (concentrador Falcón) es una tecnología limpia. Las pruebas de gravimetría centrifuga en el concentrador Falcón para laboratorio demuestran una recuperación de oro de 47.69 % y de plata 13.08%. Estas recuperaciones indicaron que parte del oro se encuentra libre y otra parte se halla asociada a otro mineral. Para mejorar la recuperación se sugiere realizar pruebas a 80% menos malla 200. Se debe adicionar un circuito de recuperación de agua, en la prueba batch, ya que el consumo y desperdicio de agua es excesivo. Para minerales finos se trabaja a una presión de 3 psi y una frecuencia de 42herz Para minerales gruesos a 3 psi y 60 herz

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