Estudio de investigación para bajar el consumo de cianuro y soda caustica en el mineral complejo de millonaria de la Compañia minera Century Mining Peru SAC

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(1)UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA. ESTUDIO DE INVESTIGACIÓN PARA BAJAR EL CONSUMO DE CIANURO Y SODA CAUSTICA EN EL MINERAL COMPLEJO DE MILLONARIA DE LA COMPAÑIA MINERA CENTURY MINING PERU SAC.. Tesis Presentado por la Bachiller: JESSICA ROSARIO MADARIAGA FLORES Para Optar el Título Profesional de INGENIERA METALURGISTA. AREQUIPA – PERU 2019.

(2) DEDICATORIA. Esta investigación la dedico a mis queridos padres Juan y. Victoria por darme la vida y ser la razón por cual me impulsa a ser cada día mejor. A mis queridos hermanos por sus consejos y su apoyo durante mi desarrollo personal y profesional.. ii.

(3) PRESENTACIÓN. Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos, señor Director de la escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Señores Miembros del Jurado, pongo a consideración de Uds. el presente Plan de tesis, con el cual pretendo optar el título Profesional de ingeniera Metalurgista. 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, pongo a disposición de ustedes mi Plan de tesis titulado: “ESTUDIO DE INVESTIGACION PARA BAJAR EL CONSUMO DE CIANURO Y SODA CAUSTICA EN EL MINERAL COMPLEJO DE MILLONARIA DE LA COMPAÑÍA MINERA CENTURY MINING PERU SAC”. La investigación realizada se enmarca dentro de la política de mejoramiento continuo y reducción de costos de MINERA CENTURY MINING PERU SAC.. Bach. Jessica Rosario Madariaga Flores. iii.

(4) RESUMEN. El presente trabajo de tesis consiste en realizar pruebas de investigación metalúrgica para lograr disminuir considerablemente el consumo de reactivos en el proceso de cianuración a minerales refractarios como es el caso del mineral zona Millonaria de la empresa minera Century Mining Perú SAC. La conclusión más importante indica que los minerales refractarios ya no se adecuan a los procesos convencionales de extracción de oro, deben tener un proceso químico de oxidación previo a la cianuración; la oxidación debe realizarse hasta la total conversión de las propiedades del mineral haciéndolo dócil al proceso de cianuración, generando un aumento en la recuperación de oro y disminuyendo el consumo de reactivos. La presentación de este estudio de investigación se ha dividido en de cuatro capítulos que a continuación se detallan: En el capítulo I trata de los aspectos generales de la mina tales como son la ubicación, geología y mineralización. En el capítulo II se detalla la descripción de las operaciones actuales que se realizan en planta. En el capítulo III se menciona el fundamento teórico para cianuración y adsorción de minerales refractarios con contenido de oro. En el capítulo IV se hace referencia al desarrollo experimental de las pruebas realizadas y su interpretación de resultados. Finalmente se detalla conclusiones, recomendaciones y bibliografía. PALABRAS CLAVE: Cianuro, Concentrado, Lixiviación, Sulfuro. iv.

(5) ABSTRAC. He present thesis work consists of conducting metallurgical research tests to significantly reduce the consumption of reagents in the process of cyanidation to refractory minerals such as the Millionaire zone mineral of the mining company Century Mining Peru SAC. The most important conclusion indicates that refractory minerals are no longer suitable for conventional gold extraction processes, they must have a chemical oxidation process prior to cyanidation; The oxidation must be carried out until the total conversion of the properties of the mineral making it docile to the cyanidation process, generating an increase in the recovery of gold and reducing the consumption of reagents. The presentation of this research study has been divided into four chapters that are detailed below: In chapter I it deals with the general aspects of the mine such as location, geology and mineralization. Chapter II details the description of the current operations carried out in the plant. Chapter III mentions the theoretical basis for cyanidation and adsorption of refractory minerals with gold content. Chapter IV refers to the experimental development of the tests performed and their interpretation of results. Finally, conclusions, recommendations and bibliography are detailed. KEY WORDS: Cyanide, Concentrate, Leaching, Sulfide. v.

(6) vi.

(7) INDICE CONTENIDOS. DEDICATORIA .......................................................................................................................... ii PRESENTACIÓN ....................................................................................................................... iii ABSTRAC ................................................................................................................................... v INDICE CONTENIDOS ............................................................................................................ vii INDICE GRÁFICOS ................................................................................................................... x INDICE TABLAS ...................................................................................................................... xii CAPÍTULO I ...............................................................................................................................1 GENERALIDADES ....................................................................................................................1 1.1.. INTRODUCCIÓN........................................................................................................1. 1.2.. FUNDAMENTO DEL PROBLEMA ...........................................................................2. 1.3.. OBJETIVOS DEL PROYECTO ..................................................................................2. 1.3.1.. OBJETIVO GENERAL: ......................................................................................2. 1.3.2.. OBJETIVOS ESPECÍFICOS: ..............................................................................2. 1.4.. HIPÓTESIS DE TRABAJO .........................................................................................2. 1.5.. UBICACIÓN ................................................................................................................2. 1.5.1.. ACCESIBILIDAD ...............................................................................................5. 1.6.. CLIMA Y VEGETACIÓN ...........................................................................................5. 1.7.. RECURSOS NATURALES .........................................................................................7. 1.7.1.. AGUAS SUPERFICIALES ..................................................................................7. 1.7.2.. AGUA SUBTERRANEA .....................................................................................7. 1.7.3.. MINERÍA .............................................................................................................7. 1.8.. GEOLOGÍA Y MINERAGRAFÍA ..............................................................................8. 1.8.1.. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL ............................................................................8. 1.8.2.. ESTRATIGRAFÍA .............................................................................................10. 1.8.3.. GEOMORFOLOGÍA .........................................................................................10. 1.8.4.. TOPOGRAFÍA ...................................................................................................11. 1.8.5.. FISIOGRAFÍA ...................................................................................................11. 1.8.6.. ORIGEN DE LOS YACIMIENTOS ..................................................................11. 1.8.7.. MINERALOGÍA ................................................................................................12. 1.8.8.. MINERAGRAFÍA .............................................................................................13. CAPITULO II ............................................................................................................................13 PROCESO ACTUAL .................................................................................................................13 2.1.. DESCRIPCIÓN ..........................................................................................................13 vii.

(8) 2.2.. SECCIÓN CHANCADO ...........................................................................................17. 2.1.1.. CHANCADO PRIMARIO .................................................................................19. 2.1.2.. CHANCADO SECUNDARIO ...........................................................................20. 2.2.. SECCIÓN MOLIENDA – CLASIFICACIÓN SULFUROS ......................................21. 2.2.1.. MOLIENDA CIRCUITO N° 1 ...........................................................................24. 2.2.2.. CLASIFICACIÓN CIRCUITO N°1 ...................................................................27. 2.2.3.. MOLIENDA CIRCUITO N° 2 ...........................................................................30. 2.2.4.. CLASIFICACIÓN CIRCUITO N° 2 ..................................................................33. 2.3.. SECCIÓN CONCENTRACIÓN ................................................................................36. 2.3.1.. CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA ...........................................................36. 2.3.2.. CONCENTRACIÓN DE MINERALES SULFURADOS..................................36. 2.4.. SECCIÓN REMOLIENDA Y AMALGAMACIÓN ..................................................38. 2.5.. SECCIÓN MOLIENDA – CLASIFICACIÓN OXIDOS ...........................................40. 2.5.1.. MOLIENDA .......................................................................................................42. 2.5.2.. CLASIFICACIÓN ÓXIDOS ..............................................................................46. 2.6.. SECCIÓN CIANURACIÓN – ADSORCIÓN ...........................................................51. 2.7.. DISPOSICIÓN Y MANEJO DE RELAVES .............................................................53. 2.8.. ADECUACIÓN Y MEDIO AMBIENTE...................................................................54. CAPITULO III ...........................................................................................................................55 CIANURACIÓN DE MINERALES REFRACTARIOS............................................................55 3.1.. MARCO TEÓRICO ...................................................................................................55. 3.2.. CIANURACIÓN CONVENCIONAL ........................................................................56. 3.2.1.. EL PROCESO CIP .............................................................................................56. 3.2.2.. EL PROCESO CIL .............................................................................................56. 3.2.3.. LIXIVIADO EN PILA .......................................................................................57. 3.3.. PROCESO DE DISOLUCION DE LOS METALES PRECIOSOS ...........................57. 3.3.1.. CONDICIONES ÓPTIMAS PARA LA CIANURACIÓN .................................59. 3.3.2.. EFECTOS DEL OXIGENO Y ALCALINIDAD DE LA SOLUCIÓN ..............64. 3.4.. 3.3.2.1.. EFECTO DEL OXIGENO .........................................................................64. 3.3.2.2.. EFECTO DE LA ALCALINIDAD DE LA SOLUCIÓN ...........................64. MINERALOGÍA DE LOS MINERALES REFRACTARIOS ...................................65. 3.5. INFLUENCIA DE MINERALES REFRACTARIOS EN EL PROCESO DE CIANURACION ....................................................................................................................66 3.5.1. COMPORTAMIENTO DE SULFUROS DE FIERRO EN PRESENCIA DE CIANURO .........................................................................................................................67 3.5.1.1.. COMPORTAMIENTO DEL FIERRO EN PRESENCIA DE CIANURO .67. 3.5.1.2. COMPORTAMIENTO DE LA PIRROTÍTA EN PRESENCIA DE CIANURO 68 3.5.1.3.. LA PIRROTITA ES MÁS REACTIVA QUE LA PIRITA ........................71 viii.

(9) 3.5.2.. APLICACIÓN DEL PRE-TRATAMIENTO DE OXIDACIÓN ........................72. 3.5.2.1.. PRINCIPIO FUNDAMENTAL DE LA PRE-AIREACIÓN ......................73. 3.5.2.2.. REACCIONES QUÍMICAS DE OXIDACIÓN DE FIERRO ....................73. 3.5.2.3.. REACCIONES QUÍMICAS DE OXIDACIÓN DE AZUFRE ...................76. 3.5.2.4.. FINALIDAD DE LA OXIDACIÓN DEL AZUFRE Y HIERRO ..............79. 3.6. MECANISMOS DE ADSORCIÓN ADSORCIÓN DE ORO EN CARBÓN ACTIVADO ...........................................................................................................................79 3.6.1.. MECANISMOS DE ADSORCIÓN ...................................................................80. 3.6.2.. FENOMENOS DE ADSORCIÓN .....................................................................81. 3.6.3.. CAPACIDAD DE ADSORCIÓN DEL CARBÓN ACTIVADO .......................81. 3.6.3.1.. EL CARBÓN ACTIVADO ........................................................................81. 3.6.3.2.. CARACTERIZACIÓN DE CARBÓN ACTIVADO..................................82. 3.6.3.3.. MECANISMOS DE ACTIVACIÓN DE CARBÓN ..................................84. 3.6.4.. FACTORES QUE AFECTAN LA ADSORCIÓN .............................................85. CAPITULO IV ...........................................................................................................................87 DESARROLLO EXPERIMENTAL ..........................................................................................87 4.1.. CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA MINERAL ZONA MILLONARIA ......87. 4.2. ANÁLISIS MINERALÓGICO POR MICROSCOPIA ÓPTICA Y MICROSCOPIA ELECTRÓNICA DE BARRIDO ...........................................................................................88 4.2.1.. 4.3.. 4.2.1.1.. ANÁLISIS POR MICROSCOPIA ÓPTICA ..............................................89. 4.2.1.2.. MICROSCOPIA ELECTRÓNICA DE BARRIDO ....................................92. EFECTOS DE LA GOETHITA EN EL PROCESOS DE CIANURACIÓN ..............97. 4.3.1. 4.4.. FORMACIÓN DE LA GEOTHITA ...................................................................97. METODOLOGIA DE TRABAJO..............................................................................99. 4.4.1. 4.5.. RESULTADOS DE LOS ANÁLISIS MINERALÓGICOS ...............................88. DESCRIPCIÓN DE MATERIALES, REACTIVOS Y EQUIPOS ..................100. PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL ..................................................................101. 4.5.1.. PRUEBA Nº 1 CIANURACIÓN DIRECTA ....................................................101. 4.5.2.. PRUEBA N° 2 CIANURACIÓN ALCALINIZANDO pH ..............................101. 4.5.3.. PRUEBA Nº 3 CIANURACIÓN PREVIO LAVADO .....................................102. 4.5.4.. PRUEBA Nº 4 CIANURACIÓN PREVIA INYECCIÓN DE AIRE - 3 HORAS 103. 4.5.5.. PRUEBA Nº 5 CIANURACIÓN PREVIA INYECCIÓN DE AIRE - 6 HORAS 103. 4.5.6.. PRUEBA Nº 6 CIANURACIÓN PREVIA INYECCIÓN DE AIRE - 12 HORAS 104. 4.5.7.. PRUEBA Nº 7 CIANURACIÓN PREVIA INYECCIÓN DE AIRE - 24 HORAS 104. 4.5.8.. PRUEBA Nº 8 CIANURACIÓN PREVIA INYECCIÓN DE AIRE - 48 HORAS 105 ix.

(10) 4.6.. RESULTADOS DE PRUEBAS REALIZADAS .....................................................105. 4.7.. CONCLUCIONES ...................................................................................................106. 4.8.. RECOMENTACIONES ...........................................................................................107. 4.9.. BIBLIOGRAFIA ......................................................................................................108. INDICE GRÁFICOS GRÁFICO 2.8.0.1 MAPA DE LA PROVINCIA DE CONDESUYOS .....................................................4 GRÁFICO 2.8.0.1 MAPA DE UBICACIÓN SATELITAL PLANTA - CENTURY MINING PERÚ.......6 GRÁFICO 2.8.0.1COLUMNA ESTRATIGRÁFICA REGIONAL - CENTURY MINING PERÚ ...........9 GRÁFICO 2.8.0.1 FLOWSHEET PLANTA CONCENTRADORA 750 TMSD- UMSJA ...................... 16 GRÁFICO 2.8.0.1 DIAGRAMA DE FLUJO BALANCEADO DE CIRCUITO ABIERTO ACTUAL DE CHANCADO PRIMARIO Y SECUNDARIO ............................................................................... 18 GRÁFICO 2.1.1.1 CHANCADORA DE QUIJADAS 10 X 24 - CHANCADO PRIMARIO .................. 19 GRÁFICO 2.1.1.2 ZARANDA VIBRATORIA FIMA DENVER 4"X8" – CLASIFICACIÓN CHANCADO PRIMARIO ............................................................................................................. 20 GRÁFICO 2.1.1.1CHANCADORA SECUNDARIA CÓNICA SYMONS 3” - CHANCADO SECUNDARIO .............................................................................................................................. 21 GRÁFICO 2.1.1.1 FLOWSHEET SECCIÓN DE MOLIENDA SULFUROS CENTURY MINING PERÚ S.A.C. ................................................................................................................................. 23 GRÁFICO 2.1.1.1 EFICIENCIA DE MOLIENDA PRIMARIA CIRCUITO 1 SULFUROS – MOLINO 6X6 ................................................................................................................................................ 25 GRÁFICO 2.1.1.2 EFICIENCIA DE REMOLIENDA CIRCUITO 1 SULFUROS – MOLINO 5X6 ..... 26 GRÁFICO 2.1.1.1 CURVA DE PARTICIÓN – CLASIFICACIÓN CIRCUITO 1 SULFUROS ............. 28 GRÁFICO 2.1.1.2 EFICIENCIA CLASIFICACIÓN - CIRCUITO 1 SULFUROS ................................. 29 GRÁFICO 2.1.1.1 EFICIENCIA DE MOLIENDA PRIMARIA CIRCUITO 2 SULFUROS – MOLINO 6X6 ................................................................................................................................................ 31 GRÁFICO 2.1.1.2 EFICIENCIA DE REMOLIENDA CIRCUITO 2 SULFUROS – MOLINO 5X6 ...... 32 GRÁFICO 2.1.1.1 CURVA DE PARTICIÓN - CLASIFICACIÓN CIRCUITO 2 SULFUROS ............. 34 GRÁFICO 2.1.1.2 EFICIENCIA CLASIFICACIÓN – CIRCUITO 2 SULFUROS ................................ 35 GRÁFICO 2.1.1.1 DIAGRAMA - CIRCUITO FLOTACIÓN ................................................................ 37 GRÁFICO 2.1.1.1 FLOWSHEET REMOLIENDA AMALGAMACIÓN ............................................... 39 GRÁFICO 2.1.1.1 FLOWSHEET SECCIÓN DE MOLIENDA ÓXIDOS CENTURY MINING PERÚ S.A.C. ............................................................................................................................................ 41 GRÁFICO 2.1.1.1 EFICIENCIA DE MOLIENDA PRIMARIA ÓXIDOS ............................................. 43 GRÁFICO 2.1.1.2 EFICIENCIA DE MOLIENDA SECUNDARIA ÓXIDOS ....................................... 44 GRÁFICO 2.1.1.3 EFICIENCIA DE MOLIENDA TERCIARIA – ÓXIDOS ......................................... 45 GRÁFICO 2.1.1.1 CURVA DE PARTICIÓN CLASIFICACIÓN D10 - ÓXIDOS ................................. 47 GRÁFICO 2.1.1.2 EFICIENCIA DE CLASIFICACIÓN D10 ÓXIDOS................................................. 48 GRÁFICO 2.1.1.3 CURVA DE PARTICIÓN CLASIFICACIÓN D4 - ÓXIDOS ................................... 50 GRÁFICO 2.1.1.4 EFICIENCIA CLASIFICACIÓN D4 - ÓXIDOS...................................................... 50 GRÁFICO 2.1.1.1 CIRCUITO LIXIVIACIÓN - ADSORCIÓN ............................................................. 52 GRÁFICO 2.1.1.1 CANAL DE TRANSPORTE DE RELAVES ............................................................ 53 GRÁFICO 2.1.1.1 DIAGRAMA DEL MECANISMO DE REACCIÓN DE DISOLUCIÓN DE ORO EN LA INTERFACE, SÓLIDO - LÍQUIDO ........................................................................................ 60 GRÁFICO 2.1.1.2 DIAGRAMA DE ESTABILIDAD EH-PH PARA EL SISTEMA CIANURO-AGUA. OBSERVÁNDOSE QUE PARA NIVELES DE PH MAYORES A 9.2 SE VERIFICA LA EVOLUCIÓN DE HCL. LAS LÍNEAS PUNTEADAS REPRESENTAN LA ZONA DE OCURRENCIA DEL AGUA ......................................................................................................... 62 GRÁFICO 2.1.1.3 DIAGRAMA DE ESTABILIDAD EH-PH PARA EL SISTEMA ORO-AGUA ........ 63 GRÁFICO 2.1.1.4 DIAGRAMA DE ESTABILIDAD EH-PH PARA EL SISTEMA ORO-CIANUROAGUA.LA ESPECIE AURODICIANURO ES ESTABLE EN SOLUCIONE ACUOSA EN TODO EL RANGO DE PH. NIVELES DE PH MAYORES A 9.2 PREVIENEN LA EVOLUCIÓN DE HCN. ............................................................................................................................................. 63. x.

(11) GRÁFICO 3.5.1.1.1 DIAGRAMA EH-PH DEL SISTEMA FE-CN-H2O A 25 ºC ................................. 68 GRÁFICO 3.5.1.2.1 DIAGRAMA EH-PH DEL SISTEMA FE-S-CN-H20 A 25 ºC ............................... 70 GRÁFICO 3.5.2.2.1DIAGRAMA EH-PH PARA EL SISTEMA FE-S-H2O A 25 ºC.............................. 74 GRÁFICO 3.5.2.3.1 DIAGRAMA EH-PH DEL SISTEMA S-H2O A 25ºC. (MARSDEN, HOUSE, 2006). ............................................................................................................................................ 77 GRÁFICO 3.5.2.3.2 DIAGRAMA EH-PH DEL SISTEMA S-H2O A 25ºC CON EL IÓN DE SO42OMITIDO. (MARSDEN, HOUSE, 2006). ..................................................................................... 78 GRÁFICO 3.6.3.1.1 PROPIEDADES DE ALGUNAS MATERIAS PRIMAS USADAS PARA LA PRODUCCIÓN DE CARBÓN ACTIVADO ................................................................................. 82 GRÁFICO 3.6.3.2.1 CARBÓN ACTIVADO.......................................................................................... 84 GRÁFICO 3.6.3.3.1MINERAL ZONA MILLONARIA ......................................................................... 88 GRÁFICO 4.2.1.1.1 FOTOMICROGRAFÍAS ....................................................................................... 92 GRÁFICO 4.2.1.2.1 PARTÍCULAS LIBERADAS DE PIRITA (PY) Y ORO NATIVO (AU) (AUMENTO 3990X). .................................................................................................................... 94 GRÁFICO 4.2.1.2.2 ORO NATIVO (AU) EN CONTACTO CON CUARZO (CZ) Y GOETHITA (GOE) (AUMENTO 5140X) .......................................................................................................... 95 GRÁFICO 4.2.1.2.3 PARTÍCULAS DE ORO NATIVO (AU) EN CONTACTO CON CUARZO (CZ) Y GOETHITA (GOE)(AUMENTO 24080X). ................................................................................... 96 GRÁFICO 4.2.1.2.1 AGITADOR DE RODILLOS – LIXIVIACIÓN EN BOTELLAS ........................ 100 GRÁFICO 4.2.1.2.2 CELDA DENVER PARA INSUFLAR AIRE ...................................................... 100 GRÁFICO 4.2.1.2.1COMPARACIÓN DE RESULTADOS OBTENIDOS .......................................... 106. xi.

(12) INDICE TABLAS TABLA 2.8.0.1 ORIGEN DE LOS YACIMIENTOS ............................................................................. 12 TABLA 2.8.0.1MINERALOGÍA ........................................................................................................... 12 TABLA 2.8.0.1 RATIO DE REDUCCIÓN ÁREA CHANCADO .......................................................... 17 TABLA 2.8.0.2 DESCRIPCIÓN DE EQUIPOS - CIRCUITO DE CHANCADO ................................... 17 TABLA 2.1.1.1 EFICIENCIA DE TRITURACIÓN - CHANCADO PRIMARIO .................................. 19 TABLA 2.1.1.2RATIO DE DISTRIBUCIÓN ZARANDA VIBRATORIA 4X8 PIES............................ 20 TABLA 2.1.1.1EFICIENCIA DE CHANCADORA CÓNICA SECUNDARIA 3 PIES.......................... 21 TABLA 2.1.1.1DESCRIPCIÓN DE EQUIPOS – CIRCUITO MOLIENDA SULFUROS ...................... 22 TABLA 2.1.1.1 RATIO DE REDUCCIÓN – MOLIENDA CIRCUITO 1 SULFUROS ......................... 24 TABLA 2.1.1.2 EFICIENCIA DE CLASIFICACIÓN CIRCUITO 1 SULFUROS ................................. 24 TABLA 2.1.1.3 CÁLCULO DE EFICIENCIA MOLIENDA PRIMARIA CIRCUITO 1 - SULFUROS . 25 TABLA 2.1.1.4 CÁLCULO DE EFICIENCIA DE REMOLIENDA SULFUROS CIRCUITO 1 SULFUROS ................................................................................................................................... 26 TABLA 2.1.1.1 DETERMINACIÓN DE LA CARGA CIRCULANTE - CLASIFICACIÓN CIRCUITO 1 SULFUROS ................................................................................................................................ 27 TABLA 2.1.1.1 RATIO DE REDUCCIÓN – MOLIENDA CIRCUITO 2 SULFUROS ......................... 30 TABLA 2.1.1.2 EFICIENCIA DE CLASIFICACIÓN CIRCUITO 2 SULFUROS ................................. 30 TABLA 2.1.1.3 CALCULO DE EFICIENCIA MOLIENDA PRIMARIA CIRCUITO 2 - SULFUROS . 31 TABLA 2.1.1.4 CALCULO DE EFICIENCIA MOLIENDA PRIMARIA CIRCUITO N° 2 – SULFUROS ................................................................................................................................... 32 TABLA 2.1.1.1 DETERMINACIÓN DE CARGA CIRCULANTE CLASIFICACIÓN CIRCUITO 2 SULFUROS ................................................................................................................................... 33 TABLA 2.1.1.1 ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO CONCENTRADO JIG .......................................... 36 TABLA 2.1.1.1ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO CONCENTRADO FLOTACIÓN ........................... 38 TABLA 2.1.1.1CARACTERÍSTICA EQUIPOS DE REMOLIENDA – AMALGAMACIÓN................ 39 TABLA 2.1.1.1 DESCRIPCIÓN DE EQUIPOS – CIRCUITO MOLIENDA.......................................... 40 TABLA 2.1.1.1 RATIO DE REDUCCIÓN MOLIENDA ÓXIDOS ....................................................... 42 TABLA 2.1.1.2 EFICIENCIA DE CLASIFICACIÓN D-10 ÓXIDOS ................................................... 42 TABLA 2.1.1.3 EFICIENCIA DE CLASIFICACIÓN D-4 ÓXIDOS ..................................................... 42 TABLA 2.1.1.4 CALCULO DE EFICIENCIA DE MOLIENDA PRIMARIA – ÓXIDOS ..................... 43 TABLA 2.1.1.5 CALCULO DE EFICIENCIA DE MOLIENDA SECUNDARIA – ÓXIDOS ............... 44 TABLA 2.1.1.6 CALCULO DE EFICIENCIA DE MOLIENDA TERCIARIA – ÓXIDOS.................... 45 TABLA 2.1.1.1 DETERMINACIÓN DE CARGA CIRCULANTE CLASIFICACIÓN D10 - ÓXIDOS 46 TABLA 2.1.1.2 DETERMINACIÓN DE CARGA CIRCULANTE CLASIFICACIÓN D4 - ÓXIDOS . 49 TABLA 3.6.3.3.1SIMBOLOGÍAS, ABREVIATURAS Y FORMULA .................................................. 88 TABLA 4.2.1.1.1 COMPOSICIÓN MINERALÓGICA GLOBAL ......................................................... 89 TABLA 4.2.1.1.2 ANÁLISIS DE GRADO DE LIBERACIÓN Y ASOCIACIONES MINERAL DE ACOPIO ........................................................................................................................................ 90 TABLA 4.2.1.2.1 DISTRIBUCIÓN ELEMENTAL DE LAS PARTÍCULAS DE ORO ANALIZADAS POR MEB...................................................................................................................................... 92 TABLA 4.2.1.2.2 DISTRIBUCIÓN ELEMENTAL PROMEDIO DE LA PIRITA Y LA GOETHITA .. 93 TABLA 4.2.1.2.1 RESULTADOS OBTENIDOS ................................................................................. 105. xii.

(13) CAPÍTULO I GENERALIDADES 1.1.. INTRODUCCIÓN. Las dificultades en el tratamiento por cianuración se presentan principalmente cuando el oro esta finamente encapsulado y diseminado en los minerales sulfurados, donde se encuentra en un alto porcentaje en tamaños menores de 20 micras, inclusive se tiene la presencia de oro sub-microscópico, entonces la sola presencia de sulfuros de hierro y metales base de minerales de arsénico, antimonio, bismuto, etc., hacen difícil su tratamiento. Las menas auríferas que contienen minerales sulfurados de hierro tales como pirita, marcasita, pirrotita, cuando son tratadas mediante la cianuración ,las especies de hierro tiende a descomponerse en la solución cianurada; de la misma forma minerales como arsenopirita, rejalgar y oropimente, entregan productos de descomposición que perjudican el proceso de disolución de los metales preciosos ,comúnmente encontramos oro asociado a este tipo de compuestos y plata enlazada químicamente a ellos, se les denomina minerales refractarios. En el Perú se tiene yacimientos de minerales de oro y plata con altos contenidos de elementos cianicidas y algunos refractarios, obteniéndo bajos porcentajes de recuperación y alto consumo de reactivos, es por ello que las compañías mineras buscar solución a dichos problemas. Haciendo una revisión de las nuevas tecnologías y tratamientos de minerales refractarios como es el caso del mineral complejo de zona millonaria se realizó pruebas de investigación metalúrgica de las principales variables que afectan el proceso de cianuración con este tipo de minerales, para así poder obtener una recuperación aceptable y que sea económicamente rentable.. 1.

(14) 1.2.. FUNDAMENTO DEL PROBLEMA. Las técnicas convencionales de extracción directa de los metales preciosos mediante soluciones alcalinas de cianuro resultan insatisfactorias para el mineral de zona millonaria ya que presenta altos consumos de reactivos, razón por la cual se ha presentado como alternativa los llamados pre tratamientos de oxidación con aire realizando así diferentes pruebas de investigación metalúrgica para que la cianuración del mineral de dicha zona sea rentable al proceso industrial. 1.3.. OBJETIVOS DEL PROYECTO. 1.3.1. OBJETIVO GENERAL: Determinar la influencia del pre tratamiento de oxidación con aire para lograr disminuir el alto consumo de reactivos que presenta la cianuración del mineral de zona millonaria por el método comúnmente usado, añadiendo una agitación con inyección de aire antes de adicionar hidróxido de sodio y cianuro de sodio al proceso de cianuración. 1.3.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS: . Evaluar la recuperación y disminuir el consumo de reactivos del mineral de zona MILLONARIA realizando pruebas de cianuración directa, previo lavado y pre tratamiento de oxidación con aire.. . Comparar los resultados de cianuración en las diferentes pruebas realizadas para determinar soluciones factibles y rentables en su proceso a nivel industrial.. 1.4.. HIPÓTESIS DE TRABAJO. La cianuración del mineral de zona MILLONARIA con presencia de minerales refractarios puede disminuir considerablemente su alto consumo de reactivos en el proceso de cianuración convencional aplicando lavados y pre tratamiento de oxidación con previa inyección de aire. 1.5.. UBICACIÓN. Minas de CENTURY MINING PERU S.A.C, con yacimientos de oro y plata está 2.

(15) ubicado al norte de la ciudad de Arequipa. Políticamente se sitúa dentro del distrito de Rio Grande provincia de Condesuyo, Arequipa, república del Perú, en el flanco del valle de Chorunga lado oeste con una altitud promedio que oxila dentro de los 740 a 780 m.s.n.m.. Coordenadas Geográficas Longitud. : 73º 02´ 43”. Latitud. : 15º 53´ 47”. 3.

(16) Gráfico 2.8.0.1 Mapa de la Provincia de Condesuyos 4.

(17) 1.5.1. ACCESIBILIDAD. Se ingresa por la carretera panamericana sur distrito de Ocoña (puente Ocoña) Provincia de Camaná mediante 67 km de carretera afirmada hasta el campamento de San Juan de Chorunga.. . Lima - Arequipa: 1082 Km.. . Arequipa - Camaná: 174 Km.. . Camaná - Ocoña: 50 Km.. . Ocoña - San Juan: 80 Km.. 1.6.. Vía aérea Vía Asfaltada Vía Asfaltado Vía carrozable afirmada. CLIMA Y VEGETACIÓN. Su clima que influye en la zona adonde se ubica el yacimiento minero, tiene características con variaciones de temperatura muy marcadas en verano durante los meses de diciembre a marzo, con una temperatura de 24 °C y un máximo de 30 °C, el invierno parece ser más largo a causa del frio que dura resto del año, con una neblina que se presenta a una altura de 800 a 1500metros. Así mismo el valle de SAN JUAN DE CHORUNGA es el resultado de la intensa actividad erosiva desarrollada por una parte, por la erosión de los ríos (Chorunga y Ocoña), y otra por los deslizamientos de materiales de ambos flancos de los valles formados. Como consecuencia de esta actividad da origen a numerosas quebradas y valles profundos. Cuenta con especies muy cotizadas, como el camarón y variedad de peces. La flora está constituida por diversos árboles frutales, sembríos y múltiples viñedos, los cuales son abastecidos de agua por el rio Ocaña.. 5.

(18) Gráfico 2.8.0.1 Mapa de Ubicación satelital planta - Century Mining Perú Fuente: Área de Geología – Century Mining Perú 6.

(19) 1.7.. RECURSOS NATURALES. 1.7.1. AGUAS SUPERFICIALES En el valle de Chorunga los recursos hídricos constituyen el problema principal, al no contar con estos en forma permanente, el curso del río Chorunga no carga agua, solo es en forma temporal durante el verano en los meses de enero a marzo que proviene de la quebrada Agua Blanca y la quebrada Chalhuane. La presencia de esta agua juega un papel importante, debido a que alimentan el acuífero o cuerpos de aguas subterránea en el cauce del río Chorunga. A 11.5 km. de distancia aproximada de aguas debajo de la planta de Beneficio termina la micro cuenca de san Juan de Chorunga y se une con la cuenca del río Ocoña que carga agua permanente durante todo el año y que corresponde el recurso hídrico principal de la zona que requiere su conservación. 1.7.2. AGUA SUBTERRANEA El recurso hídrico principal que existe en la micro cuenca de la quebrada de Chorunga, son los acuíferos existentes a lo largo del cauce de la quebrada a una profundidad que varía de 10 a 20 metros, cuyo origen es la infiltración y la saturación a lo largo y ancho del valle, por las aguas temporales que discurren en épocas de avenidas durante los meses lluviosos de enero a marzo. El caudal total aproximado de agua subterránea que se utiliza para el campamento es de 2592 m3/día, para planta de beneficio es de 1960 m3/día y para mina es de 1550 m3/día. 1.7.3. MINERÍA Minería subterránea; el método de explotación es del tipo corte y relleno ascendente en tajeos; es decir, en los cuales se arranca mineral por medio de rebanadas o cortes horizontales, empezando por la parte inferior del tajeo avanzando en forma ascendente, el mineral producto de cada disparo es extraído en su totalidad fuera del tajeo, el volumen extraído correspondientemente es rellenado, con material estéril el cual sirve para el sostenimiento de las rocas encajonantes y como piso para el siguiente corte.. 7.

(20) 1.8.. GEOLOGÍA Y MINERAGRAFÍA. Es un depósito de oro relacionado con batolitos. Estas estructuras mineralizadas en forma general tienen un orientación principal Oeste-Noroeste, que corresponde a las estructuras de cizalla que corresponden a las estructuras de tensión. El Plutón donde se emplaza la mayor mineralización, es conocido como Super Unidad Incahuasi, constituida por las facies granodiorita-tonalita. La asociación mineralógica es de acuerdo a su importancia: cuarzo-pirita-oro, cuarzogalena-esfalerita-calcopirita-oro y cuarzo-oxido de manganeso-limonitas-oro, esta última en las zonas de oxidación. Las principales alteraciones observadas en el campo son: alteración potásica, silicificación, epidotización, cloritización, limonitización-hematización y sericitización.. 1.8.1. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL El rasgo Estructural más importante en la zona, está representado por la Falla Choclón y sus sistemas de fracturas más importantes tienen rumbo NO–SE con variaciones de N 80° O y N 75° O, buzamiento vertical; el sistema de fracturas es seguido. por. la. zona. de. cizallamiento.. Este gran sistema de fracturas que se distribuyen en un espacio muy corto, acompañado de otro sistema de fracturas en sentido casi perpendicular. La falla Choclón viene a constituir el conducto y localizador del emplazamiento de las vetas del sistema NO - SE y. se. encuentran. rellenadas. por. soluciones. mineralizadas derivadas de la intrusión, las vetas contienen cuarzo, pirita escasa dentro de los que se distribuyen escasos valores de oro como inclusiones. No se observa un plegamiento en las rocas sedimentarias. En este caso a la formación Caravelí.. 8.

(21) Gráfico 2.8.0.1Columna estratigráfica regional - Century Mining Perú. 9.

(22) 1.8.2. ESTRATIGRAFÍA La. columna. estratigráfica. está. constituida. por. rocas. metamórficas,. (Pre. cambriano) sedimentarias y volcánico - sedimentarias, (Terciario Medio). El Pre cambriano está representado por rocas metamórficas que el. basamento. de. constituyen. la secuencia estratigráfica; aflora como consecuencia de la. profunda acción erosiva del río Ocoña. La parte superior está representada. por. rocas volcánicas y volcánicas sedimentarias de edad Terciario Medio a Cuaternario Reciente. 1.8.3. GEOMORFOLOGÍA El yacimiento de San Juan se encuentra ubicado, en la unidad geomorfológica Meseta Costanera formado por altiplanicies, elevaciones que van desde 1200 a 2400 metros de altura, con profundos valles tipo V y valles maduros.Esta unidad geomorfológica es el resultado de la etapa de erosión, las que durante su actividad han originado, quebradas y valles profundos presentes en las partes altas por donde discurren en forma impetuosa corrientes de agua, durante el período de lluvias hacia la costa. La quebrada de Chorunga, es una geoforma negativa que constituye la cuenca del Ocoña, forma uno de los principales valles amplio, que presenta gradiente suave y lecho amplio. El drenaje de la quebrada se efectúa por el valle y la quebrada de Chorunga que disecta al río Ocoña como afluente secundario por la localidad de Alto Molino, en épocas lluviosas. La quebrada Chorunga es seca durante el año, en los meses de Enero a Marzo suele bajar moderados caudales de aguas, producto de las fuertes precipitaciones en las partes altas, que alimenta al río Ocoña, la quebrada está formada por pequeños valles con un lecho amplio en la parte baja y estrecho a 6 kilómetros aguas arriba del Campamento San Juan, los desmoronamientos y asentamientos son moderados, debido a una moderada actividad erosiva por ser su gradiente moderado a fuerte en algunas partes y porque los flancos de los valles están constituidos por rocas intrusivas y metamórficas.. 10.

(23) 1.8.4. TOPOGRAFÍA La infraestructura del proyecto se encuentra instalada en la falda del Cerro San Juancito, margen derecha de la quebrada Chorunga, cuyo relieve presenta una pendiente suave elevándose bruscamente, manteniendo un ancho del valle de 500 metros aproximadamente, las quebradas presenta pequeñas terrazas que son los resultados de grandes huaycos que se sedimentaron y que han sido arrojados por el torrente de las aguas, tanto en el valle y las quebradas aguas arriba, todas las superficies de los cerros son resecos pétreos rocallosos y completamente desprovistas de condiciones para la agricultura debido a la falta de agua superficial.. 1.8.5. FISIOGRAFÍA La mina está emplazada en la unidad geomorfológica denominada “Meseta Costanera”. Esta unidad se caracteriza por tener un relieve suavemente ondulado formando una altiplanicie con algunas elevaciones pequeñas comprendidas entre las altitudes de 1,200 y 2,400 m.s.n.m.; se extienden paralelamente a la mina, de la costa y han sido cortadas por profundas quebradas hacia el Este por la quebrada seca de Chorunga y al Oeste por el río Ocoña. En el lugar de las labores mineras la topografía es moderadamente accidentada debido a que ha sido disectada por una quebrada poco profunda y de gran pendiente que baja en dirección SE hasta desembocar a la quebrada de Chorunga; las laderas de esta quebrada secundaria presenta superficies de erosión perfectamente delineada y llegan a formar pequeños acantilados bien pronunciados.. 1.8.6. ORIGEN DE LOS YACIMIENTOS. TIPO. ORIGEN. CARACTERÍSTICAS. 11.

(24) Hidrotermal, asociado a magmatismo calcoalcalino.. Todas las vetas o filones de relleno en grietas de ruptura son depósitos epigenéticos, primario e hipógeno. La mineralización posiblemente corresponde a una fase mesotermal inferior o hipotermal superior.. Estructura Diseminada. Hidrotermal. Se forma por procesos metasomáticos o reemplazamiento de un mineral anterior por otro de composición química diferente.. Estructura Stock-Work. Hidrotermal que se emplaza en la zona de hidrofracturamiento.. Se caracteriza por presentar una red de venillas entrelazadas que contienen relleno mineralizado.. Depósitos de Placeres. Formados por procesos exógenos.. Depósitos Vetiformes. Tabla 2.8.0.1 Origen de los Yacimientos Fuente: Área de Geología – Century Mining Perú. 1.8.7. MINERALOGÍA TIPO Elementos Nativos Sulfuros. Sulfosales Óxidos No metálicos. MINERAL. SIMBOLO. MINERAL. Oro. Au. Hipógeno. Pirita. FeS2. Hipógeno. Chalcopirita. CuFeS2. Hipógeno. Pirrotita. Fe. Hipógeno. Covelita. CuS. Supergénico. Tetraedrita. (Cu,Ag)10(Fe,Zn)2(Sb,As)4S13. Hipógeno. Limonita. Fe2O3n(H2O). Cuarzo. SiO2. Clorita. (Mg,Fe,Al)6(Al,Si)4O10(OH)8 Tabla 2.8.0.1Mineralogía. Fuente: Área de Geología – Century Mining Perú. En las estructuras vetiformes el relleno mineralógico está constituido por un filón de cuarzo lechoso, ferroginoso de color pardo – rojizo y cuarzo con microvenillas y agregados escamosos de clorita; así mismo limonitas asociadas a concentraciones de pirita, que a veces incluye agregados de calcopirita, galena, esfalerita, pirrotita, covelita,. 12.

(25) tetraclorita identificado solo al microscopio y oro nativo.. 1.8.8. MINERAGRAFÍA . Pirita: Mineral mayoritario del espécimen, miden desde 3 micras hasta 5 mm de diámetro. La pirita constituye microvenillas, venillas y bandas irregulares que cruzan al cuarzo y a la clorita. Ocasionalmente la pirita se encuentra diseminada localmente en el material no metálico (cuarzo y clorita).. . Oro Nativo: Está asociado a la pirita y cuarzo, rellenan microfracturas de ciertas partes de la pirita y las microvenillas de oro nativo miden desde 5 micras de longitud x 0.25 micras de ancho hasta 30 micras de longitud x 3 micras de ancho. El oro nativo está presente en algunas muestras de cuarzo.. . Chalcopirita: Forma numerosas microvenillas que cruzan los cristales de pirita y en menor escala los granos de cuarzo. Ocasionalmente la calcopirita se ubica en los contactos de pirita- cuarzo.. . Pirrotita: Mineral minoritario que ocurre como inclusiones en la pirita.. . Tetraedrita: Esporádicas microvenillas cortan a la pirita y a la calcopirita.. . Covelita: Escasos microhalos de este sulfuro supergénico.. CAPITULO II PROCESO ACTUAL 2.1.. DESCRIPCIÓN. Nombre. :. Concesión de Beneficio “San Juan de Arequipa”.. Titular. :. Century Mining. Perú SAC. Extensión. :. 45 Has.. Capacidad Instalada :. 750 TMSD.. Capacidad de Operación. :. 420 TMSD.. 13.

(26) Sistema de Tratamiento. :. Concentración: Flotación y gravimetría Lixiviación Fundición.. Producto Final Desechos a generarse. : :. carbón cargado con Au.. Relaves de Flotación y Relaves de cianuración.. En Planta Beneficio, se procesan dos tipos de minerales: Los Sulfuros al cual denominamos PB y los óxidos de mina y acopio,. En el caso de los Sulfuros se trata minerales auríferos; el oro, se encuentra diseminado en el cuarzo y otras partículas masivamente incluidas en pirita (sulfuro de hierro). Otros sulfuros además de pirita también contienen Oro. Para el caso de la pirita existen dos tipos reconocibles microscópicamente: pirita cristalizada sin contenido de oro y otra más oscura con valores auríferos (Pirita Aurífera). Los minerales de naturaleza Oxidada que contiene Óxidos de Fierro con Hematitas, limonitas, cuarzo con contenido de Oro incluido también están presentes en la zona, pero son tratados independientemente junto a los minerales de acopio sin proceso de flotación sino más bien por cianuración directa, lixiviación y la recuperación del Oro y Plata disuelta se hace sobre carbón activado. Planta Beneficio, tiene una capacidad instalada de 750 TMSD, actualmente la capacidad operativa es de 420 TMSD para flotación, el mineral tiene una ley promedio de 11.5 g/TM de oro y para lixiviación 200 TMSD. El área total es de 26.312 hectáreas, incluido las canchas de relave. El control mineralógico, es la pirita, aplicándose el proceso de Flotación Selectiva, para su concentración; el oro libre se capta mediante concentración gravimétrica (JIGS) en las descargas de los molinos de bolas 6´Øx 6´ FUNCAL primarios del circuito #1 y del #2. Los concentrados JIG y Flotación, son trasladados a la sección de Remolienda. Su posterior tratamiento de cianuración, con agitación mecánica se realiza en 03 tanques agitadores 20´Øx 20´, y la adsorción en 5 tanques agitadores 14´Øx 18´ obteniéndose pulpa conteniendo Oro y plata, así como algunos metales básicos Cobre, Plomo ; Zinc , Fierro que han sido disueltos en el proceso, los cuales son adsorbidos por el proceso. 14.

(27) CIP (carbón in pulpa) donde se obtiene carbón preñado para su posterior tratamiento de desorción.. 15.

(28) TOLVIN 50 Tn. TOLVA DE 1 1B 500 Tn. 150. CHANCADORA DE QUIJADA 10''X. FAJA TRANSPORTADORA N°3 24''x50'. FAJA TRANSPORTADORA N°1 24''x50'. TOLVA FINO 01:120 Tn ZARANDA - 4' X 8' FAJA TRANSPORTADORA N°2 24''x82'. O/F. FAJA ALIMENTADORA N°2 20''x23'. CICLON D-10 FAJA ALMENTADORA N°3 20''X25'. CICLON D-10. FAJA ALIMENTADORA N°1 18''x18'. CICLON D-4. MOLINO DE BOLAS 6'X 6' FAMESA. MOLINO DE BOLAS 6'X 6'RDL. MOLINO DE BOLAS 5'X 6' COMESA. MOLINO DE BOLAS 6'X 6' FUNCAL. MOLINO DE BOLAS 6'X 6' FUNCAL. MOLINO DE BOLAS - 5' X 6' FUNCAL. PLANTA DE PROCESO CIP TANQUES DE CIANURACION 20'X20' LINEA PARA CC DE PB (JIG,LAMAS,FLOT). FAJA TRANSPORTADORA N°4 BYPASS. RELAVE DE CC DE PB. TK N°6 20'x20' CAPADOR 2TM C*. O/F REMOLIENDA DE CC. TOLVA FINO 02:120 Tn. O/F OXIDOS PLANTA CIL. CHANCADORA CONICA - 3'. TK N°2 20'x20' LIXIVIACION. TK N°4 20'x20' ADSORCION 2 TM C*. TK N°5 20'x20' LIXIVIACION. TK N°3 20'x20' LIXIVIACION. TK N°1 20'x20' CAPADOR. BOMBA 5''X5'' SRL BOMBA 5X5 SRL. CONCENTRADOR JIG- 16" X 24". CONCENTRADOR JIG PANAMERICAN 26"X26". O/F. TK N°5 14'x18' CELDA DE FLOTACION DR 30. CELDA DE FLOTACION SUB A18. TK N°4 14'x18'. TK N°3 14'x18'. TK N°2 14'x18'. TK N°1 14'x18'. TANQUES DE ADSORCION 14'X18' Zaranda Vibratoria separac. carbon. CELDA SERRANO O/F. HIDROCICLON D-4. Relave de Flotacion. SOLUCION DE POZA CIL 1. MOLINO CONICO - 16" X 4 1/2". COCHA DE CONCENTRADO DE FLOTACION. AMALGAMADOR WHELLER PAM - 36" EN STAND BY. MOLINO TRATAMIENTO ESCORIAS 4' X 2'. RELAVE CIANURADO A POZA DE RELAVES CIL 1. Gráfico 2.8.0.1 Flowsheet planta concentradora 750 TMSD- UMSJA 16.

(29) 2.2.. SECCIÓN CHANCADO. El mineral extraído de Mina es transportado en volquetes de 20 TN, locomotores y descargados en la tolva No.1 con un tamaño de 4”. El mineral transportado mediante locomotora es descargado sobre la parrilla ubicada sobre la tolva N° 02. El área de chancado opera en circuito abierto con 02 etapas de chancado, chancado primario con una chancadora de quijadas 10” x 24” y el chancado secundario con una chancadora cónica de 3 pies de diámetro.. Descripción. F 80 micrones. P80 micrones. Ratio Reducción. Chancado primario. 86.449. 32.106. 2.69. Chancado secundario. 43.092. 16.308. 2.51. Circuito total. 86.449. 11.810. 7.49. Tabla 2.8.0.1 Ratio de reducción área chancado. 01. 02. 03. HP 04. 05. 06. 07. 08. 09.. Tolva de gruesos 650 TM de capacidad Parrilla (grizzly) de 4" Chancadora Primaria de Quijadas Blake Allis Chalmers 10" x24" - Motor 30 Electroiman Faja Transportadora 1 - Motor 4.8 HP de 24" x 50 ft. Zaranda Vibratoria Fima Denver 4"x8" malla 3/4 - Motor 12 HP Chancadora Secundaria Conica Symons 3' STD Faja Transportadora 2 - Motor 9 HP de 24" x 82 ft. Tolva de Finos de Madera - 120 TM de forma tronco conica. Tabla 2.8.0.2 Descripción de equipos - circuito de chancado. 17.

(30) DIAGRAMA DE FLUJO BALANCEADO DEL CIRCUITO ABIERTO ACTUAL DE CHANCADO PRIMARIO Y SECUNDARIO. 32.00. 0.64 2% H 2 O. 1 2 32.00 32.00. 0.64. 5. 2% H 2 O. 13.84. 0.64. 4. 0.64 2% H 2 O. 3. 6. 2% H 2 O. 7 32.0. 0.64 2% H 2 O 13.8. 0.64. 18.2. 2% H 2 O. 9. DATOS DE OPERACIÓN - CHANCADO Tratamiento 32.00 TMH/hr G.e 2.70 Kg/lt HUMEDAD 2 % K 0.63 %Passing Zaranda 3/4 56.76 %. 0.64 2% H 2 O. 8. PUNTO DESCRIPCIÓN. Mineral d' cabeza A CH. Quijadas 10" x24" Alimentación B Descarga C Zaranda Vibratoria Alimentación C D O/S U/S E CH. Conica Alimentación D Descarga F Tolva de finos Alimentación G. TMS 32.0. Ge 2.70. 32.0 32.0. 2.7 2.7. 32.0 13.8 18.2. 2.7 2.7 2.7. 13.8 13.8. 2.7 2.7. 32.0. 2.7. m3 H2O 8.0. Gráfico 2.8.0.1 Diagrama de flujo balanceado de circuito abierto actual de chancado primario y secundario. 18.

(31) 2.1.1. CHANCADO PRIMARIO El mineral se reduce de 4” a 2.5”, mediante el empleo de una Chancadora de Quijadas tipo BLAKE de 10”x24”, con una capacidad de 35 TMS/hr; el producto es descargado a la faja # 01.  EFICIENCIA DE CHANCADO PRIMARIO. La eficiencia de la chancadora primaria es mayor hasta 1.5 pulgadas y luego va disminuyendo para las fracciones menores, está trabajando a un 90 % de su capacidad, esto debido a que las fracciones finas de mineral ingresan a la chancadora primaria, El ratio de reducción se encuentra dentro del rango para la etapa primaria de chancado.. Gráfico 2.8.0.1 Chancadora de Quijadas 10 x 24 - chancado primario. Tabla 2.1.1.1 Eficiencia de trituración - chancado primario. 19.

(32)  EFICIENCIA DE ZARANDA VIBRATORIA. Gráfico 2.1.1.2 Zaranda Vibratoria Fima Denver 4"x8" – clasificación chancado primario. Tabla 2.1.1.2Ratio de distribución zaranda vibratoria 4x8 pies. 2.1.2. CHANCADO SECUNDARIO. 20.

(33) La faja # 01, transporta el mineral a una zaranda vibratoria de 4”x8”, los finos (undersize) pasan directamente a la faja # 02, los gruesos alimentan a una chancadora Cónica tipo Symons Standard de 3’, con una capacidad de 50 TMS/hr. El producto triturado a una granulometría de 80 % - 1/2” se une con el “undersize” de la zaranda y se almacena en la tolva # 01, cuya capacidad de almacenaje, es de 120 TMS. La chancadora secundaria es eficiente hasta la fracción 5/8”. El producto final de chancado tiene un P80 igual a 11,810 micrones que equivale a un tamaño mayor a 3/8 de pulgada.. Gráfico 2.1.1.1Chancadora Secundaria Cónica Symons 3” - chancado secundario. Tabla 2.1.1.1Eficiencia de chancadora cónica secundaria 3 pies. 2.2.. SECCIÓN MOLIENDA – CLASIFICACIÓN SULFUROS. Los 02 circuitos de molienda mineral PB tienen la misma configuración que comprende 21.

(34) de dos etapas de molienda, la primera molienda primaria en circuito abierto con el molino 6’ x 6’ y la molienda secundaria con el molino 5’ x 6’ en circuito cerrado con el ciclón D-10. La descarga de los molinos, pasan a un sistema de clasificación, el mismo, que permite obtener un producto fino en rebose “overflow” (o/f) que servirá de alimentación a la etapa de concentración, y el otro producto grueso “underflow” (u/f) retornará al circuito de molienda.. 01. 02. 03. 04. 05. 06. 07.. Molino de bolas 6´x6´ FUNCAL - Motor de 125.00 HP Concentrador gravimétrico JIG Denver Dúplex 16"x24" - Motor 2.40 HP Bomba de arena SRL 5"x5" - Motor 40.00 HP Molino de bolas 5"x6" COMESA - Motor de 75.00 HP Hidrociclón ICBA D-10 Molino de bolas 6´x6´ FUNCAL - Motor de 125.00 HP Molino de bolas 5´x6¨ FUNCAL - Mptpr de 75.00 HP. Tabla 2.1.1.1Descripción de equipos – circuito molienda sulfuros. 22.

(35) Gráfico 2.1.1.1 Flowsheet sección de molienda sulfuros century mining perú S.A.C.. 23.

(36) 2.2.1. MOLIENDA CIRCUITO N° 1 Compuesto por dos molinos de bolas de 6´x6´ FUNCAL y 5´x6´ COMESA; la clasificación se desarrolla mediante ciclones D-10.. Descripción. F 80 micrones. P80 micrones. 11.302. 507. 22.29. 422. 279. 1.51. 11.302. 128. 88.29. Molienda primaria Molienda secundaria Circuito total. Ratio Reducción. Tabla 2.1.1.1 Ratio de reducción – molienda circuito 1 sulfuros. Descripción. Unidades. Valor. Malla -200 (O/F ciclón D-10). %. 59.52. Carga circulante. %. 2.513. d-50 corregido. Micrones. Eficiencia de clasificación Work Index asumido. 127. %. 56.11. Kw h/t. 14.5. Tabla 2.1.1.2 Eficiencia de clasificación circuito 1 sulfuros. 24.

(37) CALCULO DE EFICIENCIA MOLIENDA PRIMARIA CIRCUITO N°1 - SULFUROS. Malla. Abertura micrones. 3/4'' 5/8". Eficiencia. Alimento 6x6 % Ac(+). Descarga 6x6 % Ac(+). 19050. 1.91. 0.00. 100.00. 15875. 5.19. 0.00. 100.00. 1/2''. 12700. 12.13. 0.00. 100.00. 3/8''. 9525. 27.65. 0.00. 100.00. 1/4''. 6350. 44.25. 0.00. 100.00. 4. 4750. 52.39. 0.00. 100.00. 8. 2360. 66.97. 0.00. 100.00. 10. 2000. 69.84. 0.91. 98.70. 14. 1410. 75.05. 4.78. 93.63. 20. 850. 80.45. 8.43. 89.52. 35. 500. 84.80. 20.27. 76.09. 50. 300. 87.82. 35.08. 60.05. 70. 212. 89.56. 45.79. 48.88. 100. 150. 90.95. 54.67. 39.89. 140. 105. 92.18. 62.41. 32.29. 170. 88. 92.60. 64.92. 29.89. 200. 75. 93.23. 69.02. 25.97. 270. 53. 94.02. 73.58. 21.74. 325. 45. 94.43. 75.63. 19.91. 400. 38. 94.73. 77.68. 18.00. - 400. 20. 100.00. 100.00. 0.00. Molienda. Tabla 2.1.1.3 Cálculo de eficiencia molienda primaria circuito 1 - sulfuros. 100 80 60 40. 400. 325. 270. 200. 170. 140. 100. 70. 50. 35. 20. 14. 10. 8. 4. 1/4''. 3/8''. 1/2''. 0. 5/8". 20. 3/4''. % Eficiencia de Molienda. 120. Malla. Gráfico 2.1.1.1 Eficiencia de molienda primaria circuito 1 sulfuros – molino 6x6. 25.

(38) CALCULO DE EFICIENCIA DE REMOLIENDA CIRCUITO 1 - SULFUROS. Malla. Abertura micrones. 3/4''. 19050. 5/8". 15875. 1/2''. 12700. 3/8''. 9525. 1/4''. 6350. 4. 4750. Alimento 5x6 % Ac(+). Eficiencia. Descarga 5x6 % Ac(+). Molienda. 8. 2360. 10. 2000. 0.53. 14. 1410. 1.87. 0.31. 83.15. 20. 850. 5.60. 1.26. 77.54. 35. 500. 14.13. 4.72. 66.63. 50. 300. 30.53. 15.88. 47.99. 100.00. 70. 212. 49.73. 33.96. 31.71. 100. 150. 67.87. 52.83. 22.16. 140. 105. 79.60. 67.77. 14.87. 170. 88. 82.80. 71.23. 13.98. 200. 75. 86.80. 76.73. 11.60. 270. 53. 90.13. 82.08. 8.94. 325. 45. 91.73. 84.28. 8.13. 400. 38. 92.80. 86.16. 7.15. - 400. 20. 100.00. 100.00. 0.00. Tabla 2.1.1.4 Cálculo de eficiencia de remolienda sulfuros circuito 1 - sulfuros. 90. 70 60 50 40. 30 20. 400. 325. 270. 200. 170. 140. 70. 50. 35. 0. 100. 10 20. % Eficiencia de Molienda. 80. Malla. Gráfico 2.1.1.2 Eficiencia de remolienda circuito 1 sulfuros – molino 5x6 26.

(39) 2.2.2. CLASIFICACIÓN CIRCUITO N°1. CALCULO DE LA CARGA CIRCULANTE POR EL METODO DE LAS MALLAS Malla. 4 8 10 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. Abertura 0 0 0 0 0 3366 2182 1679 1089 648 385 250 177 125 96 81 63 48 40 19. fF(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.18 0.53 1.60 5.15 15.97 33.90 53.24 63.35 66.90 72.40 77.82 79.95 81.72 100.00. fR(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.09 4.60 13.57 27.35 32.17 40.48 50.11 55.14 57.99 100.00. fD(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.53 1.87 5.60 14.13 30.53 49.73 67.87 79.60 82.80 86.80 90.13 91.73 92.80 100.00. CC = D/R. 0.499 0.399 0.399 0.573 1.022 1.850 2.712 2.216 2.185 2.218 2.250 2.104 2.142 -. C.C. = 1.582. CALCULO DE LA CARGA CIRCULANTE POR EL METODO DE LOS MINIMOS CUADRADOS J® J(r) min = 39.58152. C.C. = D/R = r = 2.100 D/F = 0.677 R/F = 0.323. F=D+R. CALCULO DE LA CARGA CIRCULANTE POR EL METODO DE LAGRANGE. Malla. 4 8 10 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. Abertura 0 0 0 0 0 3366 2182 1679 1089 648 385 250 177 125 96 81 63 48 40 19. Alimento (F) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.18 0.35 1.06 3.55 10.83 17.92 19.34 10.12 3.55 5.50 5.41 2.13 1.77 18.28 100.00. Alfa = 0.28468. % en Peso Over (O) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.09 3.50 8.97 13.79 4.81 8.32 9.63 5.03 2.84 42.01 100.00. Under (U) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.53 1.33 3.73 8.53 16.40 19.20 18.13 11.73 3.20 4.00 3.33 1.60 1.07 7.20 100.00. F= 1. PCC 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.75 11.30 -8.57 -2.27 3.62 1.87 2.03 5.48 1.51 2.14. F-U 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.36 -0.98 -2.67 -4.98 -5.57 -1.28 1.21 -1.62 0.35 1.50 2.08 0.53 0.71 11.08. O-U 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.53 -1.33 -3.73 -8.53 -15.31 -15.70 -9.16 2.05 1.61 4.32 6.29 3.43 1.78 34.81. ( O - U )^2 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.28 1.78 13.94 72.82 234.27 246.46 83.94 4.21 2.61 18.62 39.62 11.78 3.16 1211.95 1945.442. ( F- U ) x ( O - U ). 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.19 1.30 9.96 42.53 85.33 20.04 -11.09 -3.32 0.56 6.48 13.09 1.82 1.26 385.68 553.833. U = 0.715 O = 0.285. C.C. = U / O = 2.513. Tabla 2.1.1.1 Determinación de la carga circulante - clasificación circuito 1 sulfuros. 27.

(40) DETERMINACION DE LA CURVA DE PARTICION Y CALCULO DEL D50 Muestra :. ALIMENTO 57.36. Hidrociclon D-10 ; Circuito N°1. % DE SOLIDOS REBOSE DESCARGA 37.51 76.85. AGUA EN LA DESCARGA AGUA EN LA ALIMENTO. =. P =. 0.2745. TABLA DE PARTICION CORREGIDA :. MALLA 0 0 0 0 4 8 10. ABERTURA 0 0 0 0 0 3366 2182. ED(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 104.15. ED(x) Corr 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 105.72. ER(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -4.15. ED(x)calc 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 81.46 77.65. 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. 1679 1089 648 385 250 177 125 96 81 63 48 40 19. 105.17 104.87 102.99 97.24 91.09 80.98 62.89 57.87 50.48 42.23 36.58 45.13 26.30. 107.13 106.71 104.11 96.19 87.71 73.79 48.85 41.93 31.74 20.37 12.58 24.37 -1.58. -5.17 -4.87 -2.99 2.76 8.91 19.02 37.11 42.13 49.52 57.77 63.42 54.87 73.70. 75.23 71.08 65.96 60.77 56.47 53.11 49.81 47.37 45.78 43.53 41.28 39.78 33.66. ECUACION DE LA CURVA DE PARTICION CORREGIDA :. 0.271 ED = 100 - 100 EXP. -0.6931. 127.553. CURVA DE PARTICION. CURVA TROMP. 110. 110. 100. 100. 90. 90. 80. 80 70. 70. 60. 60. ED(x). ED(X). X. 50. 40. 50. 40 30. 30. Curva de Particion. 20. 20. Curva de Particion Corregida. 10. Descarga. 10. Curva de Particion Calculada. -10. 0 10. 100. 1000. Rebose. 0 10. 10000. 100. 1000. 10000. ABERTURA. ABERTURA. d50 = 79.608 micrones d50 Corr = 127.553 micrones d50 Calc = 127.630 micrones. Gráfico 2.1.1.1 Curva de partición – clasificación circuito 1 sulfuros. 28.

(41) EFICIENCIA DE CLASIFICACION Muestra :. Hidrociclon D-10 ; Circuito N°1. TABLA DE DATOS CORREGIDOS :. MALLA 0 0 0 0 4 8 10 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. ABERTURA 0 0 0 0 0 3366 2182 1679 1089 648 385 250 177 125 96 81 63 48 40 19. %PESO 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.30 0.71 2.00 4.98 11.23 15.50 16.68 11.57 3.66 5.43 5.38 2.50 1.69 18.38 97.00. ALIMENTO F( x ) 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 99.70 99.00 97.00 92.02 80.79 65.29 48.61 37.04 33.38 27.94 22.56 20.06 18.38 0.00. G( x ) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.30 1.00 3.00 7.98 19.21 34.71 51.39 62.96 66.62 72.06 77.44 79.94 81.62 100.00. %PESO 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.04 -0.11 -0.30 -0.46 0.96 4.28 9.83 13.31 4.78 8.34 9.64 4.91 2.87 41.98 100.00. REBOSE F( x ) 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.04 100.15 100.45 100.91 99.95 95.67 85.84 72.52 67.74 59.41 49.77 44.85 41.98 0.00. G( x ) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.04 -0.15 -0.45 -0.91 0.05 4.33 14.16 27.48 32.26 40.59 50.23 55.15 58.02 100.00. %PESO 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.45 1.10 3.10 7.57 16.12 20.84 19.94 10.75 3.13 4.05 3.35 1.35 1.12 7.13 95.35. DESCARGA F( x ) 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 99.55 98.45 95.35 87.79 71.66 50.82 30.88 20.14 17.01 12.96 9.61 8.26 7.13 0.00. G( x ) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.45 1.55 4.65 12.21 28.34 49.18 69.12 79.86 82.99 87.04 90.39 91.74 92.87 100.00. CURVAS de G - G - S 110 fR(d50) = 58.85. 100 90. fF(d50) = 27.63. %Acum. Pasante. 80. fD(d50) = 12.76. 70 60 50 EFICIENCIA :. 40. n1 = 0.687 n2 = 0.817. 30 Alimento. 20. n = 56.11%. Rebose. 10. Descarga. 0 10. 100. 1000. 10000. Abertura. Gráfico 2.1.1.2 Eficiencia clasificación - circuito 1 sulfuros. 29.

(42) 2.2.3. MOLIENDA CIRCUITO N° 2 Compuesto por dos molinos de bolas de 6´x6´ y 5´x6´ FUNCAL; la clasificación se desarrolla mediante ciclones D-10. Descripción. F 80 micrones. P80 micrones. 11.302. 525. 21.53. 399. 299. 1.33. 11.302. 153. 76.86. Molienda primaria Molienda secundaria Circuito total. Ratio Reducción. Tabla 2.1.1.1 Ratio de Reducción – molienda circuito 2 sulfuros. Descripción. Unidades. Valor. Malla -200 (O/F ciclón D-10). %. 53.83. Carga circulante. %. 1.868. d-50 corregido. Micrones. Eficiencia de clasificación Work Index asumido. 129. %. 53.80. Kw h/t. 14.5. Tabla 2.1.1.2 Eficiencia de clasificación circuito 2 sulfuros. 30.

(43) CALCULO DE EFICIENCIA MOLIENDA PRIMARIA CIRCUITO N°2 - SULFUROS Eficiencia. Malla. Abertura micrones. Alimento 6x6 % Ac(+) Descarga 6x6 % Ac(+). 3/4''. 19050. 3.88. 0.00. 100.00. 5/8". 15875. 7.43. 0.00. 100.00. 1/2''. 12700. 14.75. 0.00. 100.00. 3/8''. 9525. 27.12. 0.00. 100.00. 1/4''. 6350. 41.32. 0.00. 100.00. 4. 4750. 48.93. 0.00. 100.00. 8. 2360. 62.75. 0.00. 100.00. 10. 2000. 65.85. 1.43. 97.83. 14. 1410. 71.58. 3.58. 95.00. 20. 850. 77.72. 9.55. 87.72. 35. 500. 82.74. 21.00. 74.62. 50. 300. 86.29. 34.84. 59.62. 70. 212. 88.36. 44.99. 49.09. 100. 150. 89.99. 53.34. 40.72. 140. 105. 91.39. 61.10. 33.15. 170. 88. 91.83. 63.48. 30.87. 200. 75. 92.50. 67.54. 26.98. 270. 53. 93.39. 72.20. 22.69. 325. 45. 93.75. 74.34. 20.70. 400. 38. 94.05. 76.49. 18.67. - 400. 20. 100.00. 100.00. 0.00. Molienda. Tabla 2.1.1.3 Calculo de eficiencia molienda primaria circuito 2 - sulfuros. 100 80 60 40. 400. 325. 270. 200. 170. 140. 100. 70. 50. 35. 20. 14. 10. 8. 4. 1/4''. 3/8''. 1/2''. 0. 5/8". 20 3/4''. % Eficiencia de Molienda. 120. Malla. Gráfico 2.1.1.1 Eficiencia de molienda primaria circuito 2 sulfuros – molino 6x6 31.

(44) CALCULO DE EFICIENCIA DE REMOLIENDA CIRCUITO 2 - SULFUROS. Alimento 5x6 % Ac(+). Eficiencia. Malla. Abertura micrones. Descarga 5x6 % Ac(+). 3/4''. 19050. 0.00. 0.00. 5/8". 15875. 0.00. 0.00. 1/2''. 12700. 0.00. 0.00. 3/8''. 9525. 0.00. 0.00. 1/4''. 6350. 0.00. 0.00. 4. 4750. 0.00. 0.00. 8. 2360. 0.00. 0.00. 10. 2000. 0.63. 0.00. 100.00. 14. 1410. 1.50. 0.40. 73.30. 20. 850. 4.25. 1.47. 65.44. 35. 500. 11.75. 5.61. 52.28. 50. 300. 29.25. 19.76. 32.45. 70. 212. 51.00. 42.59. 16.49. 100. 150. 69.00. 63.15. 8.48. 140. 105. 80.38. 78.10. 2.83. 170. 88. 83.50. 81.04. 2.94. 200. 75. 87.63. 85.85. 2.03. 270. 53. 91.13. 89.59. 1.69. 325. 45. 92.38. 91.19. 1.28. 400. 38. 93.38. 92.26. 1.20. - 400. 20. 100.00. 100.00. 0.00. Molienda. Tabla 2.1.1.4 Calculo de eficiencia molienda primaria circuito N° 2 – sulfuros. 70. 50 40 30 20. 400. 325. 270. 200. 170. 140. 70. 50. 35. 0. 100. 10 20. % Eficiencia de Molienda. 60. Malla. Gráfico 2.1.1.2 Eficiencia de remolienda circuito 2 sulfuros – molino 5x6. 32.

(45) 2.2.4. CLASIFICACIÓN CIRCUITO N° 2. CALCULO DE LA CARGA CIRCULANTE POR EL METODO DE LAS MALLAS Malla. 4 8 10 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. Abertura 0 0 0 0 0 3366 2182 1679 1089 648 385 250 177 125 96 81 63 48 40 19. fF(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.18 0.53 1.60 5.15 15.97 33.90 53.24 63.35 66.90 72.40 77.82 79.95 81.72 100.00. fR(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 2.62 8.97 20.56 34.21 38.69 46.17 54.77 58.13 61.31 100.00. fD(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.63 1.50 4.25 11.75 29.25 51.00 69.00 80.38 83.50 87.63 91.13 92.38 93.38 100.00. CC = D/R. 0.397 0.550 0.602 0.779 1.006 1.457 2.073 1.713 1.700 1.724 1.732 1.755 1.752 -. C.C. = 1.326. CALCULO DE LA CARGA CIRCULANTE POR EL METODO DE LOS MINIMOS CUADRADOS J® J(r) min = 31.41720. C.C. = D/R = r = D/F = 0.667 R/F = 0.333. 2.000. F=D+R. CALCULO DE LA CARGA CIRCULANTE POR EL METODO DE LOS MINIMOS CUADRADOS J® J(r) min = 31.41720. C.C. = D/R = r = D/F = 0.667 R/F = 0.333. 2.000. F=D+R. CALCULO DE LA CARGA CIRCULANTE POR EL METODO DE LAGRANGE. Malla. 4 8 10 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. Abertura 0 0 0 0 0 3366 2182 1679 1089 648 385 250 177 125 96 81 63 48 40 19. Alimento (F) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.18 0.35 1.06 3.55 10.83 17.92 19.34 10.12 3.55 5.50 5.41 2.13 1.77 18.28 100.00. Alfa = 0.34864. % en Peso Over (O) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 2.62 6.36 11.59 13.64 4.49 7.48 8.60 3.36 3.18 38.69 100.00. Under (U) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.63 0.88 2.75 7.50 17.50 21.75 18.00 11.38 3.13 4.13 3.50 1.25 1.00 6.63 100.00. F= 1. PCC 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.23 3.02 -5.77 -2.80 2.21 1.44 1.67 1.40 1.81 1.75. F-U 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.45 -0.52 -1.69 -3.95 -6.67 -3.83 1.34 -1.26 0.42 1.38 1.91 0.88 0.77 11.65. O-U 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.63 -0.88 -2.75 -7.50 -14.88 -15.39 -6.41 2.27 1.36 3.35 5.10 2.11 2.18 32.07. ( O - U )^2 ( F - U ) x ( O - U ) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.39 0.28 0.77 0.46 7.56 4.63 56.25 29.63 221.51 99.34 237.00 58.91 41.10 -8.61 5.15 -2.86 1.85 0.58 11.23 4.61 25.99 9.75 4.47 1.86 4.74 1.69 1028.27 373.69 1646.291 573.955. U = 0.651 O = 0.349. C.C. = U / O = 1.868. Tabla 2.1.1.1 Determinación de carga circulante clasificación circuito 2 sulfuros. 33.

(46) DETERMINACION DE LA CURVA DE PARTICION Y CALCULO DEL D50 Muestra :. ALIMENTO 58.00. Hidrociclon D-10 ; Circuito N°2. % DE SOLIDOS REBOSE DESCARGA 37.51 78.39. AGUA EN LA DESCARGA AGUA EN LA ALIMENTO. =. P =. 0.2538. TABLA DE PARTICION CORREGIDA :. MALLA 0 0 0 0 4 8 10. ABERTURA 0 0 0 0 0 3366 2182. ED(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 105.16. ED(x) Corr 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 106.91. ER(x) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -5.16. ED(x)calc 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 97.84 95.29. 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. 1679 1089 648 385 250 177 125 96 81 63 48 40 19. 103.25 103.52 102.31 93.71 87.05 75.96 61.41 58.15 52.94 45.38 43.79 39.04 26.57. 104.36 104.72 103.10 91.57 82.65 67.79 48.28 43.92 36.93 26.81 24.67 18.31 1.60. -3.25 -3.52 -2.31 6.29 12.95 24.04 38.59 41.85 47.06 54.62 56.21 60.96 73.43. 93.02 88.00 80.11 70.73 62.40 55.78 49.35 44.70 41.74 37.68 33.80 31.30 22.06. ECUACION DE LA CURVA DE PARTICION CORREGIDA :. 0.525 ED = 100 - 100 EXP. -0.6931. 129.636. CURVA DE PARTICION. CURVA TROMP. 110. 110. 100. 100. 90. 90. 80. 80 70. 70. 60. 60. ED(x). ED(X). X. 50 40. 50 40. 30. 30. Curva de Particion. 20. 20. Curva de Particion Corregida. 10. 10. Curva de Particion Calculada. Descarga. -10. 0 10. 100. 1000. Rebose. 0 10. 10000. 100. 1000. 10000. ABERTURA. ABERTURA. d50 = 73.457 micrones d50 Corr = 129.636 micrones d50 Calc = 129.809 micrones. Gráfico 2.1.1.1 Curva de partición - clasificación circuito 2 sulfuros. 34.

(47) EFICIENCIA DE CLASIFICACION Muestra :. Hidrociclon D-10 ; Circuito N°2. TABLA DE DATOS CORREGIDOS :. MALLA 0 0 0 0 4 8 10 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. ABERTURA 0 0 0 0 0 3366 2182 1679 1089 648 385 250 177 125 96 81 63 48 40 19. %PESO 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.33 0.50 1.56 4.48 11.93 17.08 17.11 11.41 3.57 5.33 5.28 2.02 1.74 17.66 97.61. ALIMENTO F( x ) 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 99.67 99.17 97.61 93.13 81.20 64.11 47.01 35.60 32.03 26.69 21.42 19.40 17.66 0.00. G( x ) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.33 0.83 2.39 6.87 18.80 35.89 52.99 64.40 67.97 73.31 78.58 80.60 82.34 100.00. %PESO 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.05 -0.05 -0.16 -0.31 2.25 6.63 12.33 13.21 4.48 7.53 8.64 3.40 3.19 38.90 100.00. REBOSE F( x ) 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.05 100.10 100.26 100.58 98.33 91.69 79.36 66.14 61.66 54.13 45.49 42.09 38.90 0.00. G( x ) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 -0.05 -0.10 -0.26 -0.58 1.67 8.31 20.64 33.86 38.34 45.87 54.51 57.91 61.10 100.00. %PESO 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.52 0.78 2.42 6.88 16.77 22.31 19.49 10.51 3.11 4.24 3.59 1.32 1.02 7.04 96.28. DESCARGA F( x ) 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 99.48 98.70 96.28 89.40 72.64 50.33 30.83 20.32 17.21 12.98 9.38 8.06 7.04 0.00. G( x ) 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.52 1.30 3.72 10.60 27.36 49.67 69.17 79.68 82.79 87.02 90.62 91.94 92.96 100.00. CURVAS de G - G - S 110 fR(d50) = 50.75. 100 90. fF(d50) = 24.60. %Acum. Pasante. 80. fD(d50) = 11.51. 70 60 50 EFICIENCIA :. 40. n1 = 0.688 n2 = 0.782. 30 Alimento. 20. n = 53.80%. Rebose. 10. Descarga. 0 10. 100. 1000. 10000. Abertura. Gráfico 2.1.1.2 Eficiencia clasificación – circuito 2 sulfuros. 35.

(48) 2.3.. SECCIÓN CONCENTRACIÓN. La concentración de la pirita aurífera se realiza mediante dos métodos: por gravimetría y por flotación.. 2.3.1. CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA Se emplea con el objetivo de captar el oro libre, así como, partículas grandes de pirita aurífera, que por su mayor peso específico, sedimentan fácilmente. Para lo cual se usa un concentrador gravimétrico pulsatorio Denver Dúplex (Denver Mineral JIG). El análisis granulométrico del concentrado gravimétrico Jigs, tiene el 2.5% pasante en la malla 200, este producto debe ser liberado hasta obtener una granulometría mayor a 85% -200M.. Malla 10 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. Abertura 2000 1410 850 500 300 212 150 105 88 75 53 45 38 19. Peso (gr) 47.00 92.00 202.00 272.00 241.00 124.00 76.00 48.00 12.00 16.00 12.00 4.00 2.00 11.00 1159. % peso 4.06 7.94 17.43 23.47 20.79 10.70 6.56 4.14 1.04 1.38 1.04 0.35 0.17 0.95 100.00. % Ac (+) 4.06 11.99 29.42 52.89 73.68 84.38 90.94 95.08 96.12 97.50 98.53 98.88 99.05 100.00. % Ac (-) 95.94 88.01 70.58 47.11 26.32 15.62 9.06 4.92 3.88 2.50 1.47 1.12 0.95 0.00. Tabla 2.1.1.1 Análisis granulométrico concentrado JIG. 2.3.2. CONCENTRACIÓN DE MINERALES SULFURADOS. 36.

(49) El objetivo es separar la pirita aurífera (mena) del material estéril (ganga). La pulpa del “overflow” del clasificador, ingresa al proceso de Flotación, realizándose la concentración en un circuito de 12 celdas, del tipo Denver Sub A-18 SP, divididas en cuatro (03) bancadas: 2 Rougher y 1 Cleaner, así mismo, con 6 celdas del tipo DR100 divididas en dos (02) bancadas, como etapa Rougher. Los concentrados obtenidos por flotación son depositados en dos pozas de cemento de 25 TM de capacidad; los mismos que, al término del día de operación, se transporta a la siguiente etapa de remolienda. El material estéril (relave) es transportado a través de tubería de PVC de 6”Ø, por medio de una bomba SRL 5” x 5”; hacia la zona de almacenamiento de relaves de flotación.. Gráfico 2.1.1.1 Diagrama - Circuito flotación. 37.

(50) ANALISIS GRANULOMETRICO DE CONCENTRADO DE FLOTACION Malla 10 14 20 35 50 70 100 140 170 200 270 325 400 -400. Abertura. 300 212 150 105 88 75 53 45 38 19. Peso (g). % Peso. % Ac (+). % Ac (-). 200.00 258.00 102.00 186.00 252.00 82.00 76.00 344.00 1500.00. 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 13.33 17.20 6.80 12.40 16.80 5.47 5.07 22.93 100.00. 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 13.33 30.53 37.33 49.73 66.53 72.00 77.07 100.00. 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 86.67 69.47 62.67 50.27 33.47 28.00 22.93 0.00. Tabla 2.1.1.1Análisis granulométrico concentrado flotación. 2.4.. SECCIÓN REMOLIENDA Y AMALGAMACIÓN. Para obtener una adecuada liberación de partículas de oro y facilitar la acción de disolución del Cianuro de Sodio (NaCN), es necesaria una molienda fina (90% -200M ASTM), de los concentrados provenientes de flotación y JIG. La etapa de remolienda, se realiza mediante un circuito cerrado , conformado por un molino cónico Hardinge 16”x4.5” , en la descarga del molino cónico un amalgamador Wheeller Pan de 37”x20” (con el objetivo de captar el oro libre),una bomba centrífuga de 2”x1/2” y un hidrociclón D4. El “overflow” del clasificador. alimenta a los tanques 20x20 de agitación y el. “underflow” es retornado al molino cónico para su remolienda.. 38.