Tarea N4 Dimensionamiento De Equipos De Conminucion 5c585h

Universidad de La Serena

Facultad de Ingeniería Departamento Ing. de Minas Proyecto de Planta

Tarea n°4: Dimensionamiento de equipos de conminución para lixiviación por agitación

Integrantes: Cesar Alvarado Garrido Diego Leyton Trigo Cristian Muñoz Alcayaga Pablo Rojas Vidal Mauricio Venegas Palma Profesor: Mario Gaete M. Fecha: 4 de mayo de 2015

UNIVERSIDAD DE LA SERENA


Para la realización de esta tarea, como grupo se recopiló información sobre molinos ya que como debemos realizar una lixiviación por agitación, se debe reducir más el material y solo es posible a través de molinos. Luego se escogieron los equipos según la alimentación dada y se realizaron los posteriores cálculos, finalizando con el diagrama general de la planta de chancado hasta llegar a los hidrociclones y terminando con el cálculo de la superficie total.

Molinos Mediante la molienda, la otra etapa del proceso de conminución después del chancado, se continúa reduciendo el tamaño de las partículas que componen el mineral, para obtener una granulometría máxima de 180 micrones (0,18 mm). Dentro del proceso de conminución es la etapa de operación la que consume la mayor parte de la energía de todo el proceso.

Molienda tradicional A pesar de su reconocida ineficiencia energética frente a lo que hoy día se conoce, los molinos de bolas, que operan en circuito cerrado con clasificadores hidráulicos, han sido la alternativa tecnológica tradicionalmente seleccionada para la molienda fina de minerales, sea en etapas únicas o múltiples, integrados con molinos de barras o molinos SAG. Molinos de barras Los molinos de barras son cilindros metálicos que tienen en su interior barras de acero habitualmente de 3,5 pulgadas de diámetro, que son los elementos de molienda. Los molinos de barras realizan la molienda primaria de la molienda convencional en la que el material que se entrega pasa por un tamiz de malla de 1 mm2 de sección. El mineral molido continúa el proceso, pasando en línea al molino de bolas. Para evitar que las barras se enreden con la carga, la razón de la longitud/diámetro se mantiene entre 1,4 a 1,6. Los molinos de barras aceptan la alimentación de mineral con un tamaño hasta cerca de 50 milímetros o 2 pulgadas y entregan un producto en el rango de tamaño de 3.300 a 300 micrones. Esto da lugar a una molienda preferencial del mineral grueso y reduce al mínimo la producción de finos lamas. Funcionan a una velocidad más baja que los molinos de bolas, un molino de barras consume menos acero que un molino de bolas, debido a la velocidad más baja y mejor o entre los medios de molienda y el mineral. La velocidad periférica del molino de barras está generalmente entre 280 y 480 pies/min. Los molinos de barras trabajan normalmente con un volumen de carga entre 35 y 65 % en volumen.



Molinos de bolas Los molinos de bolas son también cilindros metálicos cuyas paredes están revestidas con corazas fabricadas en aleaciones de acero cromo-manganeso mejoradas, cuyas dimensiones interiores son hasta 16 pies x 24 pies, es decir, 4,9 m de diámetro por 7,3 m de largo, cuyo volumen interior está ocupado en un 36% de su capacidad por un collar de bolas de acero desde 1,0 hasta 3,5 o 4,0 pulgadas de diámetro, las cuales son los elementos de molienda. Si la velocidad de rotación es muy alta la fuerza centrífuga hace que las bolas se adhieran al cilindro del molino. La velocidad a la cual el molino empieza a operar como centrífuga es llamada velocidad crítica. Los molinos de bolas normalmente operan en un rango de velocidad crítica entre 65% y 75%. Las velocidades de operación de los molinos de barras y bolas habría que decir que los molinos de barras funcionarían entre el 50% al 95% de la velocidad crítica. Los molinos de bolas están diseñados para moler el mineral de hasta ¼ pulgada y llevarlo a un tamaño de partícula entre 20 a 75 micrones. Para obtener una eficiencia razonable los molinos de bolas deben operar en circuito cerrado con recirculación del sobretamaño obtenido. El molino gira y la molienda se realiza por efecto de cascada de bolas de acero al cromo o manganeso que cayendo desde una altura determinada producen el efecto de molienda o reducción de tamaño por efecto del impacto contra el mineral mezclado con agua. Molino SAG o semi-autogena Este es un molino de gran capacidad que recibe material directamente del chancador primario y que tiene en su interior bolas de acero de manera que, cuando el molino gira, el material cae y se va moliendo por efecto del impacto entre bolas y el propio mineral. La molienda autógena se produce cuando no se utiliza ningún medio de molienda externo y es el propio mineral el que actúa como tal. La instalación de un molino SAG es una innovación de los últimos 20 años. Son equipos de mayores dimensiones y más eficientes que los anteriores y debido a su gran capacidad acortan el proceso de chancado y molienda. Muelen rocas más grandes, que vienen directamente del chancador primario. El mineral se recibe directamente desde el chancador primario con un tamaño cercano a 8 pulgadas y se mezcla con agua y cal. Aquí el mineral es reducido de tamaño gracias a la acción del mismo material mineralizado y por la acción complementaria de bolas de acero que se adicionan al interior del molino, bolas de 5 pulgadas de diámetro que aproximadamente ocupan el 12% de su capacidad. Dados el tamaño y la forma del molino, estas bolas son lanzadas



en caída libre cuando el molino gira, logrando un efecto conjunto de chancado y molienda más efectivo y con menor consumo de energía, por lo que, al utilizar este equipo, no se requieren las etapas de chancado secundario ni terciario. Uso eficiente de la energía en conminución Es posible concluir que la energía es más eficientemente empleada en las etapas de trituración respecto a la subsiguiente etapa de molienda. 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. 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. Los insumos con mayor incidencia en los costos de operación de la molienda son:  Energía.  Revestimientos.  Medios de molienda. Su incidencia varía según el tipo de molienda. A continuación se muestran algunas cifras y su incidencia de costos:



Circuitos de molienda Circuito típico barras-bolas Considerando la alimentación de mineral producido en las etapas de chancado, la molienda de barras recibe mineral con un tamaño con un F80 entre 25 y 30 mm o entre 1 y 1 ¼”y lo debe reducir hasta tamaños de producto con un P80 entre 0,3 a 2 mm equivalente entre malla 8 y malla 48. En un circuito cerrado barras-bolas en el cajon de alimentación a ciclones de la sección se juntan la descarga del molino de barras y la descarga del molino de bolas. La descarga de gruesos de la batería de ciclones alimenta al molino de bolas de manera de conseguir un producto final de la sección barras-bolas con un tamaño del orden de 60 a 65% -200 mallas.

Circuito de un molino unitario Es el circuito más simple de implementar y hoy día más comúnmente usado para operaciones medianas y pequeñas aunque, no es el más eficiente para la molienda de minerales. Se alimenta con mineral similar al del circuito barras-bolas convencional con tamaños de mineral con F80 de 15 mm y más fino. Es un molino que en algunos casos recibe más de un tipo de alimentación de manera de aprovechar de mejor forma el tamaño de producto final deseado en torno a 55 a 65 % -200 mallas. Este circuito de molino unitario tiende a producir mayor cantidad de finos, pero tiene la desventaja de la menor capacidad de tratamiento como sistema unitario, el que habitualmente es superado por otros circuitos hoy día más eficientes desde el punto de vista del balance capacidad de tratamiento y consumo de energía.



Circuito de un molino SAG Este circuito fue con el que se inició el desarrollo de los molinos AG y SAG hacia los años 80, pero con el correr de los años y a la luz de las experiencias conseguidas con las primeras operaciones industriales implementadas fue sufriendo algunas modificaciones tendientes a agregar etapas complementarias para conseguir su tarea de molienda de minerales. La gran ventaja de este diseño de equipos de molienda es su alta capacidad de tratamiento y la eliminación de al menos dos etapas de chancado, toda vez que este molino es alimentado directamente con el producto de un solo chancador giratorio ubicado directamente en la mina. Con este desarrollo de molienda se aumentó tanto la capacidad de tratamiento como la gama de aplicaciones, pero al mismo tiempo ha tenido que soportar mayores costos por mayores desgastes de bolas y revestimientos. De todas maneras su diseño para operaciones mineras seguirá dependiendo de las características de moliendabilidad del mineral de alimentación y del tamaño del producto deseado. Curiosamente este circuito es más común en operaciones de EEUU y Canadá que en Chile.



Circuito de un molino SAG y un chancador Para los casos más comunes que se han ido implementando desde que apareció la tecnología de molienda AG y SAG se ha ido generando la condición de que los minerales alimentados directamente desde un chancador primario del tipo giratorio crea un tamaño crítico de guijarros que no se muelen y sólo se redondean dentro del molino a los cuales se denomina “pebbles”. Esto se ha solucionado poniendo parrillas a la descarga del molino con orificios adecuados para eliminar estos elementos y triturarlos por separado en un chancador de conos exclusivo para estos pebbles. De esta forma el circuito original de un molino SAG sólo se adapta mejor para entregar los niveles de producto que se requieren de una sección de molienda.

Circuito de un molino SAG, un molino de bolas y un chancador Este circuito es similar al circuito anterior al cual se ha agregado un molino de bolas como etapa de molienda secundaria, manteniendo el chancador de pebbles. Es sin lugar a dudas el circuito que más éxito ha tenido sobre todos en operaciones con mineral de mayor dureza. El molino de bolas permite corregir el producto muy grueso que genera el molino SAG y de esta forma lo hace ser más versátil para diferentes operaciones.



Revestimientos y componentes de los molinos Lo normal es que se tienda a utilizar revestimientos de goma donde sea posible, sobre todo con minerales menos duros, debido a su mayor vida útil, bajo peso, fácil instalación y efecto amortiguador de ruido ambiental. Cuando la operación se vuelve más dura se debe utilizar goma con insertos de acero, lo cual es más fácil de manejar que el acero. Cuando estas dos opciones son sobrepasadas por temperatura, tamaño de alimentación a la molienda o presencia de productos químicos, se debe simplemente utilizar acero, habitualmente de aleaciones mejoradas contra el desgaste o quebraduras por abrasión o impacto del mineral y los medios moledores.

Datos de entrada   

Alimentación planta: 1000 ton/día (equivalente aproximadamente a 42 ton/ hrs ) Ley: 2.6 % de Cu soluble Lixiviación por agitación a co-corriente

Para el proceso de lixiviación por agitación a diferencia de los demás tipos de lixiviación se requiere un producto bajo 100#ty. Por lo tanto el proceso de conminucion ahora debe incluir el dimensionamiento de un molino de bolas y un hidrociclón.

Caso técnico dimensionamiento de chancadores (lixiviación por agitación) Reducción de tamaño en seco Chancador Primario Debido a que la alimentación es muy baja (42 ton/hr) no es viable tener un chancador giratorio ya que se utiliza en casos que la alimentación es muy alta, por esa razón determinamos que un chancador de mandíbula es la mejor opción. Este chancador de mandíbula debe ser capaz de permitir la alimentación que llega a la planta, sin superarla por mucho para evitar el sobredimensionamiento de equipos. Sin embargo al ser un equipo tan pequeño el bolón de entrada que permite el equipo no es muy grande, teniendo que dar a conocer al sector mina que si se desea alcanzar dicha capacidad de alimentación está la opción de, por una parte, mantener trabajando un martillo hidráulico para reducir el tamaño del material o por otro lado exigir una malla de perforación tal que entregue un material adecuado. Para el proyecto se determinó un chancador primario con las siguientes características:



Chancador Primario Modelo C 80 Maxima alimentacion 511 mm Potencia 75 Kw Producto 40 mm Dimensiones: Ancho 2577 mm Largo 1526 mm altura 1990 mm Toneladas por Horas 55 - 75 Otra consideración fue la boca de descarga del chancador primario ya que, al variarla por ejemplo de 50 mm a 40 mm las toneladas de alimentación varia debiéndose considerar que el chancador debe estar constantemente trabajando y que el parar la planta es imposible. Chancador Secundario Como se considera un tamaño de entrada de 0.511 m del chancador primario y un producto de 40 mm. El tamaño de alimentación del chancador secundario es de 150 mm entregándonos un producto adecuado para la entrada al molino de bolas.

Chancador Secundario Modelo Hp 100 Maxima alimentacion 150 mm Potencia 90 Kw Producto 10 mm Dimensiones: Diametro 1505 mm Altura 1290 mm Toneladas por Horas 55 - 70 El modelo es el Hp 100 que corresponde a un chancador de cono de cabeza corta. Todo este proceso es realizado a través de cintas transportadoras y un harneado después de cada etapa de reducción. Considerando en el primero un circuito abierto (chancador primario- harnero) y cerrado en el segundo (chancador secundarioharnero) para asegurar que el material que entra al molino sea el adecuado.



Harneros Para el diseño de la planta se utilizaron 3 harneros, se optó por poner un harnero del tipo GRIZZLY al comienzo debido a que la boca del chancador primario es pequeña evitando que se atoren bolones y mejorando el rendimiento del proceso. Las características del harnero del tipo Grizzly son las siguientes:

Harneros Grizzly Fedder Modelo TK8-32-2V Capacidad 300 ton/h Tamaño Tamiz 450 mm Dimensiones Ancho 800 mm Largo 3200 mm Este cumple con la capacidad a la que estarán sometidas los equipos que son 42 ton/hrs Los demás harneros son dos vibratorios:

2 Harneros Vibratorios Modelo 3YA1237 Decks 3 Tamaño tamiz 16 mm Dimensiones: Ancho 1200 mm Largo 3700 mm Frecuencia 970 Hz Amplitud 5 - 9 mm Potencia Motor 7.5 Kw Capacidad 15 - 160 T/h Los harneros vibratorios buscan separar el material que ya está preparado para ingresar al molino, que posee una abertura para recibir material menor a 25 mm. Un harnero se encuentra después del chancador primario formando un circuito abierto y el segundo luego del chancador secundario en circuito cerrado. El objetivo principal de estos es evitar el exceso de finos en el proceso, ya que a pesar de que se utiliza un molino el exceso de finos en la pulpa produce dificultades en el proceso posterior de la lixiviación que es la separación sólido-liquido.



Cálculo Área de Harnero Para realizar el cálculo del área del harneado, nos generamos los siguientes datos: Alimentación Nominal = 42 tph Utilización Efectiva = 90% Separación Deseada = 12.50 mm Abertura cuadrada Forma de la Partícula = Cuadrada Humedad del Mineral= 3% Humedad del Harneado = Seco Eficiencia = 90% Densidad del Solido = 2,7 Ton/m3 Particula (mm) % Pasante

100 100

25 75

13 45

10 30

5 22

Fórmula para calcular el área del Harnero: 𝐴𝑟𝑒𝑎 =

𝑄𝑓𝑒𝑒𝑑 ∗ 𝑃 [𝑚2 ] 𝑄𝑑𝑒𝑐𝑘

Qfeed: Tonelaje de alimentación que se encuentra bajo el tamaño conforme a la abertura de separación [tph]. P: Factor en función del conocimiento y confianza que se tenga en los datos disponibles sobre el mineral a clasificar. P = 1 – 1,4. “ En plantas de minería donde los datos de material, tamaño de la abertura de la malla de cribado y capacidad son muy bien conocidos y fiables, se puede adoptar un factor P de 1 “. Qdeck: Capacidad especifica de harneado [tph/m2]. Calculo del Qdeck. Qdeck = A * B * C * D * E * F * G * H * I * J * K * L Alimentación: 42 𝑡 ∗ 0,75 = 46,67 0,9 ℎ Ahora calcularemos las variables para sacar el Qdeck.



A: Para 25 mm, obtenemos 53 [tph/m2]

B: 25% del material retenido en el harnero de 25mm, el cual me da un valor de B = 1,35

C: debemos saber la mitad del material pasante, que en nuestro caso es 13 mm, revisando la tabla anterior, entonces el porcentaje pasante seria 45%, entonces en el grafico nos daría un valor de C = 1,10.



D: Cantidad de DECK del harnero, que en nuestro caso son 3, los que nos da un valor de D = 0,8

E: La Humedad del Harneado es seco, siendo la separación Mayor a 75 mm, produciendo que el valor de E = 1

F: La densidad del mineral es de 2,7 Ton/m3, dando un valor de F = 1

G: Área abierta de la superficie de harneado: 𝐺=

𝐴𝑟𝑒𝑎 𝑟𝑒𝑎𝑙𝑚𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑎𝑏𝑖𝑒𝑟𝑡𝑎 (%) 50%

Área Abierta Actual (%) = 100% - Área Libre (%)



Se escogió un tipo estándar, donde la abertura libre es 64 %, donde el área abierta actual es 36%, por lo tanto: 𝐺=

36% = 0,72 50%

H: La forma de la abertura de la malla es cuadra, entonces el valor de H = 1

I: La forma de la particula es cubica, por lo tanto el valor de I = 1

J: La eficiencia es del 90%, por lo tanto el valor de J = 1



K: El tipo de harnero es inclinado en nuestro caso, podemos trabajar con movimiento circular o linear o circular, por ende el valor de K = 1,1

L: la humedad de nuestra mineral es de un 3%, el cual nos da un valor de L = 0,85

Ahora que tenemos el valor de todas las variables, podremos calcular fácilmente el área de harneado. Como sabemos todos los datos de nuestro mineral, consideraremos el valor de P = 1 𝐴𝑟𝑒𝑎 =

46,67 ∗ 1 = 1,1 𝑚2 (53 ∗ 1,35 ∗ 1,1 ∗ 0,8 ∗ 1 ∗ 1 ∗ 0,72 ∗ 1 ∗ 1 ∗ 1 ∗ 1,1 ∗ 0,85)

El área de harneado es 1,1 m2



Balance de masa del circuito de chancado hasta el molino Balance de Masa Alimentacion Inicial 42 ton/hr Eficiencia de Harneros 90% Chancador Primario N° de Chancadores 1 Masa Entrante 42 ton/hr % total Bajo 25 mm 10% Harnero Posterior al Chancador Primario Entrante 42 ton/hr Sobretamaño 38,22 ton/hr Producto 3,78 ton/hr Chancador Secundario N° de Chancadores 1 Masa Entrante 38,22 ton/hr % total Bajo 25 mm 70% Harnero Posterior al Chancador Secundario Entrante 38,22 ton/hr Sobretamaño 14,14 ton/hr Producto 24,08 ton/hr Totales Masa Total Bajo 25mm 27,86 ton/hr Masa Retorno circuito 14,14 ton/hr

Cálculo de Stock Pile Sabemos que queremos tener un stock pile de 10000 toneladas, para generar un respaldo a la mina de 10 días. Tomando en cuenta una densidad de la roca igual a 2,7 ton/m3. Calculamos el volumen que debe tener esta:

Al saber que tenemos un volumen de 3.703,7 m^3 , con la fórmula del volumen del cono calcularemos el alto y el radio de este, considerando un ángulo de reposo del material de 37º.



H = Altura del Cono R = Radio del Cono

H

37º R

Para calcular uno de los valores consideramos que:

Donde R = 16,74 metros, por ende H = 16,74 metros. En resumen el stock pile tiene las siguientes características Stock pile radio 16.74 m altura 12.61 m 3703.7 mᶟ volumen tonelaje 10000 ton angulo reposo material 37°



Dimensionamiento de molinos Dentro de la rama de la lixiviación por agitación unos de los principales aspectos es la distribución granulométrica del material, donde el principal equipo que la regula es el molino, que en nuestro caso el más propicio es el de bolas. Objetivos generales   

Selección y dimensionamiento de molinos. Selección y dimensionamiento de equipos de clasificación Diseñar Flowsheet.

Diseño de equipos de molienda Al haber realizado el estudio exhaustivo a los equipos de molienda y el método matemático para obtener la mejor optimización y selección de equipo, donde en el caso de nuestro diseño fue el método de bond que requiere una serie de parámetros de entrada que serán definidos posteriormente. Obtención de F80 entregado por la etapa secundaria de chancado. El criterio de selección de nuestro F80, fue mediante la curva granulométrica del chancador de cono (de cabeza corta Hp-100 metso).mediante el cual obtuvimos un F80 igual a 16(mm).

Obs: obtenido en catálogo de Molinos de cono serie HP



Método de bond: Para utilizar el método de bond, es necesario una serie de datos iniciales que se presentaran a continuación: PARAMETRO DE ENTRADA WORK INDEX COBRE Metodologia de selección Tipo molienda Tipo de circuito F80 P80 Capacidad requerida molino Eficiencia Diametro de diseño Tipo descarga molino

12,73 Bond humeda cerrado 150(mm) 10(mm) 42(ton/hora) 95% 5 (ft) rebalse

(KWh/ton metrica)

1000 tpd

humedo



El criterio de selección del Work Index: se defino a partir de la premisa del tipo de material que en nuestro caso fue cobre soluble (ley 2,3%) y tendrá gran influencia en el tiempo de residencia de la partícula.



La capacidad requerida del molino son 1000 tpd ,donde lo que corresponde a 42 ton/hora

Corrección Work Index a las condiciones de Trabajo Debido a que las condiciones de trabajo no son estándares, se debe corregir según factores correctivos que se presentan a continuación: En caso que estas condiciones no se cumplan, se deberán considerar los siguientes factores de corrección:      

f1 f2 f3 f4 f5 f6

:Tipo de Molienda :Tipo de Circuito :Diámetro Molino :Tamaño Alimentación :Sobre Molienda de Finos :Baja razón de reducción



Tipo de molienda (f1): como la molienda es húmeda el factor de corrección toma el valor 1 f1 molienda humeda molienda seca

1.0 1.3

Tipo de Circuito (f2): como el circuito es cerrado no necesita energía extra y toma el valor 1 Diámetro Molino (f3): El diámetro interno del molino afecta la eficiencia de molienda. Para condiciones no estándar, es decir, D ≠ 8 pies, el factor f3 está dado por: 8 𝑓3 = ( )0.2 𝐷 Dónde: D: diámetro interno del molino en pies, medido entre revestimientos. OBS: Donde se obtuvo un valor 1,1 Tamaño Alimentación(f4) : Este factor se utiliza cuando el material con que se alimenta el molino es más grueso que un cierto valor óptimo. Este factor se relaciona directamente con el Work Índex, según la siguiente ecuación: 𝑓4 =

𝑅𝑟 + (𝑊𝑙 − 7) ∗ ( 𝑅𝑟

𝐹80 − 𝐹0 𝐹0 )

Donde: Rr: razón de reducción del 80 % = F80/P80 F80 : tamaño 80 % de alimentación (µm) P80 : tamaño 80 % del producto (µm) WI : Work Índex del material (KWh/ton. corta) F0 : tamaño óptimo de alimentación (µm) Siendo: 𝐹0 = 4000 ∗ √

13 13 = 4000 ∗ √ = 4239,5(𝑢𝑚) 12,73 𝑊𝑙 1,1



𝑅𝑟 =

150 = 15 10

Al aplicar el formulismo nos entrega un valor de 11.48. Sobre Molienda de Finos (f5): como nuestro producto no es menor a 200# ty, no se corrige obteniendo un valor de 1. Baja razón de reducción (f6): como la razón de reducción es alta, mayor a 6, no se debe corregir tomando un valor de 1. Los resultados fueron los siguientes: factores de correcion f1 f2 f3 f4 f5 f6

1 1 1,1 11,48 1 1

Determinación de variables (método de bond): Para el diseño del circuito de molienda se establecerán las siguientes variables de diseño:   

Dimensiones del Molino Velocidad Critica Volumen de Carga

Formulario base: Diámetro de molino: 1/3,5 𝑃𝑒 𝐷= 𝐾𝑏 ∗ (%𝑣𝑝)0,461 ∗ (%𝑐𝑠)1,505 ∗ 𝐿/𝐷

Velocidad critica: 𝑛 = 77,6/√𝐷 Relación Largo/Diámetro Molinos de Bolas L/D: La relación fluctúa entre un intervalo Comprendido entre [1-1,5 ], se definió utilizar el valor medio para el diseño es decir 1,25 y siendo el más usado.



Definición de parámetros de diseño: La metodología del criterio empleado fue utilizar los rangos recomendados por la literatura para un óptimo funcionamiento del molino. Dimensionamiento molino parametros de entrada velocidad critica caso base D=8 pies 27,43 RPM parametro de bond kb 4,365*10^-5 cs% fraccion de velocidad critica del molino(%) 70% vp% fraccion del volumen del molino cargado con bolas(%) 40% relacion largo molino/Diametro molino 1,25

Obtención índice de trabajo corregido y consumos 

Energía especifica consumida 𝑤 = 𝑤𝑖(𝑐𝑜𝑟𝑟) ∗ 10 ∗ (

1

−

1

√𝑃80 √𝐹80 𝐾𝑊ℎ Obtuvimos una energía específica de 9,86 (𝑡𝑜𝑛 𝑐) 

)

Consumo de potencia mecánica 𝐾𝑊ℎ 𝑃𝑚(𝐾𝑊) = 𝑊 ( ) ∗ 𝑐𝑎𝑝𝑎𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑(𝑡𝑜𝑛 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑎𝑠/ℎ) 𝑡𝑜𝑛 𝑐

El consumo de potencia mecánica obtuvimos un valor de 455,53 KW 

Potencia eléctrica 𝑃𝐸(𝐻𝑃) = 𝑃𝑀(𝐻𝑃) ∗ (

Donde

100 ) 𝑛

PE (HP): Potencia eléctrica requerida en la entrada del motor, medido en HP PM (HP) : Potencia mecánica requerida para la conminación del material, medido en HP Donde obtuvimos potencia eléctrica 643,02 HP, partiendo de la premisa que el 95% de la energía mecánica se transformó en eléctrica



Resultados generales INDICE DE TRABAJO CORREGIDO Y CONSUMOS indice de trabajo corregido Wlc 146,14 Energia especifica consumida 10,84 Consumo de potencia mecanica 455,53 610,87 Consumo de potencia electrica 643,02 #iteracion 1 2 3

F3 1 0,914 0,914

wIcorr energia consumida 146,14 10,84 133,57 9,91 133,57 9,91

PM(HP) 610,87 558,15 558,15

(KWh/ton metrica) (KWh/ton metrica) KW Hp Hp PE(HP) 643,02 587,53 587,53

D(pies) L(pies) 10,37 12,96 10,11 12,64 10,11 12,64

%error

Recalculo de la potencia eléctrica: 𝐿

𝑃𝐸(𝐻𝑃) = 𝐾𝐸 ∗ (𝐷)3,5 ∗ (%𝑉𝑃)0,461 ∗ (%𝐶𝑆)1,505 ∗ (𝐷) =587,42 HP Dimensiones de diseño diametro de diseño Largo de diseño potencia electrica de diseño

10,11 ft 12,64 ft 587,42 HP

Variable de diseño y consumo de potencia A continuación se presentan las variables de Diseño determinadas anteriormente Variable de diseño diametro de diseño largo de diseño potencia electrica velocidad critica según el diametro de diseño velocidad de trabajo (60-70 %) velocidad critica volumen interior util

10,11 ft 12,64 ft 587,42 HP 2,18 RPM 1,53 RPM 114,87 m^3


0 2,47 0


Consumo de potencia según Allis Chambers: La razón de utilizar esta metodología ,es realizar una comparación entre la potencia eléctrica requerida con respecto a los resultados obtenidos según Bond y la otra razón es que la metodología de Allis Chambers Consumo especifico de potencia 𝐾𝑊 = 𝐾𝑏 ∗ 𝐷0,3 ∗ (3,2 − 3 ∗ 𝑉𝑃) ∗ 𝐶𝑆 ∗ (1 −

0,1 29−10∗𝐶𝑆

) + 𝑆𝑏

Donde D = Diámetro interno del molino Vp = Fracción del volumen del molino cargado con bolas (%) Cs = Fracción de velocidad crítica del molino (%) Sb = Factor del tamaño de bola Kb= ton métrica Kb = 4.879; ton corta Kb = 3.1 𝑆𝑏 = 𝐾1 ∗ 𝐵 + 𝐾2 ∗ 𝐷 donde B = tamaño máximo de bola si B en mm y D en mt si B en pulg y D en pie

 

K1 = 0.02169 y K2 = -0.27116 K1 = 0.5 y K2 = -0.075

Carga de bolas nuevas 𝑣𝑝 ∗ 𝐿 ∗ 𝐷2 𝑇𝑏 = 8,4 Donde: Tb: ton corta de bolas Potencia eléctrica requerida a la entrada del motor 𝑃𝑒 = 𝐾𝑏 𝐷 3,5 ∗ ( % 𝑉𝑝)0,461 ∗ (% 𝐶𝑠)1,505 ∗ (𝐿/𝐷) Donde: Kb = 4.365x 10-5 descarga por rebalse, húmedo Kb = 4.912 x 10 -5 descarga por parrilla, húmedo Kb = 5.456 x 10 -5 descarga por parrilla, seco



Resultados según allis chambers Consumo de potencia basado en allis chambers densidad mineral tamaño maximo de bola consumo especifico de potencia carga de bolas nuevas potencia electrica requeridad a la entrada del motor

2,7 (ton/m^3) 56,67 (mm) 9,73 (Kwat/ton metrica) 55,37 ton 587,42 KW 787,72 HP

De los resultados podemos notar que existe una diferencia entre la potencia eléctrica entrega que entrega Bond y Chalmers de 25,43% y este valor esta fuera del 20% de error que estimo Bond para su método, que se puede dar por el bajo tonelaje que se requiere. Finalmente realizado los cálculos y comparándolo con los equipos que se encuentran en la industria, el grupo de trabajo ha escogido el siguiente molino de bolas (se escogió este molino debido a la poca alimentación por hora que tiene la planta): Molino de Bolas Maxima alimentacion < 25 mm Protencia 430 Kw Producto 0.047 - 0.4 mm Dimensiones: Diametro 2700 mm Largo 4500 mm Toneladas por Horas 12 - 90 Carga de Bolas 48 ton Velocidad rotacion 20.7 r/min



Cálculo Correas Transportadoras: El transporte de material, principalmente es realizado a través de correas transportadoras. Este sistema fue realizado con nueve cintas a distintos orígenes, tal como se puede ver a continuación. Numero Correa

Largo (m)

C1 C2 C3 C4 C5 C6 C7 C8 C9

17.54 29.7 55 15.68 14.23 15.3 14.7 29.96 30

Origen

Destino

Chancador Primario Harnero 1 Harnero 1 Chancador Cono Harnero 2 Correa 6 Correa 7 Harnero 2 Stock Pile

Harnero 1 Chancador Cono Stock Pile Harnero 2 Correa 6 Correa 7 Chancador Cono Stock Pile Molino de Bolas

El cálculo de las correas transportadoras, se realizara a través de cuatro pasos y por tablas. Para esto se hace necesario conocer los siguientes datos: Densidad LV Lm Número Correa C1 C2 C3 C4 C5 C6 C7 C8 C9

2.7 T/mᶟ 41.667 T/h 15.43 mᶟ/h

Tam Partícula Angulo inclinación (°) (mm) 40 18 40 18 <10 18 <10 18 10 a 40 0 10 a 40 18 10 a 40 18 <10 18 <10 0



Paso 1: Velocidad y ancho de banda correa Para el cálculo de la velocidad se requieren dos datos, el tamaño de partícula que la cinta transportará y el tipo de material.

El tipo de material que se trabajará será un oxido de cobre, el cual es bastante abrasivo, con una densidad promedio según la literatura de 2,7 𝑇/𝑚3 , por lo tanto se considera un material tipo D y, con tamaños de partículas en el rango de 60 mm y 10 mm a través de chancadores de mandíbula y cono respectivamente. Entonces por tabla, se recomienda una velocidad de 1,65 (m/s) y un ancho de banda de 400 mm. Paso 2: Cálculo capacidad de transporte Volumétrica (Lvt) Ya teniendo la velocidad con el paso anterior y con el dato de volumen por hora a pasar (Lm), se puede calcular a través siguiente formula la capacidad de transporte.

𝐿𝑣𝑡 =

𝐿𝑚 𝑉 ∗ 𝐾 ∗ 𝐾1



Antes de utilizar la formula, se debe calcular 2 constantes, una depende de la irregularidad de la alimentación, teniendo en cuenta, la constancia, regularidad y tipo de alimentación. K1 = 1 para alimentación regular K1= 0.95 para alimentación poco regular K1= 0.9 a 0.8 para alimentación muy poco regular. En este caso se tomara como caso ideal, con una alimentación regular, entonces K1 =1. Y la otra constante K, se calcula a través de tabla, según el ángulo de inclinación de la correa. El ángulo utilizado será de aproximadamente 18°, por lo tanto:

Entonces el factor K es aproximadamente 0.86. Reemplazando en la fórmula de capacidad de transporte, se tiene: 𝑚3 15,43 ( ) ℎ 𝐿𝑣𝑡 = = 10,87 𝑚3 /ℎ 𝑚 1,65 ( 𝑠 ) ∗ 0,86 ∗ 1



Los resultados para cada correa son: Capacidad de transporte volumétrica (m^3/h) C1 10.87533387 C2 10.87533387 C3 10.87533387 C4 10.87533387 C5 9.352787131 C6 10.87533387 C7 10.87533387 C8 10.87533387 C9 9.352787131 Obs: Para las correas C5 y C9, el valor de K es de 1, ya que estas son correas horizontales (0°). Numero Correa

Paso 3: Ángulo de Sobrecarga Teniendo en cuenta el ángulo de reposo del material del óxido de cobre, se puede saber el ángulo de sobrecarga de la correa.

Como se tiene un ángulo de reposo de 37°, según tabla y tipo de material se puede definir que el ángulo de sobrecarga es de 25°.



Paso 4: Recopilación de datos. En este paso, se utilizaran los datos obtenidos anteriormente, para calcular el ancho de banda para la correa. Se utiliza la aproximación del ángulo de reposo del material (ʎ = 37°), el ángulo de sobrecarga del material (25°), y el valor de la capacidad de transporte de la correa (Lvt = 10,87 𝑚3 /ℎ)

Por lo tanto para los datos anteriores, el ancho banda recomendado será de 300 mm.



Diagrama de flujo de planta de chancado De acuerdo a los equipos seleccionados y dimensionamiento de correas transportadoras, el diagrama de flujo quedó de la siguiente de la manera:

Y en vista de planta se ve así:



De acuerdo al diagrama de flujo se puede calcular finalmente la superficie total de la planta sin agregar de momento los hidrociclones: Superficie total

7808,78 m2

Bibliografía    

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Manual de minería y metalurgia - minas, concentradoras, refinerías, fundiciones, LIX/SX/EW (s.f), visitado el jueves 30 abril de 2015, editorial: Portal minero XMS, mining and construction (s.f), 30 de abril de 2015, de XMS sitio web: http://molinodebola.org/Industrial-mills/molino-de-bolas.html Patricio Ampuero V. (s.f). DIMENSIONAMIENTO DE MOLINOS DE BOLAS POR EL MÉTODO DE BOND, APLICANDO FACTORES CORRECTORES DE LA FÓRMULA. 2 de mayo 2015 , de Universidad de Atacama¿’ Proceso de Chancado (s.f) visitado el 28 de mayo de 2015,de Codelco educa sitio web https://www.codelcoeduca.cl/procesos_productivos/tecnicos_lixiviacion_proc esochancado.asp Metso. (s.f). Trituradoras de mandíbulas serie C. 30 de abril de 2015, de Metso Sitio web: http://www.metso.com/miningandconstruction/MaTobox7.nsf/DocsByID/D9 BD555A2B51FD3842256B7B00310FEC/$File/C_Series_Spanish..pdf Metso. (s.f). HP3, HP4, HP5 & HP6. 1 de mayo de 2015, de Metso Sitio web: http://www.metso.com/miningandconstruction/MaTobox7.nsf/DocsByID/3F 36CF4E0F7EC92DC22571340031E704/$File/HP4_eng.pdf Metso. (s.f). GP Series cone crushers. 1 de mayo de 2015, de Metso Sitio web: http://www.metso.com/miningandconstruction/MaTobox7.nsf/DocsByID/40 45B6C4E0154A79C22573F3002E2216/$File/GPseries_English.pdf Metso. (s.f) Metso CVB series screens. 1 de mayo de 2015, de Metso Sitio web: http://www.metso.com/miningandconstruction/MaTobox7.nsf/DocsByID/9F 3126CB514E02B241256B11002CB626/$File/CVB_eng.pdf


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