Geología, Topografía y Minas


Minería


ÍNDICE

  • Introducción

  • 1.1 Localización y vías de comunicación

    1.2 Clima, vegetación y fauna

    1.3 Geología

    1.4 Yacimientos minerales

  • Antecedentes históricos de la planta

  • Diagramas de flujo

  • 3.1 Diagrama de flujo de la mina

    3.2 Diagrama de flujo de la planta de beneficio

    3.2.1 Diagrama de trituración

    3.2.2 Diagrama de molienda

    3.2.3 Diagrama de espesamiento y filtrado

  • Operación de Mina

  • Planta de Beneficio

  • Trituración y Molienda

  • Flotación

  • 7.1 Circuito de Plomo

    7.2 Circuito de Zinc

  • Reactivos utilizados

  • Espesamiento y Filtrado

  • 9.1 Espesamiento y filtrado de Pb

    9.2 Espesamiento y filtrado de Zn

  • Embarque y presa de Jales

  • Actividades realizadas

  • Observaciones

  • Conclusiones

  • 14. Bibliografía1. INTRODUCCIÓN

    La Compañía Fresnillo S.A. de C.V en Naica, Chihuahua disfruta de yacimientos enriquecidos de plomo (Pb), zinc (Zn) y menores cantidades de cobre (Cu), oro (Au) y plata (Ag), esta ultima en mayor proporción que el oro. Sus principales productos son el concentrado de Pb y Zn los cuales son extraídos principalmente en el proceso de flotación y los procesos subsecuentes. Son embarcados y transportados a Torreón en Met-Mex.

    1.1 Localización y vías de comunicación

    El distrito minero de Naica se encuentra ubicado en el centro-sur del Estado de Chihuahua, aproximadamente a 120 Km. al S-SE de la capital del Estado.

    Las vías de comunicación son las líneas telegráficas y telefónicas las cuales contactan a Naica con el resto de la República.

    Las vías de acceso al distrito minero son: la carretera federal número 45, hasta la población del mismo nombre en el Km. 1545. De donde parte hacia Naica una carretera de asfalto de 26 Km. de extensión; además existe otra carretera de 40 Km., igualmente asfaltada que comunica a Naica con Cd. Delicias. Aproximadamente a 10 Km. de la población existe una pista de aterrizaje en buen estado. Las coordenadas geográficas de Naica son: 27°52' 00"de latitud Norte y 105° 26' 15"de longitud Oeste de Greenwich.

    1.2 Clima, vegetación y fauna

    Clima.- Varía en esta zona desde el subhumedo templado a semidesértico templado. Las temperaturas mínimas extremas alcanzan hasta -15 °C. Las heladas comienzan a fines de septiembre hasta abril. Las nevadas pueden ser frecuentes en invierno. En época de calor pueden alcanzare hasta los 40 °C. Los vientos dominantes son del oeste, que en tiempos de lluvia suelen cambiar por el sureste.

    Vegetación.- La comunidad vegetal es la pradera (navajita, tres barbas, triguillo, cola de ardilla, barba larga entre otros) escasa de arbustos y árboles entre el pastizal, más alta y abundante al pie de la sierra, llegando a sobresalir el matorral seco. Se llega a contemplar la agricultura de temporal en esta zona, así como, una importante actividad agrícola, ganadera y forestal.

    Fauna.- La fauna en esta zona es muy variada encontrándose una enorme cantidad de reptiles en la zona, así como los arácnidos. Hay una gran cantidad de liebres salvajes.

    1.3 Geología

    Fisiografía.- La mina se encuentra ubicada en el flanco noroeste de una estructura domica de 12 Km de largo por 7 Km de ancho orientada en dirección NW-SE, la cual ha sido complicada por pequeños plegamientos secundarios, por fallamiento y por erosión. Esta estructura como Sierra de Naica, actualmente la forman tres pequeñas Sierras llamadas: Sierra de la Mina, Sierra de en Medio y Sierra del Monarca. Este conjunto de Sierras tienen un promedio de 1700 m.s.n.m., se encuentran en estado de madurez. El desagüe que se observa es de tipo paralelo el cual forma abanicos aluviales en la desembocadura de varios arroyos.

    Estratigrafía.- La sierra de Naica, esta constituida en su totalidad por rocas sedimentarias del Albiano, en su mayor parte rocas calizas, con excepción de dos angostas fajas de margas y lutitas calcáreas que afloran en la parte poniente de la sierra, marcando su estructura perfectamente domica. La más antigua de estas afloran en la parte alta de los yacimientos que se localizan en el flanco oriente del domo.

    Estas rocas sedimentarias descansan sobre una secuencia evaporitica denominada formación Cuchillo del Aptiano, que no ha sido detectada en el área, pero ampliamente descrita en los alrededores. Las únicas rocas ígneas en el distrito se presentan en forma de diques y sills felsiticos.

    Geología Estructural

    En los niveles inferiores de la mina se nota la existencia de marcadas estructuras con buzamineto de 25 - 30 ° al SW, varias de estas estructuras dan lugar a la formación de cuerpos de minera; si estas estructuras representan la estratificación, se encontraría aquí la contraparte de una doble nariz estructura, que en superficie no se aprecia.

    En el área de lamina se puede observar un intensivo fracturamiento anterior, de la mineralización. El fracturamiento anteror de la mineralización, corresponde a un sistema de fallas y fracturas NW, paralelas al eje mayor del domo, con inclinaciones que varían desde unos cuantos grandes hasta casi verticales, con buzamientos predominantes al SW, es este sistema en el que se reemplazan la mayoría de los cuerpos a profundidad.

    Posterior a los sistemas descritos y también a la mineralización, existe en el distrito un tercer sistema de fracturamiento, formado por fallas de rumbo NW, con desplazamientos del orden de decenitas de metros, este sistema de fracturamiento es importante, ya que además de estar desplazando los cuerpos del mineral, sirve como conducto principal del acuífero en que se encuentra el yacimiento, ocasionando problemas de ventilación y desagüe, debido a la temperatura del agua (54 °C) y al volumen de esta, actualmente se esta bombeando en promedio 12500 galones/ minuto.

    Entre las fallas mas importantes de este sistema se encuentran las siguientes: la falla Gibraltar, con buzamiento hacia el SW, con desplazamiento vertical de 50 metros; la falla Naica, buzando también al SW y con desplazamiento vertical de 200 metros y la falla Montana con buzamiento al NE, que merece atención especial por alojarse en ella, es la zona de oxidación, las famosas cuevas de Cristales de Selenita de Naica, entre las que sobresalen la Cueva de las Espadas. En esta cueva se encuentran cristales cubriendo todas las paredes de las cavernas y el tamaño de los cristales varia de unos cuantos centímetros, hasta 2 metros.

    'Minería'

    1.4 Yacimientos Minerales

    Los principales cuerpos de mineral en el distrito Naica, son yacimientos de skarn, que ocurren en forma de Mantos y Chimeneas de silicatos calcicos con sulfuros masivos de fierro, plomo, zinc y cobre con cantidades menores de oro, plata, tungsteno y molibdeno.

    Oxidación y enriquecimientos supergenico.

    Hasta 1951, la mayor parte de la producción en el distrito correspondió a la zona de minerales de oxidación, que alcanza por lo general el nivel 135, que parece haber sido el nivel freático antes de iniciar el bombeo. En algunos cuerpos la oxidación pasa del nivel 150.

    Al igual que otros yacimientos de plomo y zinc de norte de México, la relación plomo - zinc en la zona de oxidación es muy superior a la zona de sulfuros, siendo este el resultado de una lixiviación selectiva del zinc.

    Origen del yacimiento.

    Todas las evidencias indican que los yacimientos minerales en Naica, son de origen hidrotermal. El sistema geométrico fue originado por la presencia de un cuerpo intrusivo que se localiza a mas de 2000 metros de profundidad, como lo sugiere un estudio magetometrico. La interacción de este cuerpo intrusivo con las aguas connatas de la secuencia sedimentaria genero un sistema hidrotermal con salmueras de una alta capacidad de transporte de metales.

    Los cuerpos minerales se forman por salmueras ricas en sílice, alumina, manganeso, hierro, plomo, zinc, plata, fluor y azufre, las cuales ascienden siguiendo las zonas de debilidad como lo fue en el contacto entre los diques felsiticos remplazados casi simultáneamente y la caliza encajonante, remplazando a ambos tomando parte de sus elementos constituyentes (Ca- Mg) para formar nuevos minerales.

    Los datos de inclusiones fluidas y las observaciones estructurales y mineralogicas indican que las soluciones hidrotermales variaron en composición a medida que evolucione el sistema. La variación más indicativa es que la fugacidad del cloro fue disminuyendo a medida que la fugacidad del azufre aumentaba, produciendo así precipitación de los sulfuros, en ocasiones a expensas de los silicatos previamente formados.

    Por su posición estructural y las relaciones geométricas, se observa que los mantos o cuerpos silicatados preceden en su formación de las chimeneas y por lo tanto, fueron formados en el máximo energético del fenómeno geotérmico.

    El proceso hidrotermal tuvo lugar, según los datos isotópicos, en el Oligoceno Tardío, probablemente coincidiendo con los últimos episodios del magmatismo de la Sierra Madre Occidental, de la cual Naica no esta muy alejada.

    2. Antecedentes históricos

    Según Stone (1959), Aldama R.F., en su Geografía del Estado de Chihuahua, asienta que la primera concesión minera en el distrito se otorgó en el año 1794. Lambert (1892), describe que los yacimientos fueron descubiertos por gambusinos que los trabajaron en muy pequeña escala, entre los años de 1828 y 1830. La compañía minera de Naica, S.A., inició la explotación formal a fines del siglo pasado. Por el año de 1911, los trabajos se suspendieron y no fue sino hasta 1924, cuando la Compañía Minera Peñoles, S.A. reinició la explotación, trabajando hasta 1928, desde esta fecha la Compañía The Naica Mines of México, explotó los yacimientos hasta 1951, cuando traspasó sus propiedades a The Fresnillo Compaña, S.A., siendo esta última la que hasta ahora disfruta los yacimientos bajo la razón social de Compañía Fresnillo, S.A. de C.V.

    4. Operación de la Mina

    Las operaciones más importantes de operación son las siguientes:

    • Desarrollo

    • Tumbe

    • Acarreo y manteo

    • Desarrollo

    El objetivo primordial de esta área, es colar los cruceros necesarios en cada nivel para llegar a los cuerpos mineralizados previamente detectados por geología, para explotarlos directamente y preparar su posterior explotación.

    Los desarrollos principales tales como cruceros centrales y rampas de servido entre niveles, tienen una sección de 4.0 * 4.0 metros, las obras tienen una sección mínima de 3.2 * 2.8 metros, y llevan una pendiente de 0.75% con acequia complenentaria de 0.6 * 0.6 metros para conducción de agua, estas acequias se cubren con madera con el fin de evitar que el vapor de agua que sale a 50 °C se integre al ambiente afectando la humedad relativa que provoca condiciones desagradables. Invariablemente en el desarrollo se utilizan ventiladores auxiliares de 25000 a 40 000 ft3/min. Sustentados por un sistema de ventilación general forzando que extrae de la mina 900 000 ft3/min.

    Para el avance de estas obras se utiliza un jumbo hidráulico, jumbos neumáticos y perforadoras de pierna, el rezagado se hace con scooptrams de 5 yardas cúbicas y en las acequias se usa una retroexcavadora. Para el cuele de contrapozos se tiene una máquina de Robbinds R -61.

    • Tumbe

    En la explotación se utiliza el sistema de corte y rellene hidráulico, normalmente se trabajan 18 rbajes de diferentes dimensiones, que van desde rebajes grandes que llegan a medir hasta 250 metros de longitud por anchos de 40 metros en su parte central y 2.5 cetros en los extremos, hasta pequeños rebajes de recuperación de pilares o chimeneas reducidas. En todos los casos se utiliza el rellene con jal proveniente de la planta de beneficio, con un sistema convencional de drenaje mediante anillados de madera de sección cuadrado de 46" por lado, y torres de decantación auxiliares de 10" en cuadro que conectan a los anillados principales, los cuales van forrados con tela de yute y mediante orificios trabajan en toda su extensión.

    Los cortes salvo en condiciones especiales tienen una altura máxima de 6.0 metros, en los rebajes donde se trabaja con el jumbo el rellene se deja a 1.0 metros del cielo, y cuando se opera con máquinas de pierna se queda a 2.0 metros del cielo para combinarlo con un tumbe sobre la carga que permite llegar al corte de 6.0 metros, eliminando así la necesidad de esperar el rezagado en cada turno, lo que da mayor flexibilidad al acarreo. Invariablemente la barrenación es del tipo horizontal, es del tipo horizontal, variándose la longitud de los barrenos en relación a lo ancho del corte con el fin de evitar tiempos muertos en el ciclo.

    En la mayoría de los rebajes se tienen rampas con una sección de 3.2 * 2.8 metros para dar acceso al equipo pesado, estas obras pueden ir en contacto con la estructura mineralizada, o bien, si la estructura no lo permite o la rampa tiene además otra finalidad, puede ir en estéril generalmente al bajo y con un pilar no mayor de 8.0 metros.

    Este método de tumbe permite hacer una explotación al 100%, ya que los mantos presentan continuas bolsas con dimensiones irregulares pero de alta ley, localizadas en los contactos al alto ó bajo de la estructura, y este sistema permite que en cada rellene se puedan explotar por mucho que se retiren del cuerpo principal.

    En la operación de tumbe se utilizan jumbos neumáticos, hidráulicos y máquinas de pierna. Se rezaga con scooptrams de 8 y 5 yardas cúbicas en los rebajes medianos y grandes, y en pequeños se rezaga con palas de aire comprimido T2GH. Se ventilan por medio de circuitos de extracción general cuyos abanicos se encuentran en superficie.

    La productividad promedio en esta operación es de 79.3 ton/turno.

    • Acarreo y Manteo

    En cada rebaje existen vaciaderos para mineral localizados en la proximidad de sus accesos, estos chorreaderos son contrapozos que en su mayoría fueron hechos con máquina contrapocera y rimados a 7' de diámetro, los cuales están conectados estratégicamente para que al final se concentre la carga en tres tolvas generales localizadas en los cruceros de acarreo del nivel 480 y tres tolvas en el crucero central del nivel 530, donde mediante la instalación de tolvas de acero se alimenta el acarreo sobre vía que opera en estos dos niveles, pare esto se utiliza riel de 60 libras con 36" de separación y mediante locomotoras diesel de 10 y 12 ton. Se arrastran 7 conchas de 165 ft3 de capacidad que llevan el mineral a su respectiva estación de quebrado.

    En el Tiro Gibraltar se localizan dos estaciones de quebrado, una en el nivel 430 que tiene instalada una quebradora de quijada 24"* 36" y la otra en el nivel 530 donde opera una quebradora de quijada 36" * 48". Ambas estaciones tienen sus respectivas alcancías y cartuchos para cargar botes de manteo de 4.5 ton. Que llevan el mineral a las tolvas del nivel cero.

    En Tiro Naica que se localiza al extremo opuesto de la mina respecto al Tiro Gibraltar se tiene instalada una quebradora giratoria de 42" en el nivel 480, y mediante botes de manteo para 9.0 ton. se transporta el mineral al nivel cero, donde con un acarreo sobre vía de locomotora trolley se lleva a las tolvas del molino.

  • Planta de Beneficio

  • Una vez extraído el mineral de la mina comienza el beneficio a través del proceso de flotación selectiva de plomo - zinc. Los principales productos de rendimiento económico son plomo, zinc, plata y en menor cantidad oro y cobre.

    La mayoría de los minerales de Pb - Zn pueden ser clasificados como minerales complejos, y los problemas de recuperación aumentaran con el grado de diseminación de los minerales. La presencia de grandes cantidades de pirita incrementa los problemas de recuperación y selectividad. Frecuentemente, los minerales de Pb - Zn contienen pequeñas cantidades de minerales de cobre también como plata y oro.

    La práctica general en el tratamiento de minerales de Pb - Zn es flotar el concentrado de plomo primero, mientras los minerales de zinc son deprimidos. Después de la flotación de plomo, los minerales de zinc son reactivados con sulfato de cobre (CuSO 4) y flotarlos selectivamente.

    La depresión de los minerales de cinc y pirita en el circuito de flotación de plomo es usualmente logrado con una mezcla de cianuro de sodio (Na(CN)), en combinación con el sulfato de zinc(ZnSO4), la cantidad de sulfato de zinc es usualmente tres a uno veces la cantidad de cianuro de sodio. Estos depresores son agregados al circuito de limpieza del plomo. Cuando la plata esta presente, es preferible mezclar el sulfato de zinc con el cianuro de sodio para formar un complejo de zinc y cianuro con el objeto de prevenir la disolución de la plata.

    Después de la flotación de minerales de plomo, el pH de la alimentación al circuito de zinc (que son las colas del circuito de plomo) es ajustado con hidróxido de calcio (Ca(OH)2) “cal”, acondicionando con sulfato de cobre, esta cantidad requerida para la activación adecuada de los minerales de zinc varia, pero es en el orden de 50 gr/ton., por cada punto porcentual de zinc. Usualmente la cal es agregada antes de la adición del sulfato de cobre.

    Para disminuir la presencia de pirita, es importante el uso de colectores selectivos. La activación de la pirita puede llevarse acabo durante la etapa de acondicionamiento con sulfato de cobre. Si esta tendencia existe puede contrarrestarse con la adición de cal para ayudar a subir el pH y deprimir la pirita. Es por lo tanto una práctica común flotar los sulfuros de zinc a niveles de p H cerca de 8.5 a 12 como muy alto.

    Generalmente el uso de un promotor AEROFLOAT (en este caso) como colector principal, con alfo de Xantato como un colector auxiliar, proporciona máxima recuperación con la selectividad deseada.

    6. Trituración y Molienda

    Proceso de Trituración

    La carga o mineral proveniente del interior mina, es transportada por medio de un troley que consta de 7 conchas con una capacidad total de 50 ton (7 ton cada concha) la función de este es descargar en las tolvas de gruesos.

    Estas tolvas son tres, dos con capacidad de 500 ton y la otra con capacidad de 300 ton, la medida del mineral en las tolvas es de 6”, la carga es transportada por medio de bandas que están compuestas de dos poleas; polea de cabeza motriz, esta se compone de motor, cople y reductor y al polea de colas que se encuentra al final de la banda.

    Las bandas constan de rodillos de carga y rodillos autoalimeables, en todas las bandas existen un switch manual llamado banderilla que es una cuerda la cual tiene la función de parar la banda en caso de un mineral de sobre tamaño o de alguna emergencia.

    La criba #1 es de cama sencilla, su abertura es de 1 ½” donde el mineral pasa a la quebradora #1 y el mineral queda reducido a -3/4”.

    En la criba #2 es de doble cama con una abertura de ¾” y ½” y la segunda cama es de 3/8”.

    El mineral que no cumple con el tamaño de -3/8” ingresa al circuito de trituración terciaria para volver a clasificarlos.

    El mineral que pasa a - 3/8” se va hacia las tolvas de finos por medio de bandas transportadoras, estas tolvas tienen una capacidad de 500 ton aproximadamente y pasa al proceso de molienda un 99.5% a - 3/8”.

    Proceso de Molienda

    El objetivo principal de la molienda es el de reducir el tamaño del mineral a un tamaño de 10% a +65 mallas y 60% a -200 mallas, con esto aseguramos una liberación de los elementos de valor económico, en este caso Pb-Zn.

    Existen 5 tolvas de finos, con una capacidad de 500 ton., cada una, las tolvas 1 y 2 alimentan al molino #1 y las tolvas 3,4 y 5 alimentan al molino #2.

    En esta planta se cuenta con dos molinos de bolas que tienen una capacidad de 70 ton., cada uno.

    Los molinos son de la marca MARCY tiene las siguientes dimensiones; 10'18” x 11' con un motor de 600 HP y 27 RPM. Este molino trabaja con bolas de 1.2 Kg cada una, el consumo de bola es de 0.49 Kg/ton. El tonelaje de alimentación que se tienen va en relación a la ley del mineral pero generalmente esta en promedio de 58 a 62 ton/hr.

    'Minería'

    Los parámetros de las densidades se manejan de esta manera:

    Descarga del molino del 70 al 72%.

    Alimentación al ciclón del 58 al 60%.

    Arenas del 78 al 80%.

    Derrames del 48 al 50%.

    Presión de entrada al ciclón es de 6 psi.

    La calidad del producto a flotación la determinamos mediante granulometría.

    La granulometría para Naica es de 10% + 65 mallas y 60% -200 mallas.

    Cuenta con un índice de trabajo del 11.44 el cual nos indica la potencia requerida para operar el molino y conocer la dureza del mineral.

    En la alimentación de los molinos se agregan a parte del mineral, agua y reactivos químicos que son: el AEROFLOAT 25 que funciona como colector de partículas de plomo (Pb) y plata (Ag), y una mezcla de cianuro de sodio (Na(CN)) y sulfato de zinc (ZnSO4) que funciona como depresor de partículas de Zn en el banco de flotación de Pb y de la celda flash. Después de que la carga es homogeneizada con la mezcla entra al molino.

    Partes del Molino de Bolas:

    Está constituido por una cubierta de acero, cojinetes de las chumaceras, engrane corona, tropel y lainas.

    • Engrane o corona: la potencia mecánica se aplica a este engrane a través del peñón.

    • Tromel: (cedazo) es un tambor formado de malla sujeto a la descarga de la chumacera, que filtra las impurezas y elmaterial de mayor tamaño desde la descarga del molino.

    • Cojinetes de las chumaceras: los cojinetes son lubricados a presión y proporcionan un soporte libre de fricción al molino, la alimentación que pasa por las chumaceras se hace a través de la conicidad o espiral para permitir el transporte de la alimentación.

    En cada paro programado para el mantenimiento se realiza una revisión del desgaste de bola y de lainas; se visualiza el estado físico de las lainas y bolas en el interior del molino. Se realiza un cálculo donde el estándar del nivel de bola es de 36% en volumen, lo realizan de la siguiente manera:

    (VT) 126 - (113 h/d) (VV)

    Donde:

    VT= volumen total

    VV= volumen al vacío

    La descarga del molino cae a una bomba warm con dimensiones de 8” x 6” esta la bombea hacia el ciclón, el cual es de 15” el cual funciona como clasificador que separa la alimentación en dos flujos: el primero contiene esencialmente partículas finas o livianas, el segundo contiene partículas gruesas o pesadas.

    Las partículas finas pasan al siguiente proceso que es ya la entrada al circuito de flotación; mientras que las gruesas que salen por la descarga son dirigidas a la celda flash.

    Esta separación ocurre debido a que partículas tienen diferentes pesos y tamaños por lo tanto difieren en su velocidad de sedimentación.

    En las plantas concentradoras, los ciclones normalmente trabajan con pulpas por lo cual se le conocen como hidrociclones.

    Partes de un Ciclón:

    • Entrada: esta dirige la alimentación al interior del ciclón.

    • Buscador de vórtice (vórtex): recolecta el material fino cerca del ciclón y se denomina finos este normalmente se envía a la siguiente etapa del proceso.

    • Sección cilíndrica: es en donde se produce el proceso de clasificación.

    • Apex: el material que sale que se le denomina descarga, las dimensiones con las que actualmente se operan son las siguientes: ciclón D-15, apex de 3 ¼” y vortex de 6”.

    Celda Flash:

    En esta celda normalmente es una flotación rápida donde se recuperan hasta un 30% de Pb y un 35% de Ag, la función de esta celda es recuperar los valores de plata y plomo que ya se encuentran liberados, tanto partículas gruesas como finas evitando un sobremolienda que nos pueda ocasionar problemas en la siguiente etapa de flotación.

    A esta celda se le adiciona espumante que es un reactivo que recubrirá las burbujas de aire con una capa delgada lo cual las hará más resistentes para que las partículas de sulfuros, que se le peguen no se rompan y puedan ascender hasta la superficie de la celda, cargada con las partículas de valor. Lo que no floto regresa al molino para ser molidas nuevamente y alcanzar una mejor liberación, a este circuito ce le llama circuito cerrado.

  • Flotación

  • Circuito de Plomo

    El circuito de plomo es alimentado por los finos del derrame de los ciclones de los molinos #1 y #2.

    En las cabezas de Pb se adicionan los reactivos (Xantato 343 y el Espumante teutón 100).

    Estas cabezas pasan al banco Primario de Pb, el concentrado de este banco pasa a las bombas que alimentan las columnas. En las columnas se obtiene el concentrado que pasa directamente a labomba que alimenta al tanque espesador (Tanque 40), del cual se obtiene el concentrado humedo y las colas obtenidas en las columnas regresan al Primario de Pb; por medio de la bomba de intermedios.

    Las colas del Primario de Pb pasan al agotativo del Pb, el producto obtenido pasa a la bomba de intermedios el cual alimenta al Primario de Pb. Las colas del agotativo caen en la bomba de cabezas de Zn. La cual alimentan a los tanques acondicionadores.

    'Minería'

    Circuito de Zinc

    El circuito de Zn consta de 5 bancos de flotación los cuales son:

    • Primario A

    • Primario B

    • Agotativo de Zn

    • 1ª limpia

    • 2ª limpia

    • Columnas

    Después de que las colas de Pb pasan a los tanques acondicionadores donde se preparan con CuSO4 para utilizarse como cabezas de Zn posteriormente pasan al primario A en donde el producto obtenido cae en la bomba que levanta a la 2ª limpiadora. Las colas del primario A pasan al primario B.

    El primario B recibe la alimentación de las colas del primario A y también de la bomba de intermedios de Zn. El producto obtenido del primario B cae a la bomba que levanta el concentrado a la 1ª limpia. Y las colas de primario B pasan al agotativo. En el agotativo el concentrado pasa a la bomba de intermedios, la cual levanta al ciclón de remolienda, en donde los finos del ciclón regresan al primario B y los gruesos al molino de remolienda, el producto de esta pasan al primario de Pb a través de la bomba de intermedios. Y las colas del agotativo se van a la presa de jales.

    Mientras que el concentrado de la 1ª limpia y 2ª limpia pasan a las columnas, las colas de la 1ª limpia caen a la bomba de intermedios de Zn y pasan al primario B. El concentrado de las columnas pasa al tanque espesador (Tanque 30) del cual se obtiene el concentrado humedo.

    'Minería'

    Capacidades de las celdas de Flotación

    Son celdas WEMCO con capacidad de 500 ft3 para el Pb, las celdas de columna son de 7' x 32' y de 7' x 26', están conectadas en paralelo a un filtro y de ellas se obtiene el concentrado final.

    En el caso del Zn las celdas de 1ª limpia y 2ª limpia tiene la capacidad de 300 ft3.

    Los tanques acondicionadores tienen las siguientes dimensiones 10'x 10'.

  • Reactivos utilizados

  • Molienda

    • Aerofloat 25

    Es un colector más débil que el xantato, es utilizado en la molienda para adicionar las partículas de plomo que van a ser afectadas en las celdas flash.

    • Mezcla

    Es utilizada en la alimentación de los molinos para deprimir el zinc, cobre y fierro.

    Circuito de Plomo

    • Xantato 343

    Color: amarillo

    Se utiliza como colector de las diferentes partículas de plomo, es decir, reacciona en la superficie de las partículas de plomo para volverlas hidrofobicas y poder flotarlas.

    • Mezcla (sulfato de zinc y cianuro de sodio)

    Color: blanco

    Al 10% de concentración se utiliza como depresor de cobre y zinc en el plomo también deprime al fierro. Y también se adiciona en las columnas para limpiar el concentrado final.

    • Sulfato de Zinc (ZnSO4)

    Color: transparente

    Se deposita en la cabeza general al 5% de concentración, es decir, en la alimentación en el banco de plomo, actúa como depresor de las partículas de zinc que pueden flotar en el banco de plomo.

    • Espumante (Teutón 100)

    Color: transparente

    Se utiliza para formar una cama de espuma que adiciona en las celdas para permitir que las burbujas de aire puedan viajar sin dificultades hasta la superficie de las celdas.

    Circuito de Zinc

    • Sulfato de Cobre (CuSO4)

    Color: azul verdoso

    Es el reactivo clave para la flotación del zinc, se dosifica en los tanques acondicionadores al 10% de concentración, el activador de las partículas de zinc, es decir es el reactivo que acondiciona a las partículas de zinc para que puedan reaccionar con el colector.

    • Xontato 343

    Al igual que en el circuito de plomo, su función es de colector, ya que reacciona en las partícula de la superficie de las partículas de zinc para hacerlas repelentes al agua y puedan flotar.

    • Cianuro de sodio (Na(CN))

    Es utilizado como depresor, específicamente para deprimir al plomo en el circuito de zinc, y no solo al plomo sino también al cobre y al fierro.

    • Hidróxido de Calcio (Ca(OH)2) “cal”

    Se utiliza para regular el pH en la primera y segunda limpiadoras de zinc, ayuda a favorecer la flotación y actua como depresor de la pirita.

  • Espesamiento y filtrado

  • 9.1 Espesamiento y filtrado de Pb

    El concentrado de Pb proviene de las columnas 7' x 26' y 7' x 32' el cual es bombeado al tanque espesador de 40' de diámetro, la descarga de dicho tanque es bombeada a un filtro de tambor de 10'x 10' de diámetro. Este tanque es de la marca EIMCO y cuenta con una válvula la cual controla la descarga que va hacia el depósito de los filtros, este filtro seca a través del vacío; el concentrado se dirige hacia el patio de embarque por medio de una banda transportadora con un 6.5% de humedad.

    'Minería'

    9.2 Espesamiento y filtrado de Zn

    El concentrado de Zn proviene de las columnas 5' x 32' el cual se dirige al tanque espesador de 30' de diámetro, la descarga de dicho tanque es bombeada a un filtro de tambor de 10' x 10' de diámetro. Este tanque es de la marca EIMCO y cuenta con una válvula la cual controla la descarga que va hacia el depósito de los filtros, este filtro seca a través del vacío; el concentrado se dirige hacia el patio de embarque por medio de una banda transportadora con un 7.0% a 8.0% de humedad.

    'Minería'

    10. Embarques y presa de Jales

    Embarques

    En el patio de embarque entran camiones, los cuales tienen que pasar por la báscula para obtener la tara del camión esto es tener el peso de este, para ello el conductor debe checar su camión para asegurarse que este en buenas condiciones, después de esto el conductor debe mantenerse fuera del camión hasta que se le da la señal de entrada.

    Los camiones entran de dos en dos para ser cargados por medio de una Caterpillar (cargador frontal) modelo 95F1, una vez cargado el camión el operador encargado del embarque empareja el concentrado y realiza un muestreo por medio de un taladro, este taladro se introduce en el concentrado en forma de zig- zag para obtener una muestra representativa, esta muestra se vacía en botes y se lleva al laboratorio, en donde se determina la humedad. En seguida el camión pasa de nuevo a la báscula para obtener le peso bruto el cual es de 54 500 Kg. Y se lleva al área de enlonamiento para ser cubierto el concentrado y etiquetarlo con el sello de garantía, por seguridad. Y por ultimo pasa al área de lavado, para evitar la contaminación del medio ambiente.

    Presa de Jales

    Esta presa tiene el objetivo de almacenar las colas que salen de las columnas de flotación, para ello cuenta con un sistema de bombeo el cual transporta las colas finales por medio de una tubería de extru-pack de 12' de diámetro, la cual recorre una distancia aproximada de 4 Km.

    El jal se distribuye equitativamente por medio de espigas las cuales forman las playas y así formar el vaso de la presa.

    En esta presa existen 6 decantadores distribuidos en la presa con el objetivo de recuperar agua para regresarla al proceso.

    11. Actividades Realizadas

    En las pruebas de laboratorio se llevan a cabo procedimientos adecuados para obtener resultados que sean cercanos al comportamiento metalúrgico a un comportamiento industrial.

    En esta como en otras industrias mineras se realizan muestreos; estos se realizan con el fin de determinar los diferentes característicos del mineral. Durante mi estancia como practicante aprendí a realizar muestreos y pruebas del laboratorio, y experimentos a nivel industrial, así como varios procesos de la planta de beneficio.

    Actividad 1

    • Muestreo

    Se lleva a cabo para asegurar la selección adecuada de muestras representativas para cada experimentación, es importante que se tenga una percepción clara de las implicaciones metalúrgicas de las diferentes características del mineral.

    Estas características incluirán especies minerales y asociaciones con otras impurezas, así como, ley, oxidación y entrampamiento de sulfuros, entre otras características.

    Se requiere tomar un número suficiente de muestras de varias partes dentro del yacimiento, de tal manera que los resultados de las pruebas subsecuentes esclarezcan lo que se espera de la planta de beneficio.

    • Preparación de muestras

      • Cabeza (mineral)

    Se recolectan las muestras de los molinos #1 y #2 , el molino #1 se lleva a cabo cortando manualmente (esto es provisional), el molino #2 utiliza un cortador automatizo, del cual se toma una sección al azar de peso aproximado a 6880g.

    Se prepara para ponerlo a secar. Homogenizamos la muestra después de secar (por lo menos 10 vueltas en tela ahulada).

    Cuareamos la muestra en el cortador Jones hasta obener aproximadamente un kilo de muestra.

    Quebramos la muestra en la quebradora #1 a 10 mallas. Se repite el procedimiento anterior. Una vez obtenida la muestra se ocupa ½ kilo para ensaye, y el otro ½ kilo se junta para el composito semanal de pruebas metalúrgicas. La muestra del ensaye se pulveriza y debe de pasar por la malla 100 y se homogeniza toda la muestra pulverizada en una tela ahulada.

    Por ultimo se rotula un sobre especificando fecha, # de muestra, turno, nombre de la muestra y se envía al ensaye.

    Equipo utilizado en esta muestra:

    • Cortador

    • Secador eléctrico

    • Charolas

    • Tela ahulada

    • Cortador Jones

    • Balanza analítica

    • Respirador

    • Lentes

      • Muestreo en el circuito de Plomo

    Se recolecta la muestra del concentrado de plomo en el cortador automático.

    Filtramos la mezcla y se pone a secar.

    Una vez seca la muestra se homogeniza en una tela ahulada, cuarteamos la muestra en el cortador Jones hasta obtener aproximadamente 300 g.

    Se pulveriza la muestra para ensaye de modo que pase por la malla 100. Por ultimo se homogeniza la muestra pulverizada y se rotula un sobre especificando fecha, # de muestra, turno, nombre de la muestra y se envía al ensaye.

    Equipó utilizado:

    • Cortador

    • Secador eléctrico

    • Charolas

    • Tela ahulada

    • Cortador Jones

    • Balanza analítica

    • Espátula

    • Filtro a presione de aire

    • Cubetas

    • Guantes

      • Muestreo en el circuito de Zinc

    Se recolecta la muestra del concentrado de plomo en el cortador automático.

    Filtramos la mezcla y se pone a secar.

    Una vez seca la muestra se homogeniza en una tela ahulada, cuarteamos la muestra en el cortador Jones hasta obtener aproximadamente 300 g.

    Se pulveriza la muestra para ensaye de modo que pase por la malla 100. Por ultimo se homogeniza la muestra pulverizada y se rotula un sobre especificando fecha, # de muestra, turno, nombre de la muestra y se envía al ensaye.

    Equipó utilizado:

    • Cortador

    • Secador eléctrico

    • Charolas

    • Tela ahulada

    • Cortador Jones

    • Balanza analítica

    • Espátula

    • Filtro a presione de aire

    • Cubetas

    • Guantes

      • Muestreo de Cola Final

    Se recolecta la muestra del concentrado de plomo en el cortador automático.

    Filtramos la mezcla y se pone a secar.

    Una vez seca la muestra se homogeniza en una tela ahulada, cuarteamos la muestra en el cortador Jones hasta obtener aproximadamente 300 g.

    Se pulveriza la muestra para ensaye de modo que pase por la malla 100. Por ultimo se homogeniza la muestra pulverizada y se rotula un sobre especificando fecha, # de muestra, turno, nombre de la muestra y se envía al ensaye.

    Equipó utilizado:

    • Cortador

    • Secador eléctrico

    • Charolas

    • Tela ahulada

    • Cortador Jones

    • Balanza analítica

    • Espátula

    • Filtro a presione de aire

    • Cubetas

    • Guantes

    Actividad 2

    Experimentación de floculante

    El floculante teutón aniónico al 0.1% utilizado en esta experimentación aportó los siguientes resultados:

    Las escalas utilizadas en este experimento son:

    Floculante (cc)

    Cantidad (gr.)

    5

    0.005

    10

    0.01

    15

    0.015

    20

    0.02

  • Utilizando 0.5Kg. de concentrado, 5cc. de floculante en una probeta de 1L., presenta una turbidez y se asienta muy lentamente el concentrado, el agua que contiene el concentrado queda con finos que se asientan aproximadamente a los 60seg.; dejando una capa gruesa de lamas.

  • Utilizando 0.5Kg. de concentrado, 10cc de floculante en una probeta de 1L., presenta un acertamiento más rápido dejando el agua mucho más clara en menos tiempo y menos lamas en la superficie.

  • Utilizando 0.5Kg. de concentrado, 15cc de floculante en una probeta de 1L., deja agua clara y mucho menos lamas en la superficie. Es mayor la velocidad de asentamiento, esto se pudo percibir en las jarras de medición.

  • Utilizando 0.5Kg. de concentrado, 20cc. de floculante en una probeta de 1L., presenta un asentamiento mayor en menos tiempo dejando la superficie casi con un 90% limpio de lamas.

  • En las pruebas 2,3 y 4 después de un tiempo de 120 segundos deja de asentarse el concentrado.

    Cálculos:

    Partiendo de los datos proporcionados de laboratorio se concluyo que la planta produce 250 ton/día, (en promedio).

    250000Kg./1440min.=173.6 Kg./min.

    20cc*173.6Kg./0.5 Kg = 6.9L./min " 7L./min

    0.2gr.floculante *250000 Kg de conc./.5Kg de conc. =10000Kg de floculante.

    Floculante (cc/ min)

    Cantidad (L/min.)

    10

    3.45

    15

    5.25

    20

    7

    'Minería'

    Experimentación del floculante a nivel industrial

    • Se inició la experimentación del floculante el día 16 Julio a las 14:00 hrs., con una dosificación de 1.9 lt/hr. Con una concentración aparente del 1%. Se toma una muestra de agua antes de dejar fluir el floculante, se observa que el agua esta oscura y con pocas lamas.

    Después de una hora que agregamos el floculante, se tomo una muestra del agua y se noto que es más clara y con pocas lamas. Se paro la dosificación a las 15:00 hrs.

    • Se reactivo el floculante a las 16:30 hrs., y se aumento la dosificación a 3lt/min., y de nuevo se tomo una muestra de agua y como resultado se obtuvo agua mucho más clara y sin lamas.

    Se dejo en marcha el experimento y al término de este, me reportaron que la ultima dosificación del día de experimentación su concentración fue de 0.5%.

    • El día 17 de Julio se preparo más floculante al 0.02% de concentración con una dosificación de 2.5 lt/min., a las 9:40 hrs., tomando una muestra antes de agregar floculante y otra a la hora de haberlo dejado fluir. La muestra se manifestó casi en la manera inicial, oscura con lamas y la diferencia fue mínima. En este día se tomaron tres muestras y las tres no presentaron cambio alguno. También en el transcurso del día se prepararon dos dosificaciones y la última se suspendo por las condiciones climáticas.

    • El día 18 de Julio se inició a las 7:15 la dosificación a 1.5 lt/min., que se había suspendido el día anterior, se tomo una muestra de agua antes y después de haber dejado fluir el floculante y la ultima muestra no presento ningún cambio, es decir, seguía oscura y con lamas. Realizamos otra dosificación obteniendo de igual manera, ningún resultado positivo. Estas dosificaciones no tuvieron mucho éxito así que se determinó preparar una dosificación al 0.5% de concentración y se puso en marcha a las 15:50 tomando una muestra antes y después de una hora, observando ambas muestras oscuras.

    En conclusión no se obtuvieron resultados óptimos de velocidad de asentamiento y clarificación de agua al usar una dilución de 0.05% divido a que la dosificación óptima necesaria debía ser 7.0 lt/min. Puesto que a menor concentración mayor dosificación.

    Actividad 3

    Realice ensayes por absorción atómica, vía húmeda y vía seca.

    • Ensaye por absorción atómica.

    En el Laboratorio de Absorción Atómica se trata de tener un medio de preparación química el cual permite tener todos los metales en solución. Los metales que se determinan son plata, plomo, zinc, cobre y fierro, este último en forma de fierro martensitico.

    Para estos productos de la planta de beneficio, de estas soluciones se hacen diluciones de 5 ml correspondientes para que ser determinado el porcentaje de metálico.

    Se atacan con HCL las muestras, se dejan hervir de 5 a 10 min cada muestra, después se les adiciona HNO3 y se deja hervir y posteriormente enfriar.

    • Ensaye por vía húmeda o volumetría.

    Para el Zn: se reciben las muestras.

    Se pesa aproximadamente 0.250g de muestra en un vaso de 400 ml y anotamos el peso.

    Agregamos 10 ml de HCl Q.P. y tapamos el vaso.

    Colocamos en la parrilla apox. 5 a 10 min.

    Después retiramos el vaso de la parrilla y agregamos 10 ml de HNO3 concentrado y se deja hirviendo hasta que desaparezcan humos nitrosos.

    Añadimos de 10 a20agotas de H2O2 y de 5 a 8 g de NH4Cl, enfriamos la tapa y las paredes del vaso con H2O hasta un volumen de 50 ml.

    Precipitamos el fierro con NH4Cl con 3 a 5 ml de esceso.

    Lleva a hervir de 5 a 10 min filtrando en papel filtro Whtman #4, recibe el filtrado en vaso de vidrio de 600 ml, lavándolo tres veces con agua caliente.

    Atacamos el vaso de ataque agregando de 2 a 4 g de NH4Cl, regresamos al vaso de ataque para redisolver el fierro y liberar el Zn ocluido, con adición de CHl concentrado.

    Precipitamos otra vez el fierro, como se describió anteriormente, dejandolo hervir de 5 a 10 min.

    Filtramos con agua caliente 2 veces en el mismo filtro y recibe en el mismo vaso de precipitado.

    Añadimos al filtrado de 6 a 8 gotas de azul de bromitimol.

    Neutralizamos con HCl 1:1 para reafirmar el color amarillo.también se le agrega la solución buffer y la muestra cambia a color violeta y titulamos con EDTA, calculamos el % de Zn.

    En el Pb: Pesamos aproximadamente 0.250 o 0.500 g de, muestras en el vaso de precipitado de 400 ml y se le agregó 10 ml de HNO3 Q.P. y es importante tapar el vaso por los gases desprendidos.

    Colocar en la parrilla a temperatura media y se pone a hervir de 5 a 10 min, retiramos el vaso con las pinzas de la parrilla, agregamos 10 ml de HCl Q.P. y se vuelve a poner a hervir hasta que desaparezcan los humos nitrosos.

    Enfriamos y agregamos 20 ml de H2SO4 1:1 llevándolo a temperatura alta hasta humos de SO3 aclarando la solución con unas gotas de HNO3, continuando calentando hasta humos de SO3 aclarando la solución con unas gotas de HNO3, continuamos calentando hasta obtener reflujo de una gota a dos gotas de H2SO4 y enfriar. Añadimos agua desmineralizada 100 ml lavando tapa y paredes del vaso, añadir de 15 a 20 gotas de agua oxigenada dejando hervir durante 5 o 10 min a temperatura media.

    Filtramos a través del filtro Watman #2 y lavamos el filtro seis veces con agua desmineralizada. En el vaso donde se ataco la muestra, agregamos 30 ml de solución buffer para plomo y agua desmineralizada hasta 275 ml de volumen.

    Pasamos el papel filtro con el precipitado al vaso de ataque, para disolver el PbSO4, dejándolo hervir de 5 a 10 min después añadimos ácido ascórbico de 3 a 5 gotas de solución xinecol orange. Titulamos con EDTA hasta que varíe del color violeta al color amarillo.

    Por ultimo calculamos el porcentaje de Pb y en ambos casos se reportan resultados.

    • Ensayes por vía seca

    En este ensaye, se lleva a cabo mediante la fundición de una muestra de Pb para la obtención del oro y plata.

    Primero se preparan las muestras para fundirlas utilizando PbO como refractario y después del borax como fundente y a parte otro fundente, se meten ambos vasos a la mufla para su función la cual funde aproximadamente a 1000 ° C, después de la fusión se vacían en las palloneras o moldes y se dejan enfriar, mientras que las copelas se encuentran calentando, y a los moldes como se obtiene el Pb en forma cónica, se tienen que forjar para pasarla posteriormente a las copelas y ponerlas a calentar obteniendo solo un balín de plata mientras que el plomo se volatiliza en la mufla.

    Posteriormente se pesa el balín de plata y después se ataca con HNO3 y se obtienen las ppm de oro.

    Todo este procedimiento lleva un registro.

    Actividad 4

    Realizamos la prueba estándar de laboratorio. Cambiando en la prueba el Xantato 343 por el Flex 31.

    Con el objeto de ver que el Flex 31 nos aporte mejores resultados en la flotación de Zn. Para corroborar resultados de pruebas anteriores.

    12. Observaciones

    Las instalaciones se encuentran en mejores condiciones porque se están remodelando algunas partes, pero en cuanto al proceso lo único que percate en lo que es trituración es que utilizan un sistema de bandas transportadoras muy largo ya que se cuenta con 11 bandas transportadoras, creo yo que se podría disminuir a 5 bandas y verificar realmente cual es la eficiencia de las quebradoras para que se tengan solo tres y no cuatro porque aunque se tengan cuatro hay seguido mineral grueso.

    13. Conclusiones

    Llegue a la conclusión que falta mucho por aprender, se cumplió con el objetivo de la práctica, realmente aprendí que existen problemas que pueden afectar a un sin número de personas, puesto que la industria minera contiene demasiados riesgos tanto en la mina como en la planta de beneficio y el pueblo mismo.

    En esta práctica aprendí varios aspectos, no solo industriales sino que también las relaciones humanas, el trabajo en equipo y algo muy importante; en Unidad Naica se trata de fomentar el valor en las personas.

    BIBLIOGRAFIA

    Boletín de Grupo Peñoles

    Manual de operación de preparación de muestras

    Manual de laboratorio

    Manual de operación de las presas de Jales

    Autor: Compañía Fresnillo, Unidad Naica

    Esta tabla es aplicable solo a 250ton/día.

    Fig.6

    Tanque espesador de Zn

    Fig. 5

    Filtro de 10'x10'

    Fig.1

    Foto de la Cueva de los Cristales.

    Fig.2

    Molino de Bolas en funcionamiento.

    Fig. 3

    Celda de flotación del Pb.

    Fig. 4

    Celda de flotación del Zn.




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    Enviado por:Tere
    Idioma: castellano
    País: México

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