informe de practicas planta de beneficios minera sotrami s.a

-1-

UNIVERSIDAD NACIONAL DE

SAN ANTONIO ABAD DEL

CUSCO

FACULTAD DE INGENIERIA GEOLOGICA, MINAS Y

METALURGICA

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA

INFORME DE PRACTICA PRE-PROFESIONAL

EMPRESA:

SOCIEDAD DE TRABAJADORES MINEROS (SOTRAMI S.A.)

PRESENTADO POR:

PORROA SIVANA, Edwin

CUSCO – PERU

2015

“EVALUACIÓN DE LA PLANTA DE BENEFICIOS

DE MINERALES – SOTRAMI S.A.”

-2-

DEDICATORIA

A mi Padre:

Florencio Porroa Layme

Que con amor, paciencia y su digno

ejemplo, guía mi camino y me apoya en

el logro de mis objetivos.

A Mi Familia:

Quienes con su existencia llenan mi vida de

felicidad y son la fuente de inspiración para

ser cada día mejor.

-3-

PRESENTACION

Señor Coordinador de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica de la

Universidad Nacional de San Antonio Abad del Cusco.

Señores miembros del jurado de evaluación de informes de prácticas pre-

profesionales.

En cumplimiento, a la estructura Curricular vigente de la Escuela Profesional

de Ingeniería Metalúrgica del semestre 2015-I, me permito poner a disposición

de ustedes el presente informe intitulado.

“EVALUACION DE LA PLANTA DE BENIFICIO DE

MINERALES – SOTRAMI S.A”

El presente informe contiene las operaciones y/o procesos de Cianuración de

minerales (oxidados) realizados en la planta de beneficio en las siguientes áreas:

chancado, molienda, lixiviación, adsorción, desorción y electrodeposición, así

como reactivación del carbón.

En espera de que el presente informe sea útil, para que en el momento

apropiado cuando realice las siguientes etapas de mi formación profesional, este

preparado y tenga una visión de las actividades que realiza esta empresa.

-4-

AGRADECIMIENTO

Al Gerente General Ing. Eugenio Huayhua Vera, a todos los Directores de

la Empresa Minera “SOTRAMI S.A.”, por darme la oportunidad de realizar mis

Prácticas Pre profesionales en su Unidad Operativa Santa Filomena en el Área

SSO – planta de beneficios de minerales SOTRAMI S.A.

Un agradecimiento especial al Superintendente de Mina Ing. Luis Carlos Rojas

Camargo, al Jefe de Planta Ing. Nelvin Díaz Chavarría, al Gerente de

Seguridad y Salud Ocupacional Ing. Rodolfo Panez Rojas, y al Administrador

General Edgar Hugo Tovar Almendrades, por darme la oportunidad de

realizar mis prácticas Pre profesionales y de aplicar mis conocimientos

adquiridos en la universidad en las distintas áreas, Departamento de Metalurgia,

Procesamiento de minerales, Laboratorio y Seguridad. Así mismo quiero

agradecer a todos los trabajadores del área de Administración y los compañeros

de trabajo del área planta de la empresa minera “SOTRAMI S.A.” por ese apoyo

incondicional e instructivo fuera y dentro de nuestra área de trabajo.

-5-

INTRODUCCION

El área donde se encuentra la planta se localiza a 10 km de distancia de la

mina, en la confluencia de la quebrada Santa Rosa con la quebrada Acaville,

distrito de Sancos, provincia de Lucanas, departamento de Ayacucho. Las

operaciones se desarrollan entre las cotas de 1 270 y 1 280 msnm. El centro

poblado más cercano es el propio caserío de Santa Filomena ubicado en los

alrededores del centro minero.

La Planta de Cianuración SOTRAMI S.A. opera desde el año 2007, cuenta

con una capacidad total de beneficio de minerales de 100 TMS/día y son

abastecidos de mineral con una ley de 24-26 Gr/TM. La recuperación total

alcanzada es de 95% de oro, se realiza por lixiviación en pilas y lixiviación por

agitación, mediante carbón activado posterior la desorción y su

electrodeposición y refinación.

El mineral de las dos tolvas de 100 TM ingresa al circuito de chancado con

un tamaño máximo de 7” y es reducido finalmente hasta 100% - ½”, contando

para ello con un circuito de chancado, fajas, zarandas y tolva de finos que es

acarreado a la tolva de finos de área de molienda

En la última década el empleo de nuevos procesos como la adsorción de oro

con carbón activado y su posterior elución han resultado ser alternativas más

eficientes para la extracción del oro de soluciones de lixiviación.

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INDICE GENERAL

CONTENIDO

DEDICATORIA ........................................................................................................... 2

PRESENTACION ........................................................................................................ 3

AGRADECIMIENTO .................................................................................................. 4

INTRODUCCION ........................................................................................................ 5

INDICE GENERAL ..................................................................................................... 6

DEFINICION DE TERMINOS.................................................................................. 11

CAPITULO I .............................................................................................................. 13

DATOS GENERALES DE LA EMPRESA .............................................................. 13

1.1. DATOS INFORMATIVOS ......................................................................... 13

1.1.1. PRACTICANTE ................................................................................... 13

1.1.2. LUGAR DE PRÁCTICAS ................................................................... 13

1.1.3. NOMBRE DE LA EMPRESA ............................................................. 13

1.1.4. GERENTE DE LA EMPRESA ............................................................ 13

1.1.5. GERENTE DE OPERACIONES ......................................................... 13

1.1.6. JEFE DE PLANTA .............................................................................. 13

1.1.7. GERENTE DE SSO. ............................................................................ 13

1.1.8. DURACIÓN DE PRÁCTICAS ............................................................ 14

1.1.9. FUNCIONES EN EL AREA ................................................................ 14

-7-

1.2. OBJETIVO DE LA PRÁCTICA ................................................................. 14

1.3. RESEÑA HISTORICA SOTRAMI S.A. .................................................... 16

1.4. UBICACION GEOGRAFICA .................................................................... 17

1.5. ACCESIBILIDAD ....................................................................................... 19

1.6. ORGANIZACIÓN/ORGANIGRAMA ....................................................... 20

1.7. TOPOGRAFIA ............................................................................................ 20

1.8. CLIMA ......................................................................................................... 20

1.9. GEOLOGIA REGIONAL ........................................................................... 21

1.10. GEOLOGIA ECONOMICA .................................................................... 21

1.11. LITOLOGIA ............................................................................................ 22

1.11.1 ROCAS INTRUSIVAS ......................................................................... 22

1.11.2 ROCAS METAMORFICAS ................................................................. 22

1.11.3 DEPOSITOS CUATERNARIOS .......................................................... 22

1.12. CONTROLES MINERALOGICOS ........................................................ 23

1.13. MINERALOGIA ...................................................................................... 23

1.14. PRODUCTO QUE ELABORA Y MERCADO QUE ABASTECE ....... 24

1.15. PROCESO Y OPERACIONES PRINCIPALES ..................................... 24

CAPITULO II ............................................................................................................. 25

CIRCUITO CHANCADO .......................................................................................... 25

2.1 DESCRIPCION DEL PROCESO .................................................................. 25

2.2 TRANSPORTE Y RECEPCION DEL MINERAL ....................................... 25

-8-

2.3 CAPACIDAD DE LA TOLVA ...................................................................... 26

2.3.1 DETERMINACION DEL PESO ESPECIFICO O GRAVEDAD

ESPECÍFICA ...................................................................................................... 27

2.3.2 DETERMINAMOS CAPACIDADES DE LAS TOLVAS .................... 27

2.4 CAPACIDAD DE LAS FAJAS TRANSPORTADORAS ............................ 32

2.5 ANALISIS GRANULOMETRICO DE LOS PRODUCTOS ........................ 34

2.6 CAPACIDAD DE LAS CHANCADORAS .................................................. 37

CAPITULO III ........................................................................................................... 41

CIRCUITO MOLIENDA – CLASIFICACION......................................................... 41


3.2 CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS ................................................... 41

3.2.1 DETERMINACION DE LA CAPACIDAD DE LA TOLVA DE

FINOS ................................................................................................................. 41

3.3 CAPACIDAD DE LA FAJA TRANSPORTADORA ................................... 43

3.3.1 DETERMINACION DE LA CAPACIDAD DE LA FAJA .................... 43

3.4 AREA DE MOLIENDA ................................................................................. 44

3.4.1 DETERMINACION DE LA VELOCIDAD CRITICA Y % DE SOLIDOS

............................................................................................................................ 44

3.5 PREPARACION DE CIANURO ................................................................... 46

3.5.1 DETERMINACION DEL VOLUMEN DEL TANQUE DE

PREPARACION DE REACTIVOS. .................................................................. 46

CAPITULO IV ........................................................................................................... 47

CIANURACION POR AGITACION ........................................................................ 47

-9-


4.2 ADSORCION DEL ORO SOBRE EL CARBON ACTIVADO ................... 47

4.3 CARBON ACTIVADO .................................................................................. 47

4.4 TIEMPO DE RESIDENCIA .......................................................................... 48

4.4.1 DETERMINACION DEL TIEMPO DE RESIDENCIA DE LOS

TANQUES ......................................................................................................... 48

4.5 BALANCE TOTAL DE LOS TANQUES DE CIANURACION ................. 56

CAPITULO V ............................................................................................................ 57

DESORCION DEL ORO ........................................................................................... 57

5.1 DESORCION DEL ORO DEL CARBON ACTIVADO. .............................. 57

5.2 DESCRIPCION DE PROCESO ..................................................................... 57

5.3 METODOS DE DESORCION ....................................................................... 60

5.3.1 Desorción con Soda Caustica caliente a presión atmosférica. ................. 60

5.3.2 Desorción con soda caustica caliente a alta presión. ............................... 61

5.3.3 Desorción con soluciones Alcohólicas Alcalinas. ................................... 61

5.4 CELDAS ELECTROLITICAS ...................................................................... 63

CAPITULO VI ........................................................................................................... 66

SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL ............................................................. 66

6.1 OBJETIVO ..................................................................................................... 66

6.1.1 OBJETIVO GENERALES. ..................................................................... 66

6.1.2 OBJETIVO ESPECIFICO ....................................................................... 66

6.1.3 METAS .................................................................................................... 66

-10-

6.2 INDICADORES DE SEGURIDAD ............................................................... 67

6.2.1 INDICADORES REACTIVOS ............................................................... 67

6.2.1 INDICADORES PROACTIVOS ............................................................ 67

6.3 NECESIDADES DE UN SISTEMA DE GESTION ..................................... 67

6.4 COMPROMISO DE LA EMPRESA ............................................................. 67

6.5 CULTURA DE SEGURIDAD ....................................................................... 68

6.6 GESTION AMBIENTAL .............................................................................. 68

6.7 DESCRIPCION DEL LUGAR DE TRABAJO Y PROCESO

OPERATIVO ......................................................................................................... 68

6.7.1 DETALLES DE LOS TRABAJOS REALIZADOS ............................... 68

6.7.2 ELABORACION DE INFORME MENSUAL ....................................... 71

CONCLUCIONES ..................................................................................................... 72

RECOMENCIACIONES ........................................................................................... 73

BIBLIOGRAFICA ..................................................................................................... 74

ANEXO ...................................................................................................................... 75

-11-

DEFINICION DE TERMINOS

En general no se dispone de un término completamente satisfactorio para

describir el tratamiento mecánico de minerales el que también se le denomina

Mineralurgia, Ingeniería de Minerales, Tecnología de Minerales, Beneficio de

Minerales, Preparación Mecánica de Minerales, etc. Nosotros adoptaremos la

denominación de “Tratamiento Mecánico de Minerales”.

Mineral.- En minería mineral, es el producto de la explotación de una mina, ya

sea que este producto tenga o no valor comercial. El mineral está constituido por

la mena (parte valiosa) y la ganga (parte estéril o inservible).

Mena.- Está constituida por especies mineralógicas valiosas y cuyo

aprovechamiento constituye el motivo fundamental de la explotación minera.

Ganga.- Está constituida casi siempre por especies minerales terrosas ò pétreas,

principalmente cuarzo. La ganga también puede estar constituida por ciertos

minerales metálicos sin valor como la Pirita, Mispickel, etc. y otros que son

perjudiciales, como la Arsenopirita, Rejalgar, Oropimente, Estibina, etc.

Diagrama de Flujo (Flowsheet).- Muestra satisfactoriamente la secuencia de

las operaciones en la planta. En su forma más simple, se presenta como un

diagrama de bloques en el cual se agrupan todas las operaciones de un solo

carácter.

Cabeza.- Es el mineral bruto que se alimenta a la planta de tratamiento o

beneficio.

Concentrado.- Es el material valioso que se obtiene por el procedimiento de

concentración empleado y que contiene la mayor parte de la especie

mineralógica valiosa.

Relave.- Es la parte sin valor que sale del tratamiento, está constituido

fundamentalmente por ganga y lleva consigo algo de mena.

-12-

Mixtos o Intermedios.- Son productos intermedios sobre el que no se ha podido

realizar una buena separación de la mena y la ganga y que necesariamente debe

ser sometido a un tratamiento adicional.

Ley.- La Ley indica el grado de pureza que tiene el producto o el mineral.

Ejemplo: Mineral de cabeza con 24 - 26 grs/TM y Relave final con 0.82 - 1.01

grs/TM de Oro.

Liberar.- Quiere decir reducir las partículas a tamaños bien pequeños, de tal

manera que cada parte valiosa o sulfuro se encuentre separado o libre de otro

elemento. Esto lo podemos experimentar, tomando un trozo de mineral y

chancándolo con un martillo hasta reducirlo a una arena fina.

Grado de Reducción.- Es la relación entre la alimentación y el producto de una

máquina de trituración

Pulpa.- Mezcla de mineral molino más agua.

Mineral Rico.- Se llama así, al mineral de primera calidad o al mineral de “veta

madre” que contiene gran cantidad de la parte valiosa o sulfuros y muy poca

ganga o material estéril.

Mineral Pobre.- Es aquél que contiene pequeñas cantidades de la parte valiosa

y gran cantidad de material estéril.

-13-

CAPITULO I

DATOS GENERALES DE LA EMPRESA

1.1. DATOS INFORMATIVOS

1.1.1. PRACTICANTE

NOMBRE EDWIN PORROA SIVANA

CODIGO 092638

1.1.2. LUGAR DE PRÁCTICAS

DEPARTAMENTO AYACUCHO

MINA SANTA FILOMENA

AREA SSO - PLANTA DE BENIFICIOS SOTRAMI S.A.

1.1.3. NOMBRE DE LA EMPRESA

EMPRESA SOCIEDAD DE TRABAJADORES MINEROS

1.1.4. GERENTE DE LA EMPRESA

GERENTE GENERAL ING. EUGENIO HUAYHUA VERA

1.1.5. GERENTE DE OPERACIONES

SUPERINTENDENTE DE

MINA ING. LUIS CARLOS ROJAS CAMARGO

1.1.6. JEFE DE PLANTA

JEFE DE PLNTA ING. NELBIN DIAZ CHAVARIA

1.1.7. GERENTE DE SSO.

GERENTE DE SEGURIDAD

Y SALUD OCUPACIONAL ING. RODOLFO PANEZ ROJAS

-14-

1.1.8. DURACIÓN DE PRÁCTICAS

TIEMPO 03 MESES

FECHA DE INICIO Y

TERMINO 29/03/2015 – 29/06/2015

1.1.9. FUNCIONES EN EL AREA

Capacitación, Inspección, Supervisión y Evaluación en operaciones y/o

procesos de “CIANURACION A PARTIR DE MINERALES OXIDADOS” en

las siguientes áreas: MINA, PLANTA Y PAD DE LIXIVIACION. Así mismo

evaluación de planta en: CHANCADO, LIXIVIACION, ADSORSION,

DESORCION Y ELECTRODEPOSICION, realizando en la planta de benéficos

SOTRAMI S.A.

1.2. OBJETIVO DE LA PRÁCTICA

1.2.1. OBJETIVO GENERAL ACADEMICO

Reconocer y Evaluar los parámetros de operación y determinar el tiempo de

residencia de los minerales auríferos para mejorar la Cianuración y adsorción de

oro en el carbón en la Empresa SOTRAMI S.A. – 2015

1.2.2. OBJETIVO ESPECIFICO

Logar una formación profesional integral en los campos técnicos y científicos

referentes al proceso de “EVALUACION DE LA PLANTA DE BENIFICIOS

DE MINERALES – PAD SOTRAMI S.A.”

determinación los factores más importantes, que influye en el proceso en sus

diferentes áreas.

Evaluar qué efecto tiene el tiempo de residencia de los minerales auríferos y

el incremento de la densidad de pulpa, para mejorar la lixiviación de oro en el

circuito de Cianuración.

-15-

ALMACENAMIENTO

La capacidad de las tolvas

Porcentaje de humedad

CHANCADO

El grado de trituración necesario(tamaño de partícula)

Capacidad de chancado

Densidad especifica

MOLIENDA

Velocidad critica

Densidad de la pulpa

Porcentaje de solidos

Fuerza de cianuro

LIXIVIACION EN TANQUES

La capacidad de los tanques

Tiempo de residencia

pH

Fuerza de cianuro

ADSORCION

Tamaño de partícula del carbón

Fuerza de cianuro

De la pulpa

DESORCION

Temperatura de la solución

Influencia del amperaje y voltaje

Concentración de cianuro

pH

-16-

1.3. RESEÑA HISTORICA SOTRAMI S.A.

SOTRAMI S.A. fue creada en 1991, establecidos y trabajando en el área de

la concesión minera Santa Filomena. Esta empresa es el principal promotor del

proceso de formalización de la minería artesanal y la erradicación y prevención

del trabajo infantil en Perú. En los 80 algunos hombres comenzaron a trabajar la

actividad minera como fuente de autoempleo de forma empírica en condiciones

penosas, sin agua, ni alimentos frescos para consumir, además la población

asentó sus viviendas sobre el mismo yacimiento aurífero, de manera

improvisada.

Durante la década de los 90 los mineros comienzan a establecerse con sus

familias, así se lleva a cabo periodo de asentamiento, de defensa de la zona de

trabajo y del nuevo pueblo por la informalidad de la minería artesanal. Por ello,

SOTRAMI S.A. Constituye el medio de formalización y desarrollo de la minería

artesanal en la localidad.

La población con el fin de lograr sus derechos de trabajo se organizó a partir

de 1987, constituyéndose en 1991 como SOTRAMI S.A. Con la cual han

logrado grandes beneficios como son la titulación de la Concesión Minera, el

Certificado de Operación Minera para el uso de explosivos, la Certificación

Ambiental para sus operaciones de Mina y Planta de beneficio de Mineral, el

mejoramiento del transporte del mineral.

En el desarrollo de esta experiencia SOTRAMI S.A. ha generado,

consolidación, liderazgos y capacidades que promueven la idea de continuar con

el desarrollo de la localidad. Así en el año 2007 SOTRAMI promueve la re-

ubicación de su localidad para mejorar sus condiciones ambientales y calidad de

vida, ordenando y diferenciando los espacios de vivienda de los de trabajo

minero.

La concesión minera de “Santa Filomena” se encuentra ubicada en el

Departamento de Ayacucho, provincia de Lucanas Distrito de Sancos, en el

centro poblado de Santa Filomena.

-17-

Se puede considerar como un asentamiento minero de mayor población,

dentro de su categoría “artesanal” localizado en una antigua mina de oro, que

fue explotada por la Compañía “San Luis Gold Mines Compañía”. Es parte del

grupo de minas auríferas “Santa Rosa”. El área de la Unidad Minera Santa

Filomena y que pertenece a la Sociedad de Trabajadores Mineros S.A.

La altitud promedio del depósito minero de Santa Filomena es de 2,485.50

m.s.n.m. emplazado en una semi – planicie desértica, con superficie mayormente

rocosa y carente de precipitaciones fluviales y por lo tanto sin mayor vegetación,

o con esporádicos cactus.

La EMPRESA SOTRAMI S.A. tiene otorgada a su favor la CONCESIÓN

MINERA “SANTA FILOMENA” con 1000 hectáreas; y su calificación como

pequeño productor minero, le permitirá solicitar nuevas concesiones mineras en

cualquier punto del Perú.

1.4. UBICACION GEOGRAFICA

Santa Filomena es uno de los más importante asentamientos de minería

artesanal de oro de la zona Nazca-Ocaña en el sur medio del Perú. Ubicada en

distrito de Sancos, provincia de Lucanas, departamento de Ayacucho a NW de

Arequipa, muy próximo al límite entre Ayacucho y Arequipa a una altitud entre

los 2200 a 2400 msnm.




operaciones se desarrollan entre las cotas de 1 270 y 1 280 msnm.

Santa Filomena es uno de los más importante asentamientos de minería

artesanal de oro de la zona Nazca-Ocaña en el sur medio del Perú. Ubicada en

distrito de Sancos, provincia de Lucanas, departamento de Ayacucho a NW de

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Arequipa, muy próximo al límite entre Ayacucho y Arequipa a una altitud entre

los 2200 a 2400 msnm.




operaciones se desarrollan entre las cotas de 1 270 y 1 280 msnm.

Fig. Nº 01 Mapa de ubicación de la Unidad Santa Filomena.

CENTRO POBLADO SANTA FILOMENA

DISTRITO SANCOS

PROVINCIA LUCANAS

DEPARTAMENTO AYACUCHO

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1.5. ACCESIBILIDAD

El acceso desde Lima a la zona donde está ubicada la planta es por vía

terrestre hacia el sur, a través de la carretera Panamericana, hasta el poblado de

Yauca ubicado en el km 575. En este punto se interna hacia el Este y se sigue 25

km por el valle del río Yauca, a través de una carretera afirmada llegando hasta

el poblado de Jaqui. De este poblado asentado en la margen izquierda del río

Yauca, se continúa aproximadamente 10 km por un camino que sigue el cauce

de la quebrada Acaville, inicialmente por el lado izquierdo, hasta confluir con la

quebrada Santa Rosa ubicada en el lado derecho, donde se proyecta instalar la

planta. En la Figura 01 se pueden observar las principales vías de acceso.

Vía terrestre: Lima - Yauca (Arequipa) - Santa Filomena.

Vía Aérea: Lima-Nazca (Avioneta). Nazca-Yauca-Santa Filomena.

Vía Marítima: Lima-Marcona (puerto San Nicolás).Marcona-Yauca-

Santa Filomena.

Vía terrestre: Cusco – Abancay – Nazca – Yauca – Santa Filomena

VIAS DE ACCESO A SANTA FILOMENA

TRAMO DISTANCIA VIA TIEMPO

Lima – Yauca Cusco - Abancay-

Nazca - Yauca 680 Km. Asfaltada 12 horas

Yauca – Jaqui 25 Km. Afirmada 1 horas

Jaqui – Laytaruma 12 Km. Afirmada 0.5 hora

Laytaruma –

Filomena 13 Km. Afirmada 1 horas

Total 730

km total

14.5 hr

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1.6. ORGANIZACIÓN/ORGANIGRAMA

Actualmente se cuenta con 9 ingenieros que desempeñan diferentes áreas y

que está organizada de la siguiente manera; Directorio, Gerencia General,

Gerencia de Operaciones, Departamento de Mina, Departamento de Geología,

Departamento de Seguridad, Planta de beneficio, Administración, Contabilidad,

Almacén General, entre otros. ANEXO 4.

1.7. TOPOGRAFIA

La zona de las operaciones mineras se localiza en montañas de topografía

abrupta y quebradas de valles en forma de “V” con laderas muy empinadas poco

estables, intersectadas por quebradas de fuerte pendiente, característicos de

cauces jóvenes y en su mayoría sin caudales de agua.

El área de instalación de la Planta se localiza en la confluencia de las

quebradas Santa Rosa y Acaville, en la zona de Jerusalén, donde tenemos la

presencia de conos de deyección con una morfología levemente inclinada.

Debido a que la topografía de la zona es muy agreste, presenta muy pocas

laderas aprovechables, que están siendo afectadas principalmente por la erosión

natural.

1.8. CLIMA

La clasificación climática de la región es pre árido a Semi cálido, con

temperaturas medias anuales que tienen un máximo de 24 a 27º C y un mínimo

de 16 a 17º C.

La precipitación pluvial es nula de abril a diciembre y esporádica durante los

meses de enero a marzo. Las escasas precipitaciones que eventualmente ocurren

se deben al trasvase de las nubes desde la Cordillera Occidental y a la

condensación de la humedad del Pacifico. Según la estación meteorológica de

Acari (zona similar al área del proyecto), la precipitación anual es de 2,1 mm.

Es importante mencionar que en la región ocurren sequías prolongadas y que

esporádicamente se presentan lluvias inesperadas que sólo duran algunas horas.

-21-

1.9. GEOLOGIA REGIONAL

En el área de la operación minera afloran rocas ígneas y sedimentos

inconsolidados. Las rocas ígneas, que constituyen el basamento de la región,

están constituidas por rocas intrusivas de Tonalitas, Dioritas y Granodioritas, de

granos gruesos consolidados, que originan rocas impermeables o de muy poca

permeabilidad. Se le observa en el campo constituyendo la masa montañosa,

donde se alojan las estructuras mineralizadas auríferas de la región.

Debido a las características áridas de la región (escasas precipitaciones

pluviales), y a que las fracturas están rellenas de mineral y arcilla se considera

que no se producen filtraciones profundas; no observándose en el campo

evidencias de aforos de napas freáticas en las partes bajas de los cerros.

1.10. GEOLOGIA ECONOMICA

Los depósitos metálicos son muy restringidos y se hace especial mención a

depósitos de cobre, oro, plomo y fierro y a los yacimientos no metálicos, los

cuales tienen poco o ningún valor económico.

La actividad minera está restringida a depósitos de cobre y de oro, existiendo

perspectivas en algunos yacimientos de cobre diseminado y de ciertas zonas de

alteración que han sido explorados por el ex-servicio de Geología y Minería.

A. ORO

Dentro de los depósitos de valor económico, los de oro son los que mayores

beneficios han brindado a la zona del proyecto. Hace dos décadas existían

yacimientos que trabajaron en gran escala, tales como las minas de Calpa, La

Capitana, El Convento, San Juan y Santa Rosa, las que tuvieron un gran auge.

Hasta aproximadamente 1964 Santa Filomena fue una zona minera explotada

por la Mining Gold Company empresa norteamericana que además extraía oro

de las minas de Santa Rosa y San Luis muy cercanas a Santa Filomena.

-22-

1.11. LITOLOGIA

1.11.1 ROCAS INTRUSIVAS

A. DIORITAS Y MICRODIORITAS.

Rocas favorables para la mineralización, de coloración verdusca con cristales

visibles de plagioclasas granando pórfidos dioriticos cuando presentan

fenocristales.

B. TONALITA Y MICROTONALITA

De coloración clara y verdusca cuando muestra alteración, también gradan a

un pórfido tonalitico.

C. GRANODIORITA

Se presenta en pequeños stock, también interdigitados en diorita o

microdiorita, también muestra alteraciones como clorititizacion sericitizacion,

caolinización, etc.

D. GRANITO

De coloración clara más rosácea por la presencia de ortosa, también tenemos

microgranito.

1.11.2 ROCAS METAMORFICAS

Están constituidos por pizarras oscuras y filitos grisáceos intercalados con

capas de esquistos, Cloritizados y metavolcanicos expuestos a N.E del balotilo,

tales como en la quebrada porvenir, ventanas, etc. Estas se hallan plegadas y

fracturadas por eventos de metamorfismo dinámico o ígneo. Se le asigna una

edad pre-cambriana.

1.11.3 DEPOSITOS CUATERNARIOS

Están constituidos por suelos residuales, coluviales, se extienden cubriendo

gran parte del área, con espesores que varian de 1 a 100m.

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1.12. CONTROLES MINERALOGICOS

1.12.1 CONTROL ESTRUCTURAL

Podemos señalar a las fallas, fracturas ya que a lo largo de ellas circularon y

se depositaron las soluciones mineralizantes sirviendo en algunos casos como

entrampamiento.

1.12.2 CONTROL LITOLOGICO

El principal guía es el cuarzo lechoso, ligado a él se encuentran los sulfuros

primarios como la Arsenopirita, Mamartita, galena y pirita aurífera cuya

característica distinguible es su fácil disgregación.

La presencia de galena, esfalerita y marmatita es un indicativo de que se

incrementan las leyes de oro siempre que vayan acompañados de pirita.

1.12.3 ALTERACIONES

Entre las más importantes figuran la silicificacion, sinterizacion, argilizacion

y cloritizacion, esta última ligada al oro libre. El grado de alteración guarda

relación en ciertas veces con la potencia de la estructura mineralizada

1.13. MINERALOGIA

1.13.1 MINERAL – MENA

Por su forma de “Rosario” de las vetas, es que la mineralogía varía, en algunos

casos se empobrece y en otros son ricos en mineralización. La principal

mineralización de oro se encuentra asociado con cuarzo, hematitas y limonitas

en inclusión de granos finos-medios, también está asociada a la pirita (sulfuro de

hierro), por estas razones es que se necesitan una molienda muy fina para su

liberación.

-24-

1.13.2 MINERAL – GANGA

Entre ellas tenemos al cuarzo, caolín, calcopirita, ete. Panizo de carácter

hematítico – limonítico, en ocasiones hay presencia de óxidos de cobre

(malaquita, crisocola) y de sulfuros de hierro (pirita, pirita aurífera), estos están

emplazadas generalmente en rocas intrusitas, predominando la diorita.

1.14. PRODUCTO QUE ELABORA Y MERCADO QUE ABASTECE

La producción mensual de oro en doré se exporta al mercado Suizo y a

Francia. Entre los principales compradores es encuentra Metalor Technologies

SA es un grupo internacional con base en Suiza, también compra el grupo

ginebrino Cartier quienes elaboran relojes joyas. Entre otras empresas

compradoras gracias al Certificado Flo Cert obtenido del Comercio Justo de Oro.

1.15. PROCESO Y OPERACIONES PRINCIPALES

La empresa minera cumple con las operaciones básicas de la actividad

minera, se encarga de extraer los recursos minerales, transportarlos hasta el

exterior de la mina, seleccionar el mineral del desmonte, realizar el transporte

hasta la planta de beneficio. Cabe mencionar que SOTRAMI S.A. cuenta con su

propia Planta Metalúrgica ubicada a 1 hora de la mina, donde se trata el mineral

que procede de la mina Santa Filomena extraído tanto de la empresa como de las

contratas dentro de la concesión; así como también compran y procesan el

mineral y relave amalgamado de terceros. En la mina se cuenta con un PAD de

lixiviación con solución Cianurada donde procesan material de baja ley

proveniente de la zaranda y es irrigada, luego se obtiene la solución rica, es

recirculando en las columnas de carbón obteniéndose carbón cargado con oro.

Otro proceso que pude identificar que se realiza dentro de la concesión es el

“Pallaqueo”, realizado por mujeres que se encuentran organizadas para

seleccionar material manualmente del desmonte apilado, ellas pagan una cuota

para pertenecer a la organización y son fáciles de distinguir pues cuentan con un

uniforme de trabajo y equipos de protección personal.

-25-

CAPITULO II

CIRCUITO CHANCADO

2.1 DESCRIPCION DEL PROCESO

El circuito de chancado empieza con la deposición del mineral proveniente

de la mina en la cancha de mineral, con una capacidad de 150 TM, para luego

ser removido por una pala mecánica a la parrilla (abertura de 8” a 10”), presenta

dos tolvas de grueso con una capacidad 100 TM cada una. Posteriormente, el

mineral es descargado en la chancadora de quijada los mismo ocurre con la tolva

dos descarga el mineral en la chancadora 2

2.2 TRANSPORTE Y RECEPCION DEL MINERAL

El mineral es transportado en camiones pertenecientes a SOTRAMI, a granel

ó en saquillos a la plataforma de recepción en donde es pesado con ayuda de una

balanza de plataforma y luego colocado en el chute. El chute tiene una parrilla

con abertura de 8”, de tal forma que el mineral mayor a 8” es retenido y reducido

con ayuda de un combo, mientras que el mineral menor a 8” pasa a través de esta

parrilla e ingresa al chancado primario.

Cabeza Relave Cabeza Recuperado Relave

Enero 1,837.2 21.56 0.84 39,610 38,066 1,543 96.10

febrero 1,662.8 29.13 0.81 48,436 47,089 1,347 97.22

Marzo 1,878.4 25.60 1.04 48,087 46,134 1,954 96.24

Abril 2,126.4 23.42 0.88 49,801 47,930 1,871 96.43

Mayo 2,178.1 28.28 1.04 61,597 59,325 2,271 96.00

Junio 1,984.7 26.84 0.73 53,270 51,815 1,455 96.90

MES TMSLey grs/TM Finos grs.

Rec. %

-26-

RELAVE

Este material es aquel que proviene de los

minerales ya tratados artesanalmente

mediante los quimbaletes para la

recuperación de oro y posterior proceso de

recuperación mediante amalgamación.

OXIDO

Son los minerales obtenidos de la menas,

generalmente tienen mayor pureza que los

demás, se caracterizan por su mayor dureza

con respecto a los demás minerales.

PANIZO

También procede de las menas, pero este

mineral se caracteriza por su característica

rugosa y su fragilidad.

ZARANDA

Son los restos de óxidos y mineral que

luego de ser obtenidos quedaron

dispersados por las orillas de las betas

originales y son recogidas para no perder

material.

2.3 CAPACIDAD DE LA TOLVA

Para el cálculo de la capacidad de almacenamiento de las tovas instaladas

utilizaremos la siguiente expresión matemática: para ello y como primer paso se

calcula la gravedad específica y la densidad aparente del mineral.

𝐶 = 𝑉 × 𝑑𝑎𝑝

C = Capacidad de la tolva. (TM).

V = Volumen. (𝑚3)

𝑑𝑎𝑝= Densidad específica. (𝑇𝑀/𝑚3) 𝑑𝑎𝑝 = 𝐺. 𝐸. (1 − 𝑓)

G.E = Gravedad especifica. (𝐺𝑟/𝑐𝑚3,𝑇𝑀/𝑚3)

f = % de espacios vacíos.

-27-

2.3.1 DETERMINACION DEL PESO ESPECIFICO O GRAVEDAD ESPECÍFICA

Peso de la fiola : 230.6 gr

Peso de la fiola + Agua : 1227.2 gr

Peso del agua(1227.2 – 230.6) : 996.6 ml

Peso del mineral(húmedo) : 200.1 gr

Peso de fiola + mineral : 430.0 gr

Peso de fiola + mineral + agua : 1346,7 gr

Volumen o peso del agua(1346.7 – 430.0) :916.7 ml

Volumen de mineral(996.6 – 916.7) : 79.9 ml

Peso específico del mineral : 𝑊𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙

𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙

𝑃. 𝑒 =200.1 𝑔𝑟

79.9 𝑚𝑙= 2.50 𝑔𝑟/𝑚𝑙

Otra forma de determinamos el peso específico o gravedad especifica

𝑊𝑇 = 𝑊𝑓𝑖𝑜𝑙𝑎 + 𝑊𝑎𝑔𝑢𝑎 + 𝑊𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 230.6 + 996.6 + 200.1

𝑊𝑇 = 1427.3 𝑔𝑟

𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 𝑊𝑇 − 𝑊𝑓𝑖𝑜𝑙𝑎+𝑎𝑔𝑢𝑎+𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 1427.3 − 1346.7𝑔

𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 80.6

𝑃. 𝑒 =200.1 𝑔𝑟

80.6 𝑚3 𝑃. 𝑒 = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

2.3.2 DETERMINAMOS CAPACIDADES DE LAS TOLVAS

0

.

8

m 2.24 m

4.40 m

8

m

0

.

2

m

𝐻1 = 0.79 m

3.95 m

0.16 cm

4.50 m

0.58 cm

𝐻2 =?

-28-

A) TOLVA DE GRUESOS N°01

DATOS:

P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

%𝐻2𝑂 = 2.5%

𝐴1 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻1 = 4.50 ∗ 3.95 ∗ 0.79

𝐴2 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻2 = 4.50 𝑚 ∗ 3. 95𝑚 ∗ 𝐻2

POR PITAGORAS CALCULAMOS LA ALTURA

𝐻𝑖𝑝𝑜𝑡𝑒𝑛𝑢𝑠𝑎 = 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝐴𝑑𝑖𝑎𝑐𝑒𝑛𝑡𝑒 + 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝑂𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜

2.24 2 = 1.76 2 + 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2

√2.24 2 ∗ 1.76 2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎

1.3856 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎

1.3856 𝑚 = 𝐻2

P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

%𝐻2𝑂 = 2.5%

CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA

𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑷𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑+ 𝑽𝑻. 𝑷𝒊𝒓𝒂𝒎

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑙 ∗ 𝑎 ∗ ℎ2 +ℎ2(𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2)

3

CALCULANDO EL VOLUMEN PARALEPIPIDO

𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 𝑙 × 𝑎 × ℎ2

𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = (4.50 ∗ 3.95 ∗ 0.79)𝑚

𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 14.0423 𝑚3

CALCULANDO EL VOLUMEN T. PIRAMIDE

𝑉𝑇.𝑃. =ℎ2(𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2)

3

𝐴1 = 𝑙 × 𝑎 = (4.50 ∗ 3.95)𝑚2 = 17.7750 𝑚2

𝐴2 = 𝑙 × 𝑎 = (0.580 ∗ 0.163)𝑚2 = 0.0945𝑚2

𝑉𝑇.𝑃. = 1.3856 𝑚 (17.7750 𝑚2 + 0.0945 𝑚2 + √17.7750 𝑚2 ∗ 0.0945 𝑚2

3)

𝑉𝑇.𝑃. = 8.8519 𝑚3

REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 + 𝑉𝑇.𝑃.

2.24

1.76 𝐻2

-29-

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 14.0423 𝑚3 + 8.8519 𝑚3

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 22.8942 𝑚3

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 22.8942 𝑚3

DETERMINANDO LA CAPACIDAD DE LA TOLVA

COMSIDERANDO UN 10% DE ESPACIOS LIBRES

𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝐻𝑈𝑀𝐸𝐷𝐴 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 ∗ (100% − 10%) ∗ 𝐺. 𝐸

𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 22.8942 𝑚3 ∗ 90% ∗ 2.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3

𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 51.0998 𝑇𝑀𝐻

𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 − 𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴%𝐻2𝑂

𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 51.0998 𝑇𝑀𝐻 − 51.0998 𝑇𝑀𝐻(2.5%)

𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 49.8223 𝑇𝑀𝑆

B) TOLVA DE GRUESOS N°02

DATOS:

P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

%𝐻2𝑂 = 2.5%

𝐴1 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻1 = 4.40𝑚 ∗ 3.92𝑚 ∗ 0.82𝑚

𝐴2 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻2 = 0.580 𝑚 ∗ 0.163𝑚 ∗ 𝐻2



2.30𝑚 2 = 1.76 2 + 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2

√2.30 2 − 1.76 2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎

1.4807𝑚2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎

1.4807𝑚2 = 𝐻2

P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

%𝐻2𝑂 = 2.5%



𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑙 ∗ 𝑎 ∗ ℎ2 +ℎ2(𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2)

3



𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = (4.40 ∗ 3.92 ∗ 0.82)𝑚


2.30

1.76

-30-


𝑉𝑇.𝑃. =ℎ2(𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2)

3

𝐴1 = 𝑙 × 𝑎 = (4.40 ∗ 3.92)𝑚2 = 17.248 𝑚2

𝐴2 = 𝑙 × 𝑎 = (0.580 ∗ 0.163)𝑚2 = 0.0945𝑚2

𝑉𝑇.𝑃. = 1.4807 𝑚 (17.248 𝑚2 + 0.0945 𝑚2 + √17.2480 ∗ 0.0945 𝑚2

3)

𝑉𝑇.𝑃. = 9.1898 𝑚3



𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 14.1434 𝑚3 + 9.1898 𝑚3

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 23.3332 𝑚3

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 23.3332 𝑚3




𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 23.3332 𝑚3 ∗ 90% ∗ 2.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3





C) TOLVA DE GRUESOS N°03

DATOS:

P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

%𝐻2𝑂 = 2.5 %

𝐴1 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻1 = 2.425 𝑚 ∗ 2.425 𝑚 ∗ 1.20 𝑚

𝐴2 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻2 = 0.580 𝑚 ∗ 0.163 𝑚 ∗ 𝐻2



3.50 2 = 2.425 2 + 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2

√3.502 − 2.425 2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎

2.5238 𝑚 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎

2.5238 𝑚 = 𝐻2

3.50

2.425

-31-

P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

%𝐻2𝑂 = 2.5%



𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑙 ∗ 𝑎 ∗ ℎ2 +ℎ2(𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2)

3



𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = (2.425 ∗ 2.425 ∗ 1.20)𝑚



𝑉𝑇.𝑃. =ℎ2(𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2)

3

𝐴1 = 𝑙 × 𝑎 = (2.425 ∗ 2.425)𝑚2 = 5.8806 𝑚2

𝐴2 = 𝑙 × 𝑎 = (0.30 ∗ 0.20)𝑚2 = 0.0600 𝑚2

𝑉𝑇.𝑃. = 2.5238 𝑚 ( 5.8806 𝑚2 + 0.060𝑚2 + √5.8806 𝑚2 ∗ 0.060 𝑚2

3)

𝑉𝑇.𝑃. = 5.4973 𝑚3



𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 7.0568 𝑚3 + 5.4973 𝑚3

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 12.5541 𝑚3

DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA TOLVA



𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 12.5541 𝑚3 ∗ 90% ∗ 2.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3





-32-

2.4 CAPACIDAD DE LAS FAJAS TRANSPORTADORAS

Para el cálculo de la capacidad de las fajas transportadoras utilizaremos la

siguiente relación matemática.

𝑻 = (𝟏𝟗𝟖𝟎𝟎𝟎𝟎)(𝑷)

𝑳 ∗ 𝑯

T = Capacidad de la faja transportadora. (TMH/h).

P = Potencia del motor. (HP)

L = Longitud total de la faja transportadora. (Ft)

H = Diferencia de altura entre los extremos de la faja. (Ft)

1´980,000 = Factor de conversión de HP-Horas a Ft-Lb

A) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°01

DATOS:

e = 7 mm

A = 0.40 Pulg.

L = 44.6 m (3.2808 𝑓𝑡

1𝑚) = 146,288 𝑓𝑡

H = 0

Hp= 5

CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS

𝑇1 = (1980000𝑓𝑡 −

𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟

) (𝐻𝑃)

𝐿 ∗ 𝐻

𝑇1 = (1980000 𝑓𝑡 −


) (5 𝐻𝑝)

146.288 𝑓𝑡 + 0

𝑇1 = 67674.7238 𝐿𝑏/𝐻𝑟

Convirtiendo a toneladas métricas –hora

𝑇1 = 67674.7238𝑳𝒃

𝑯𝒓(

𝟏 𝑻𝑪

𝟐𝟎𝟎𝟐 𝑳𝒃) (

𝟏 𝑻𝑴

𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪)

𝑻𝟏 = 𝟑𝟎. 𝟔𝟗𝟕𝟏 𝑻𝑴

𝑯𝒓

-33-

B) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°02

DATOS:

e = 7 mm

A = 0.46 m.

L = 30 m (3.2808 𝑓𝑡

1 𝑚) = 98.424 𝑓𝑡

H = 4.06 m (3.2808 𝑓𝑡

1 𝑚) = 13.3200 𝑓𝑡

Hp = 7.5


𝑇2 = (1980000𝑓𝑡 −


) (𝐻𝑃)

𝐿 ∗ 𝐻

𝑇2 = (1980000 𝑓𝑡 −


) (7.5 𝐻𝑝)

98.424 𝑓𝑡 + 13.3200 𝑓𝑡

𝑻𝟐 = 𝟏𝟑𝟐𝟖𝟗𝟑. 𝟎𝟒𝟏𝟐 𝑳𝒃/𝑯𝒓


𝑇2 = 132893.0412𝑳𝒃

𝑯𝒓(

𝟏 𝑻𝑪

𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃) (

𝟏 𝑻𝑴

𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪)

𝑻𝟐 = 𝟔𝟎. 𝟐𝟕𝟗𝟖 𝑻𝑴

𝑯𝒓

C) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°03

DATOS:

e = 7 mm

A = 0.46 m.

L = 30 m (3,2808 𝑓𝑡

1 𝑚) = 98.424 𝑓𝑡

H = 12 m (3.2808

1 𝑚) = 39.3696 𝑓𝑡

Hp = 7.5


𝑇3 = (1980000𝑓𝑡 −


) (7.5 𝐻𝑃)

𝐿 ∗ 𝐻

𝑇3 = (1980000 𝑓𝑡 −


) (7.5 𝐻𝑝)

98.424 𝑓𝑡 + 39.3696 𝑓𝑡

𝑻𝟑 = 𝟑𝟖𝟑𝟐. 𝟑𝟒𝟑𝟔 𝑳𝒃/𝑯𝒓

-34-


𝑇3 = 3832.3436𝑳𝒃

𝑯𝒓(

𝟏 𝑻𝑪

𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃) (

𝟏 𝑻𝑴

𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪)

𝑻𝟑 = 𝟏. 𝟕𝟑𝟖𝟑 𝑻𝑴

𝑯𝒓

D) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°04

DATOS:

e = 7 mm

A = 0.46 m.

L = 124 m (3,2808 𝑓𝑡

1 𝑚) = 124.6704 𝑓𝑡

H = 12 m (3.2808

1 𝑚) = 39.3696 𝑓𝑡

Hp = 7.5


𝑇4 = (1980000𝑓𝑡 −


) (7.5 𝐻𝑃)

𝐿 ∗ 𝐻

𝑇4 = (1980000 𝑓𝑡 −


) (7.5 𝐻𝑝)

98.424 𝑓𝑡 + 39.3696 𝑓𝑡

𝑻𝟒 = 𝟑𝟖𝟑𝟐. 𝟑𝟒𝟑𝟔 𝑳𝒃/𝑯𝒓


𝑇4 = 3832.3436𝑳𝒃

𝑯𝒓(

𝟏 𝑻𝑪

𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃) (

𝟏 𝑻𝑴

𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪)

𝑻𝟒 = 𝟏. 𝟕𝟑𝟖𝟑 𝑻𝑴

𝑯𝒓

2.5 ANALISIS GRANULOMETRICO DE LOS PRODUCTOS







Análisis granulométrico de alimentación al etapa de chancado

Peso inicial =3006.3 gr

-35-

MALLA PESO

RETENIDO

(gr)

%PESO

RETENIDO %

ACUMULADO

%

ACUMULADO

PASANTE TAMIZ

MICR

ONES

1/2' 13200 2002.5 66.610 66.610 33.390

4 4760 544.1 8.099 84.709 15.291

6 3360 181.4 6.034 90.743 9.257

8 2380 26.3 0.875 91.618 8.382

20 841 77.3 2.571 94.189 5.811

70 210 109.6 3.646 97.835 2.165

100 149 10.9 0.363 98.197 1.803

140 105 13.8 0.459 98.656 1.344

200 74 20.3 0.675 99.331 0.669

400 37 20.1 0.669 100.000 -

Teniendo la pendiente y el intercepto de la ecuación de la recta se calcula la

abertura de malla en (cm) al 80% pasante.

𝑦 = 𝑚𝑋 + 𝑏

𝑦 = 0.0025𝑋 + 1.6101

𝑋 =(𝑦−𝑏)

𝑚

𝑥 = 31355.96 𝜇𝑚

y = 0.0025x + 1.6101R² = 0.9845

0

10

20

30

40

0 5000 10000 15000

% a

cum

ula

do

pas

ante

Abertura de mallas en (um)

Grafico % de acumulado pasante en funcion del # de malla

Series1

Lineal (Series1)

-36-

𝐹80 = 1.23448415 𝑝𝑢𝑙𝑔

= 3.135596 𝑐𝑚

Análisis granulométrico de descarga al etapa de chancado

Peso inicial =1457.3 gr

MALLA PESO

RETENIDO(gr)

%PESO

RETENIDO %

ACUMULADO

%

ACUMULADO

PASANTE TAMIZ MICRONES

1/2' 13200 0 - - 100.000

4 4760 447.1 30.680 30.680 69.320

6 3360 292.3 20.058 50.738 49.262

8 2380 70.4 4.831 55.569 44.431

20 841 196.7 13.498 69.066 30.934

70 210 370.1 25.396 94.462 5.538

100 149 29.4 2.017 96.480 3.520

140 105 14.8 1.016 97.495 2.505

200 74 16.2 1.112 98.607 1.393

400 37 20.3 1.393 100.000 -

Teniendo la pendiente y el intercepto de la ecuación de la recta se calcula la abertura

de malla en (cm) al 80% pasante.

conversión de um a pulg y

cm

y = 0.0144x + 3.8853R² = 0.9395

-

10.000

20.000

30.000

40.000

50.000

60.000

70.000

80.000

0 1000 2000 3000 4000 5000

% a

cum

ula

do

pas

ante

Abertura de mallas en (um)

Grafico % de acumulado pasante en funcion del # de malla

Series1

Lineal (Series1)

-37-

𝑦 = 𝑚𝑋 + 𝑏

𝑦 = 0.0144𝑋 + 3.8853

𝑋 =(𝑦−𝑏)

𝑚

𝑥 = 5285.74306 𝜇𝑚

𝑃80 = 0.2080997 𝑝𝑢𝑙𝑔

= 0.52857431 𝑐𝑚

RATIO DE REDUCCION

𝑹𝑨𝑻𝑰𝑶 𝑫𝑬 𝑹𝑬𝑫𝑼𝑪𝑪𝑰𝑶𝑵 =𝑻𝑨𝑴𝑨Ñ𝑶 𝑫𝑬𝑳 𝑴𝑰𝑵𝑬𝑹𝑨𝑳 𝑨𝑳𝑰𝑴𝑬𝑵𝑻𝑨𝑫𝑶

𝑻𝑨𝑴𝑨Ñ𝑶 𝑫𝑬𝑳 𝑴𝑰𝑵𝑬𝑹𝑨𝑳 𝑷𝑹𝑶𝑫𝑼𝑪𝑻𝑶

𝑅𝐴𝑇𝐼𝑂 𝐷𝐸 𝑅𝐸𝐷𝑈𝐶𝐶𝐼𝑂𝑁 =𝐹80

𝑃80=

3.135596

0.528574

Ratio de reducción = 5.93217636

2.6 CAPACIDAD DE LAS CHANCADORAS







Denominado también quebrantadora de mandíbulas, machacadora de

mandíbulas o trituradora de mandíbulas. Su capacidad depende

fundamentalmente de las características del mineral (duro y quebradizo, fibroso

arcilloso, de poco peso específico), tamaño de la alimentación, o ajuste de la

abertura de descarga, amplitud de oscilación de la quijada móvil, velocidad,

Angulo de la quijadas y la forma de los blindajes.

conversión de um a pulg y

cm

-38-

La capacidad de una trituradora de este tipo aumenta gradiente cuando se

disminuye la proporción de reducción y viceversa, aumentan igualmente con la

velocidad, hasta cierto límite, y disminuye cuando el Angulo entre las

mandíbulas aumenta.

Las siguientes relaciones empíricas de Hersam permiten calcular su

capacidad aproximada teórica.

T = 0,6LS (1)

Dónde:

T = Capacidad de la chancadora en TC/hr

L = Longitud de la chancadora en pulgada

S = Abertura de set de descarga en pulgadas

Pero podemos obtener las siguientes

Relaciones:

A = L x a de donde L = A / a

R = a / S de donde S = a / R

Reemplazando en (3) se obtiene:

T = 0,6 A / R (2)

Dónde:

R = Grado de reducción

A = Área de la abertura de la boca de la chancadora en pulg.2

a = Ancho de la boca de la chancadora en pulgada

Considerando la formula empírica en condiciones de operación como: dureza,

humedad, rugosidad.

TR = Kc x Km x Kf x T (3)

Dónde:

TR = Capacidad en TC / hr

Kc = Factor de dureza:

Puede variar de 1,0 a 0,65

Ejemplo:

Dolomita = 1,0 cuarzita = 0,80

Andesita = 0,9 riolita = 0,80

Granito = 0,9 basalto = 0,75 etc.

Para una operación normal de dureza media, Kc = 0,90

Km = Factor de humedad:

Para chancadora primaria no es afectada severamente por la humedad y

Km = 1,0

Para chancadora secundaria, para una operación normal Km = 0,75

Kf = Factor de arreglo de la alimentación:

S

L

a

-39-

Para una operación eficiente, un sistema de alimentación mecánica supervisado por

un operador, Kf = 0,75 a 0,85

A) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA CHANCADORA N°01

DATOS:

A = 12 Pulg.

L = 24 Pulg.

S = 1.5 Pulg

%𝐻2𝑂 = 1.5 %

DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE CHANCADORA

𝑇 = 0.6 ∗ 𝐿 ∗ 𝑆

𝑇 = 0.6 ∗ 24 ∗ 1.5

𝑇 = 21.6 𝑇𝐶/𝐻𝑟

Considerando condiciones de operación como: 𝐾𝐶 =

0.80; ; 𝐾𝑚 = 1.5 𝐾𝑓 = 0.80

La Capacidad en TC / hr de la chancadora resulta (TR):

𝑇𝑅 = 21.6𝑇𝐶

𝐻𝑟 ∗ 0.80 ∗ 1.5 ∗ 0.80 = 20.736

𝑻𝑪

𝑯𝒓

𝑇𝑅 = 21.6𝑇𝐶

𝐻𝑟(

0.9072 𝑇𝑀

1 𝑇𝐶) = 19.5955

𝑻𝑴

𝑯𝒓

B) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA CHANCADORA N°02

DATOS:

A = 8 Pulg.

L = 10 Pulg.

S = 2.0 Pulg

%𝐻2𝑂 = 1.5%


𝑇 = 0.6 ∗ 𝐿 ∗ 𝑆

𝑇 = 0.6 ∗ 10 ∗ 1.5

𝑻 = 𝟗. 𝟎 𝑻𝑪

𝑯𝒓


0.80; ; 𝐾𝑚 = 1.5 𝐾𝑓 = 0.80


-40-

𝑇𝑅 = 9.0 𝑇𝐶

𝐻𝑟 ∗ 0.80 ∗ 1.5 ∗ 0.80 = 8.64

𝑻𝑪

𝑯𝒓

𝑇𝑅 = 8.64 𝑇𝐶

𝐻𝑟(

0.9072 𝑇𝑀

1 𝑇𝐶) = 7.8382

𝑻𝑴

𝑯𝒓

C) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA CHANCADORA N°03

DATOS:

A = 10 Pulg.

L = 16 Pulg.

S = 1/2 Pulg

%𝐻2𝑂 = 1.5%


𝑇 = 0.6 ∗ 𝐿 ∗ 𝑆

𝑇 = 0.6 ∗ 16 ∗ 0.5

𝑻 = 𝟒. 𝟖 𝑻𝑪

𝑯𝒓


0.80; ; 𝐾𝑚 = 1.5 𝐾𝑓 = 0.80


𝑇𝑅 = 4.8 𝑇𝐶

𝐻𝑟 ∗ 0.80 ∗ 1.5 ∗ 0.80 = 8.64

𝑻𝑪

𝑯𝒓

𝑇𝑅 = 8.64𝑇𝐶

𝐻𝑟(

0.9072 𝑇𝑀

1 𝑇𝐶) = 4.608

𝑻𝑴

𝑯𝒓

-41-

CAPITULO III

CIRCUITO MOLIENDA – CLASIFICACION


El mineral chancado aún posee gran cantidad de partículas de “gran tamaño”

(1/2” y menos), las cuales deben de ser reducidas a un tamaño mucho menor.

Esto se logra mediante la utilización de una pulverizadora, la cual reduce el

tamaño de las partículas del mineral hasta los 0,074 mm. El objetivo de la

molienda para nuestro caso es llegar a reducir el tamaño de las partículas, hasta

malla -200, a fin de que las partículas sólidas, junto con la solución cianurante,

se puedan suspender dentro de reactor como un líquido cualquiera.

3.2 CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS

La Tolva de Finos es de forma cilíndrica, con base cónica para facilitar la

descarga por gravedad, esta tolva, es de capacidad de 70 TM.

Preparado el blending en la cancha de finos, se traslada el mineral hacia la tolva,

mediante un cargador frontal.

3.2.1 DETERMINACION DE LA CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS

A) CALCULAMOS LA CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS N°01

DATOS:

𝐷 = 3.80 𝑓𝑡

𝐿 = 6 𝑓𝑡

𝐷𝑖 = 6 𝑓𝑡 (0.3048 𝑚

1𝑓𝑡) = 1.8288 𝑚

%𝐻2𝑂 = 2.5 %

𝐷 = 3.80 𝑚

𝐻1 = 2.47 𝑚

𝑑 = 0.7162 𝑚

𝐻2 = ? 𝑚

-42-

P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

%𝐻2𝑂 = 2.5%


𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑪𝒊𝒍𝒊𝒏𝒅𝒓𝒐+ 𝑽𝑻. 𝑪𝒐𝒏𝒐

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 =𝜋𝐷2𝐻1

4+

𝜋𝐻2(𝐷2 + 𝐷𝑑+𝑑2)

12

CALCULANDO EL VOLUMEN DEL CILINDRO

𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 =𝜋𝐷2𝐻1

4

𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 = 𝜋(3.80 𝑚)2(2.47 𝑚)

4

𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 = 28.0126 𝑚3

CALCULANDO EL VOLUME DEL TRONCO DE CONO

𝑉𝑇. 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑛𝑜 =𝜋𝐻2(𝐷2 + 𝐷𝑑+𝑑2)

12

𝑉𝑇. 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑛𝑜 =𝜋(1.8361)(3.802 + (3.80)(0.7162)+0.71622)

12

𝑉𝑇. 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑛𝑜 = 8.5937 𝑚3


𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑪𝒊𝒍𝒊𝒏𝒅𝒓𝒐+ 𝑽𝑻. 𝑪𝒐𝒏𝒐

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 =𝜋𝐷2𝐻1

4+

𝜋𝐻2(𝐷2 + 𝐷𝑑+𝑑2)

12

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 28.0127 𝑚3 + 8.5937 𝑚3

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 36.6064 𝑚3

𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 36.6064 𝑚3




𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 36.6064 𝑚3 ∗ 80% ∗ 2.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3



𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 72.6271 𝑇𝑀𝐻 − 72.6271 𝑇𝑀𝐻(2%)


-43-

DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA TOLVA AL 90%

𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 ∗ 90%

𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 71.1746 𝑇𝑀𝑆 ∗ 0.9


3.3 CAPACIDAD DE LA FAJA TRANSPORTADORA

La faja transportadora empieza en la tolva de finos con el almacenamiento,

luego el mineral depositado y descargado, procediendo en la faja es pesado por

una balanza de 20 kilos que controla la alimentación fresca al molino 6 × 6.

3.3.1 DETERMINACION DE LA CAPACIDAD DE LA FAJA

A) CALCULAMOS LA CAPACIDAD PARA LA FAJA N°01

DATOS:

𝐿 = 6.65 𝑚(2) = 13.30

𝐴 = 46𝑐𝑚

𝑒 = 1 𝑐𝑚

𝐻 = 2.99 𝑚

L = 13.30 m (3.2808 𝑓𝑡

1 𝑚) = 43.6346 𝑓𝑡

H = 4.06 m (3.2808 𝑓𝑡

1 𝑚) = 9.8096 𝑓𝑡

Hp = 7.5

DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA FAJA

𝑇1 = (1980000𝑓𝑡 −


) (𝐻𝑃)

𝐿 ∗ 𝐻

𝑇1 = (1980000 𝑓𝑡 −


) (7.5 𝐻𝑝)

43.6346 𝑓𝑡 + 9.8096 𝑓𝑡

𝑻𝟏 = 𝟏𝟑𝟕𝟓𝟐𝟔. 𝟔𝟏𝟔𝟓 𝑳𝒃/𝑯𝒓


𝑇1 = 𝟏𝟑𝟕𝟓𝟐𝟔. 𝟔𝟏𝟔𝟓 𝑳𝒃

𝑯𝒓(

𝟏 𝑻𝑪

𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃) (

𝟏 𝑻𝑴

𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪)

𝑻𝟏 = 𝟕𝟓. 𝟕𝟗𝟕𝟖 𝑻𝑴

𝑯𝒓

-44-

3.4 AREA DE MOLIENDA

En el área de molienda, se tiene tres Molinos de Bolas marca FUNCAL, la

molienda primaria se realiza en el molino de 6´x 6´y la molienda secundaria en el

molino de 5´x 5´ y molino de 4´x 5´ la descarga de este, se envía al área de “Batería

de Tanques de Cianuración”. En esta área se añade los reactivos tales como el

Cianuro de Sodio (NaCN), Hidróxido de Sodio (NaOH) y agua a fin de

obtener una densidad de pulpa entre 35 y 50% de sólidos o de 1350 Kg/Lt.

3.4.1 DETERMINACION DE LA VELOCIDAD CRITICA Y % DE SOLIDOS

A) CALCULAMOS LA VELOCIDAD Y %SOLIDOS MOLINO 6´*6´

DATOS:

𝐷 = 6 𝑓𝑡

𝐿 = 6 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 1.8288 𝑚

CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR

𝑽 𝑪 =𝟕𝟔. 𝟔

√𝑫 𝑽 𝑪 =

𝟒𝟐. 𝟑

√𝑫

𝑽 𝑪 =76.6

√6 ft

𝑽 𝑪

=42.3

√1.8288 m

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟏. 𝟐𝟕𝟏𝟖 𝑹𝑷𝑴 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟏. 𝟐𝟕𝟗𝟑 𝑹𝑷𝑴

CALCULANDO LA VELOCIDAD DE OPERACIÓN DE UN

MOLINOY 𝑽𝑶𝒑 y % SOLIDOS

%𝑺 =(𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎

𝑫𝑷 ∗ (𝟏 −𝟏

𝑷. 𝒆)

%S =(1.780 − 1) ∗ 100

DP ∗ (1 −1

2.48)

%S = 73.4285

B) CALCULAMOS LA VELOCIDAD Y %SOLIDOS MOLINO 5´*5´

DATOS:

𝐷 = 5 𝑓𝑡

𝐿 = 5 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 1.524 𝑚

-45-

CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR DEL MOLINO

𝑽 𝑪 =𝟕𝟔. 𝟔

√𝑫 𝑽 𝑪 =

𝟒𝟐. 𝟑

√𝑫

𝑽 𝑪 =76.6

√5 ft

𝑽 𝑪

=42.3

√1.524 m

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟐𝟓𝟔𝟔 𝑹𝑷𝑴 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟐𝟔𝟒𝟖 𝑹𝑷𝑴



%𝑺 =(𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎

𝑫𝑷 ∗ (𝟏 −𝟏

𝑷. 𝒆)

%S =(1.620 − 1) ∗ 100

DP ∗ (1 −1

2.48)%S

%S = 64.1308

C) CALCULAMOS LA VELOCIDAD Y %SOLIDOS MOLINO 4´*5´

DATOS:

𝐷 = 4 𝑓𝑡

𝐿 = 5 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 1.524 𝑚

CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR DEL MOLINO

𝑽 𝑪 =𝟕𝟔. 𝟔

√𝑫 𝑽 𝑪 =

𝟒𝟐. 𝟑

√𝑫

𝑽 𝑪 =76.6

√5 ft

𝑽 𝑪

=42.3

√1.524 m

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟐𝟓𝟔𝟔 𝑹𝑷𝑴 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟐𝟔𝟒𝟖 𝑹𝑷𝑴



%𝑺 =(𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎

𝑫𝑷 ∗ (𝟏 −𝟏

𝑷. 𝒆)

%S =(1.630 − 1) ∗ 100

DP ∗ (1 −1

2.48)%S

%S = 62.7093

-46-

3.5 PREPARACION DE CIANURO

El circuito de preparación de cianuro se agrega para 3000 Lt. 50 kilos de

cianuro de sodio NaCN y 25 kilos de soda caustica NaOH luego es alimentada

al molino primario y a los tanques en casos que se requiera.

HALLANDO EL FACTOR DE CIANURACION

Pesar el NaCN 1gramo

Preparar una solución del 1% de NaCN en 10 ml de agua

destilada.

Se utiliza 10 ml de la solución preparada donde se añade 3

gotas de yoduro de potasio(IK)

𝐹 =1

𝑉𝑐𝑜𝑛𝑠𝑢𝑚𝑖𝑑𝑜

3.5.1 DETERMINACION DEL VOLUMEN DEL TANQUE DE PREPARACION

DE REACTIVOS.

A) CALCULAMOS VOLUMEN DEL TANQUE DE PREPARACION

DATOS:

𝐷 = 1.18 𝑚

𝐻1 = 1.20 𝑚

CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TANQUE

𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 = 𝑽𝑪𝒊𝒍𝒊𝒏𝒅𝒓𝒐

𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 =𝜋𝐷2𝐻1

4

𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 =𝜋(1.18 𝑚)2(1.22 𝑚)

4

𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 = 1.3342 𝑚3

CAPACIDAD AL 90% DEL TANQUE PREPARACION NaCN

𝐶𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 1.3342 𝑚3 ∗ 90%

𝐶𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 1.3342 𝑚3 ∗ 0.90

𝐶𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 1.2008 𝑚3

-47-

CAPITULO IV

CIANURACION POR AGITACION


La pulpa cianurada procedente de la remolienda, es bombeado a un hidrociclón,

el over flow pasa al tanque lixiviador N° 01 de 20´x 21´ con pH entre 10 – 12, por

gravedad pasa la pulpa al tanque N° 02 de 20´x 21´en donde se agrega carbón

activado; luego por rebose al siguiente Tanque de 12´x 12´; de igual forma a los 5

tanques 10´x 10´, tanque 9.5´ x 10.5´; terminando en el tanque 8´x 8´; en donde

se tiene el Carbón Activado, de tamaños entre 1.2 x 1.4 mm a 1.7 a 3.4 mm, cuyo

proceso es denominado “Carbón en Pulpa” (CIP) ó Adsorción; este proceso se

repite en los demás 9 Tanques. Después de cierto tiempo se realiza la “Cosecha del

Carbón Activado” de todos los Tanques, este último cargado de oro.

4.2 ADSORCION DEL ORO SOBRE EL CARBON ACTIVADO

Este método se aplica para concentrados con leyes mayores de 30 gr Au/TM.

El material se encuentra usualmente a 85,69% - 635 mallas y a una concentración

de solidos entre 25 a 45%.

En este caso, la Cianuración por agitación varía desde pocas horas hasta 48

horas. Las razones de esta alta velocidad de disolución del oro se debe a lo

siguiente: al tamaño de las partículas (bastante pequeñas) que le refiere una alta

agitación, el espesor de la capa limite es mínima y por lo tanto el rate de

disolución es alto.

4.3 CARBON ACTIVADO

El principio de la recuperación del oro por el carbón activado, radica en la

propiedad que tiene las materias carbonáceas activadas de absorber el oro contenido

en las soluciones de cianuro.

-48-

La ventaja de este proceso es que puede tratar directamente pulpas de mineral

después de ser atacadas con cianuro. Evita la separación liquido/solido al final de la

Cianuración y estas particularmente adaptada al caso de los minerales difícilmente

filtrables o decantables.

Al final de la adsorción, el carbón es recuperado y tratado por elución.

4.4 TIEMPO DE RESIDENCIA

El principio de la recuperación del oro por el carbón activado, radica en la

propiedad que tiene las materias carbonáceas activadas de absorber el oro contenido

en las soluciones de cianuro.

4.4.1 DETERMINACION DEL TIEMPO DE RESIDENCIA DE LOS TANQUES

La pulpa cianurada procedente de la remolienda, es bombeada a un hidrociclón,

el over flow pasa al tanque lixiviador N° 01 de 20´x 21´ con pH entre 10 – 12, por

gravedad pasa la pulpa al tanque.

A) TANQUE(N° 01) DE CIANURACION 20´x 21´

DATOS:

𝐷 = 20 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 6.0960 𝑚

𝐻1 = 21 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 6.4008 𝑚

𝑉𝑅𝐸𝐶𝐼𝑃𝐼𝐸𝑁𝑇𝐸 = 10 𝐿𝑡

𝑡𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜 = 3.5 𝑠𝑒𝑔𝑢𝑛𝑑𝑜𝑠

CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA

𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬

𝑸=

𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏

𝟒𝑸

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1

𝟒 𝑸 =

𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬

𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐

DETERMINAMOS EL CAUDAL TENIENDO:

𝑉𝑅𝐸𝐶𝐼𝑃𝐼𝐸𝑁𝑇𝐸 = 10 𝐿𝑡

𝑡𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜 = 3.5 𝑠𝑒𝑔𝑢𝑛𝑑𝑜𝑠

𝑄 =𝑉𝑅𝐸𝐶𝐼𝑃𝐼𝐸𝑁𝑇𝐸

𝑡𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜

=10𝐿𝑡

3.5 𝑠𝑒𝑔

𝑄 = 2.8571𝐿𝑡

𝑠𝑒𝑔

-49-

CONVERTIENDO A METROS CUBICOS POR HORA

𝑄 = 2.8571𝐿𝑡

𝑠𝑒𝑔(

1 𝑚3

1000 𝐿𝑡) (

3600 𝑠𝑒𝑔

1ℎ𝑜𝑟𝑎)

𝑄 = 10.2856 𝑚3

𝐻𝑟

Ojo el caudal es igual para todos los tanques

CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE N° 01


𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(6.0960 𝑚)2(6.4008𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟏𝟖𝟔. 𝟖𝟏𝟔𝟎 𝒎𝟑

VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION N°01

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 186.8160 𝑚3 ∗ 90%

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 186.8160 𝑚3 ∗ 0.90

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 168.1344 𝑚3

REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE N°01


𝑸

𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =168.1344 𝑚3

10.2856 𝑚3

𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 = 𝟏𝟔. 𝟑𝟒𝟔𝟔 𝑯𝒓

B) TANQUE(N° 02) DE CIANURACION 20´x 21´

DATOS:

𝐷 = 20 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 6.0960 𝑚

𝐻1 = 21 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 6.4008 𝑚

El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3

𝐻𝑟



𝑸=


𝟒𝑸


𝟒 𝑸 =



CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE

-50-


𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(6.0960 𝑚)2(6.4008𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟏𝟖𝟔. 𝟖𝟏𝟔𝟎 𝒎𝟑

VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 186.8160 𝑚3 ∗ 90%

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 186.8160 𝑚3 ∗ 0.90

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 168.1344 𝑚3

REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬

𝑸

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =168.1344 𝑚3

10.2856 𝑚3

𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏𝟔. 𝟑𝟒𝟔𝟔 𝑯𝒓

C) TANQUE(N° 03) DE CIANURACION 12´x 12´

DATOS:

𝐷 = 12 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.6576 𝑚

𝐻1 = 12 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.6576 𝑚


𝐻𝑟



𝑸=


𝟒𝑸


𝟒 𝑸 =





𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.6576𝑚)2(3.6576𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟑𝟖. 𝟒𝟑𝟎𝟕 𝒎𝟑


𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 38.4307 𝑚3 ∗ 90%

-51-

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 38.4307 𝑚3 ∗ 0.90

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 34.5876 𝑚3



𝑸


10.2856 𝑚3

𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟑. 𝟑𝟔𝟐𝟕 𝑯𝒓

D) TANQUE(N° 04) DE CIANURACION 10´x 10´

DATOS:

𝐷 = 10 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.0480 𝑚

𝐻1 = 10 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.0480 𝑚


𝐻𝑟



𝑸=


𝟒𝑸


𝟒 𝑸 =





𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.0480 𝑚)2(3.0480 𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑


𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 90%

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 0.90




𝑸


10.2856 𝑚3

𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓

-52-

E) TANQUE(N° 05) DE CIANURACION 10´x 10´

DATOS:

𝐷 = 10 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.0480 𝑚

𝐻1 = 10 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.0480 𝑚


𝐻𝑟



𝑸=


𝟒𝑸


𝟒 𝑸 =





𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.0480 𝑚)2(3.0480 𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑


𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 90%

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 0.90




𝑸


10.2856 𝑚3

𝐻𝑟


F) TANQUE(N° 06) DE CIANURACION 10´x 10´

DATOS:

𝐷 = 10 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.0480 𝑚

𝐻1 = 10 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.0480 𝑚


𝐻𝑟


-53-


𝑸=


𝟒𝑸


𝟒 𝑸 =





𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.0480 𝑚)2(3.0480 𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑


𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 90%

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 0.90




𝑸


10.2856 𝑚3

𝐻𝑟


G) TANQUE(N° 07) DE CIANURACION 9.5´x 10.5´

DATOS:

𝐷 = 9.5 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 2.8956 𝑚

𝐻1 = 10.5 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.2004 𝑚


𝐻𝑟



𝑸=


𝟒𝑸


𝟒 𝑸 =




-54-


𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(2.8956 𝑚)2(3.2004 𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟏. 𝟎𝟕𝟓𝟐 𝒎𝟑


𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 21.0752 𝑚3 ∗ 90%

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 21.0752 𝑚3 ∗ 0.90




𝑸

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =18.9677𝑚3

10.2856 𝑚3

𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟖𝟒𝟒𝟏 𝑯𝒓

H) TANQUE(N° 08) DE CIANURACION 10´x 10´

DATOS:

𝐷 = 10 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.0480 𝑚

𝐻1 = 10 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 3.0480 𝑚


𝐻𝑟



𝑸=


𝟒𝑸


𝟒 𝑸 =





𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.0480 𝑚)2(3.0480 𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑


𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 90%

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 0.90

-55-




𝑸


10.2856 𝑚3

𝐻𝑟


I) TANQUE(N° 09) DE CIANURACION 8´x 8´

DATOS:

𝐷 = 8 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 2.4384 𝑚

𝐻1 = 8 𝑓𝑡 (0.3048𝑚

1𝑓𝑡) = 2.4384 𝑚


𝐻𝑟



𝑸=


𝟒𝑸


𝟒 𝑸 =





𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(2.4384𝑚)2(2.4384𝑚)

𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟏𝟏. 𝟑𝟖𝟔𝟗 𝒎𝟑


𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 11.3869 𝑚3 ∗ 90%

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 11.3869 𝑚3 ∗ 0.90




𝑸


10.2856 𝑚3

𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟎. 𝟗𝟗𝟔𝟒 𝑯𝒓

-56-

4.5 BALANCE TOTAL DE LOS TANQUES DE CIANURACION

Luego de cierto tiempo se realiza la “Cosecha del Carbón Activado” de todos los

Tanques, este último cargado de oro. El rebose de la última celda se envía a la

cancha de relaves, con contenido entre 0.9 y 1.0 gr/Tn.

G.E (gr/cc) 2.60

D. Pulpa: Kg/L 1.330

D = L/S 1.480

Tanque Nº Dimensión

Tanque

Volumen Volumen Trabajo

TPD

Ft3 M3 90%

M3 45

A - 1 20' x 21' 6,597.36 186.82 168.13 46.63

A - 2 20' x 21' 6,597.36 186.82 168.13 45.00

A - 3 12' x 12' 1,357.17 38.43 34.59 9.59

A - 4 10' x 10' 785.40 22.24 20.02 5.55

A - 5 10' x 10' 785.40 22.24 20.02 5.55

A - 6 10' x 10' 785.40 22.24 20.02 5.55

A - 7 9.5' x 10.5' 744.26 21.08 18.97 5.26

A - 8 10' x 10' 785.40 22.24 20.02 5.55

A - 9 8' x 8' 402.12 11.39 10.25 2.84

Total 18,839.88 533.49 480.14 131.53

TPD = toneladas por día

Fecha Tanque Leyes Volumen

Tanque Densidad TM/m3

%S G.E. Volumen Solución

TM Finos Au gr. Solido Liquido

Nº1 0.87 3.8 168.13479 1.34 42.517144 2.48 129.50554 95.788659 575.45719

Nº2 0.52 5.1 168.13479 1.34 42.517144 2.48 129.50923 95.791387 710.30859

Nº1 0.55 0.52 168.13479 1.34 42.517144 2.48 129.50923 95.791387 120.03006

Nº2 0.40 4.25 168.13479 1.34 42.517144 2.48 123.24324 91.156757 560.24649

605.48923

-57-

CAPITULO V

DESORCION DEL ORO

5.1 DESORCION DEL ORO DEL CARBON ACTIVADO.

Es un proceso eficiente para la elución de oro a partir de carbón activado. Los

fines y objetivos de la etapa de desorción son:

Recuperar la mayor cantidad de valores metálicos cargados (oro) a partir

de una solución resorbida en un volumen tan pequeño como sea posible.

Producir una solución impregnada con el temor más alto posible de

metales preciosos (oro).

Dejar la menor cantidad de oro posible en el carbón después de la

desorción

5.2 DESCRIPCION DE PROCESO

Se carga el reactor con carbón cargado de valores metálicos (oro),

aproximadamente 1TM.

La solución eluyente se hace circular por el hecho de carbón hasta

extraerle su contenido, que progresivamente va concentrado la solución

extractora.

La solución que abandona el reactor es 80°C ingresa a un intercambiador

de calor, con la finalidad de disminuir la temperatura de la solución hasta

aproximadamente 60°C, la cual es depositada en un tanque de solución

rica, la que se encarga de distribuir esta solución hacia la celda

electrolítica, donde se depositará el oro en los cátodo de lana de acero. El

voltaje de la celdas se controla en un rango de 3-4 voltios y la intensidad

de 1035-1050 amperios

El electrolito gastado es reciclado al reactor de desorción,

complementando el circuito cerrado. Durante la recirculación de la

solución, se le va acondicionando, es decir, obtener una solución con un

-58-

contenido de 0.18-0.20% de NaCN, 1% de NaOH y 30% de alcolhol en

volumen, a una temperatura d 60°C

El oro depositado en los cátodos de lana de acero es desprendido de la

lana por acción mecánica.

Una vez terminado el proceso, se procede a descargar el carbón del

reactor, quedando apto para un nuevo proceso de desorción. Durante el

tiempo de duración del proceso de desorción del oro del carbón activado,

se hace un control estricto a cada hora a cada una de la variables, como

la temperatura de la celda, el PH de la solución rica, temperatura del

reactor, flujo de la solución barren y el porcentaje del cianuro, además

cada dos horas se analiza las leyes de la solución rica y la solución barren

y se controla el voltaje y amperaje de operación de la celda, obteniéndose

un cuadro de la siguiente manera.

El muestreo de cada hora nos sirve para controlar las variables del proceso, es

decir, para adicionarla NaCN, NaOH o alcohol.

La presencia de NaOH aumenta la conductividad de la solución y asi la eficiencia

de extracción de paso simple, también aumenta, además se logra controlar el Ph en

caso de estar por debajo de lo normal.

La adición de alcohol a la solución de desorción reduce significativamente el

ciclo de elución. Se adiciona alcohol cuando la ley de la solución barren está muy

elevada. El HCl es utilizado para desprender el oro depositado en los cátodos de

acero de la celda electrolítica.

El proceso de desorción de oro del carbón activado tuvo una duración de 103

horas () con un consumo de 45kg. De NaCN, 49 kg de NaOH, 116.5 litros de

Alcohol, 16 litros de HCl y 192 galones de petróleo.

El HCl sirve para lavar los ánodos antes de la deserción y después de la cosecha.

Los problemas más frecuentes que se dan en este proceso son los siguientes:

Evaporación de la solución debido al exceso de temperatura y a la

disminución del flujo de la solución

Variación del amperaje y voltaje de la celda electrolítica

-59-

Quemado de los cables cuando hay exceso de temperatura en la celda.

El HCl sirve para lavar los ánodos antes de la desorción y después de la cosecha.


La prueba para determinación del porcentaje del cianuro libre es la siguiente

Tomar 25 mil de la solución clara y colocar en un Erlenmeyer.

Adicionar algunas gotas de yoduro de potasio al 5% (libre de alcali).

Titular lentamente con una solución de nitrato de plata (AgNO3 con una

concentración de 4.33 g /litro) agitando el Erlenmeyer hasta la aparición

de opalescencia amarilla. Anotar el número de milímetros gastados de

solución de AgNO3 y calcular el porcentaje de cianuro libre (dividir el

número de mililitros por 100)

El HCl sirve para lavar los ánodos antes de la deserción y después de la

cosecha. Los problemas más frecuentes que se dan en este proceso son

los siguientes:

Mecanismo de la desorción de carbón

Cuando el complejo cianurado neutro adsorbido en el carbón activado se

resorbe pasa a la fase iónica como una especie iónica según la reacción:

La presencia de iones Na+, en altas concentraciones provenientes del

hidróxido de sodio añadido al eluente, a la salida del poro carbón activado,

reducen la disolución total que presenta el complejo, disminuyendo su polaridad

por la neutralización de la molécula iónica portadora de oro, lo que aumenta su

afinidad por el carbón activado.

El complejo cianurado áurico neutro puede difundir al interior del poro y es

adsorbido, mientras que el complejo cianurado áurico iónico difunde al exterior

del poro, presentándose de esta manera dos flujos de diferentes especies, cada

uno conteniendo un átomo de oro.

Mn+ [Au (CN)2]n nAu(CN)2- + Mn+

-60-

Variables a medir en desorción

Temperatura y presión.

Concentración de cianuro.

Fuerza iónica.

Efecto del pH.

Solventes orgánicos.

Velocidad de flujo del efluente.

Procedimientos de desorción.

5.3 METODOS DE DESORCION

Los métodos propuestos son:

5.3.1 Desorción con Soda Caustica caliente a presión atmosférica.

a) Preparación de la solución.- Se usa una solución de 1 % de NaOH y

0.1 % de NaCN a 90 o 93 °C, que se hace recircular a través del

carbón cargado y se envía luego a Electrodeposición, conocido

también como A.A.R.L.

b) Circulación.- la solución es bombeada al interior de la columna de

85°C- 95°C.

c) Remojo con cianuro caustico.- se deja remojar el carbón en la

columna de una solución de 3% NaCN y 3% NaOH a 110°C. Por un

tiempo de 30 minutos. El oro adsorbido es convertido a una especie

fácilmente soluble durante esta etapa.

d) Desorción.- la desorción es lograda mediante el bombeo de 7

volúmenes de lecho (BV) de agua a través de la columna a

110°C.luego pasa un tanque de almacenamiento.

e) Enfriamiento.- el último lecho de agua ingresa a la columna a

temperatura de ambiente reduciendo así la temperatura interna a bajo

punto de ebullición y prepara el carbón para ser transferido.

f) Electrodeposición.- la solución concentrada de solución compleja es

colectada y almacenada en un tanque de donde es bombeada a la

planta de electrodeposición. Luego la solución pobre es descargada y

-61-

recirculada nuevamente a la sección de desorción con el fin de

aprovechar el cianuro residual y el oro.

g) Duración: El proceso completo incluido el ácido, desorción del 99%

del oro en periodos de 8 horas.

5.3.2 Desorción con soda caustica caliente a alta presión.

Se utiliza una solución similar a la anterior pero el proceso se lleva a cabo a

4 atmosferas y 115°C, la solución luego de la desorción se hace pasar por un

intercambiador de calor por donde se enfría hasta 82 °C, de donde se enviara a

electrodeposición.

5.3.3 Desorción con soluciones Alcohólicas Alcalinas.

Es el método más eficiente, consiste en resorber el carbón con una

solución alcalina de Cianuro de Sodio y Etanol cuya composición optima es de

0.1 % de NaCN, 1 % de NaOH y 20 % de C2H5OH (en volumen), a una

temperatura de 70°C a 80°C y presión atmosférica.

Cada uno de los métodos descritos tiene sus ventajas e inconvenientes; la

desorción a presión atmosférica es lenta requiriéndose hasta 48 horas para

completar el proceso, la desorción a alta presión reduce el tiempo de tratamiento

hasta 12 horas; pero requiere de tanques presurizados, la desorción con

soluciones alcohólicas reduce aún más el tiempo de tratamiento, pero

los costos son altos y las soluciones son volátiles e inflamables. La elección

del proceso en cada unidad operacional se hace muchas veces en

función de los requerimientos y condiciones muy particulares.

PROCESO DE DESORCIÓN SEGÚN EL MÉTODO ZADRA EN LA

EMPRESA SOTRAMI

-62-

Diagrama de bloques del proceso de desorción

Equipos en el área de desorción

Determinación de volumen del reactor de desorción

Calculo del volumen de la parte cilíndrica del reactor

Donde

H = altura =185cm

R = radio del diámetro D

Reactor de desorción

(

Electrodeposición

Ataque químico

Fundición

Au y Ag

Carbón

cargado de oro NaCN

NaOH

CH2OH

H2

O

Refinación

𝑽 = 𝝅 ∗ 𝑹𝟐 ∗ 𝑯

Volumen del reactor = volumen cilíndrica del reactor + volumen cónica del reactor

-63-

𝑽 = 𝝅 ∗ (𝟏. 𝟑𝟐𝒎

𝟐)

𝟐

∗ 𝟏. 𝟖𝟓𝒎 = 𝟐. 𝟓𝟑𝟏𝟔𝟖𝒎𝟑 = 𝟐𝟓𝟑𝟏. 𝟔𝟖𝟑 𝒍𝒕

Volumen de la parte cilíndrica del reactor = 2.53168m3 = 2531.68 lt

Calculo del volumen de la parte cónica del reactor

Dónde:

H = altura =185cm

R = radio del diámetro D

r = radio del diámetro d

𝑽 =𝝅

𝟑∗ 𝟎. 𝟒𝒎 ∗ [(

𝟏. 𝟑𝟐𝒎

𝟐)

𝟐

+ (𝟎. 𝟐𝟎𝒎

𝟐)

𝟐

+ (𝟏. 𝟑𝟐𝒎

𝟐) ∗ (

𝟎. 𝟐𝟎𝒎

𝟐)]

Volumen de la parte cónica del reactor = 0.241944 m3 = 241.94 lt

Volumen total del reactor de desorción al 90% del uso de su capacidad

= 2773.62 lt *0.90 = 2496.26 litros

Volumen total del reactor de desorción = 2496.26 litros

5.4 CELDAS ELECTROLITICAS

El HCl sirve para lavar los ánodos antes de la deserción y después de la cosecha.


Estas celdas de electrodeposición que emplean electrodos de lecho empacado

poroso, son de forma rectangular y la solución fluye paralelo al flujo de corriente.

Las reacciones de oxidación que tienen lugar en el ánodo son:

4𝑂𝐻− − − − − 𝑂2 + 2𝐻2𝑂 + 4 𝑒−

𝑒− + 𝐴𝑢(𝐶𝑁)2− − − − − − 𝐴𝑢 + 2𝐶𝑁−

𝑽 =𝝅

𝟑∗ 𝑯(𝑹𝟐 + 𝒓𝟐 + 𝑹𝒓)

-64-

Distancia entre cátodos y ánodos : 8 cm

Altura de la solución : 60 cm

Área del cátodo : 30 cm × 39 cm

Área del ánodo : 30.5 cm × 38 cm

N° de cátodos : 6

N° de ánodo : 7

Eficiencia : 90 %

Determinación de volumen de la celda electrolítica

Volumen de la celda electrolítica

Dónde:

V =volumen de la celda electrolítica interna

L = longitud

P = profundidad

H = altura

V = 1.085m*0.33m*0.50m = 0.1790m3 = 179.025 litros

Volumen de la celda electrolítica interna = 179.03 litros

Volumen del cubo rectangular = L*P* h

-65-

Calculo del volumen del tanque colector de solución pobre

𝑽 = 𝝅 ∗ 𝑹𝟐 ∗ 𝑯

𝑽 = 𝝅 ∗ (𝟎. 𝟒𝟒𝒎)𝟐 ∗ 𝟎. 𝟔𝟐𝒎 = 𝟎. 𝟑𝟕𝟕𝟎𝟗𝒎𝟑

V = 377.09 litros * 0.90 = 339.38 litros

Volumen del tanque recolector de solución pobre = 339.38 litros

𝑽 = 𝝅 ∗ 𝑹𝟐 ∗ 𝑯

-66-

CAPITULO VI

SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL

6.1 OBJETIVO

6.1.1 OBJETIVO GENERALES.

SOTRAMI S.A. como parte integrante del Sistema de Gestión tiene como

objetivo prevenir la ocurrencia de incidentes, accidentes y enfermedades

ocupacionales, promoviendo una cultura de prevención de riesgos laborales en

la actividad minera subterránea y la mejora continua de nuestros procesos.

6.1.2 OBJETIVO ESPECIFICO

a) Promover y mantener el más alto grado de bienestar físico y mental de

los trabajadores mineros.

b) Proteger a los trabajadores de los riesgos que resultan de los agentes

nocivos en sus ocupaciones.

c) Ubicar y mantener a los trabajadores de manera adecuada de acuerdo

a sus aptitudes físicas y psicológicas.

d) Evitar el deterioro de la salud causada por las condiciones de su

trabajo.

e) Proteger las instalaciones y propiedades de la Empresa con el fin de

garantizar la fuente de trabajo y otros activos del centro laboral.

6.1.3 METAS

Las metas consideradas en este Programa son las de alcanzar los siguientes

índices de Seguridad:

Índice de Frecuencia : Menor o igual a 5.0

Índice de Severidad : Menor o igual a 150.0

Índice de Accidentabilidad : Menor o igual a 1.0

-67-

6.2 INDICADORES DE SEGURIDAD

6.2.1 INDICADORES REACTIVOS

Índice de Frecuencia.

Índice de Severidad.

Índice de accidentabilidad.

6.2.1 INDICADORES PROACTIVOS

Identificación de Peligros y Evaluación Control de riesgos (IPER-C).

Observación Planeada de Tareas (OPT).

Identificación de Trabajos de Riesgo (ITR).

Reuniones grupales.

Inspecciones de trabajo.

6.3 NECESIDADES DE UN SISTEMA DE GESTION

SOTRAMI S.A para mantener sus operaciones en la actividad minera tiene

planes futuros como:

Programa de exploraciones regionales en las concesiones adquiridas

Programa de exploraciones dirigido al aumento de reservas existentes.

Incremento en mina y planta de una nueva tecnología y nuevos equipos dirigidos

a incrementar la productividad y bajos costos.

Planeamiento de mina para mejorar la eficiencia de operación y soporte de

sistemas de información.

6.4 COMPROMISO DE LA EMPRESA

Desarrollar ética y valores a nivel de toda la unidad operativa

Orientar la capacitación de los trabajadores impartiéndoles las herramientas

necesarias para el buen desarrollo de actividades.

Apoyar las acciones para el logro de metas de las diferentes áreas de trabajo.

Estrategia de negocio para satisfacción de los clientes.

Mejora continua a todo nivel.

-68-

6.5 CULTURA DE SEGURIDAD

La protección de la vida, la salud, el medio ambiente es un valor para la

empresa.

6.6 GESTION AMBIENTAL

SOTRAMI S.A, gestiona el cuidado y preservación del Medio Ambiente en

el que opera una organización, ayudando a mejorar la calidad ambiental, a

obtener oportunidades de negocio rentables con el uso eficiente de recursos, con

una responsabilidad y autoridad de acuerdo la norma internacional.

6.7 DESCRIPCION DEL LUGAR DE TRABAJO Y PROCESO OPERATIVO

Me desempeñé como practicante del área de Seguridad y Salud Ocupacional,

mi horario de trabajo iniciaba alas 7am hasta las 7pm con un descanso de 12 a 1

p.m.; en mi estadía pude recorrer las instalaciones de SOTRAMI S.A. en un 90%

de totalidad pues debido a las inspecciones era necesario recorrer las

instalaciones, tales como la Zona Industrial que me permitió conocer el

tratamiento de mineral usando Mercurio en los Quimbaletes, estuve 3 semanas

en la planta concentradora; íntegramente para conocer el proceso y realizar

proceder con los cálculos metalúrgicos. En la oficina de Seguridad y Salud

Ocupacional trabajan tres personas. El Gerente de Seguridad Ing. Rodolfo Panez

y dos supervisores Jaime Perca de la Cruz y Máximo mucha quinto.

6.7.1 DETALLES DE LOS TRABAJOS REALIZADOS

En la oficina de Seguridad y Salud Ocupacional trabajan tres personas. El

Gerente de Seguridad Ing. Rodolfo Panez Rojas, Ing. Uriel Sánchez Carbajal

encargado de contratas, dos supervisores Jaime Perca de la Cruz y Máximo

mucha quinto. Mi plan de trabajo contemplaba ir 4 veces por semana al área de

PAD-Cianuracion y planta de beneficios SOTRMAI S.A, para conocer de

operaciones e inspeccionar las Áreas, apoyar en la documentación del área.

-69-

A) INDUCCIÓN DE SEGURIDAD:

El ingeniero me proporcionó el material empleado en la inducción:

diapositivas, laptop, DS 055 2010 EM , evaluación, videos, entonces en mi

estadía me encargue de dar la inducción a los trabajadores nuevos tanto de la

empresa como de las contratas, después de presentar sus documentos a

Administración eran enviados con un con su ficha de afiliación a Seguridad en

el cual se revisaba todos los requisitos como es antecedentes policiales, examen

médico el CV, una vez cumplida con los requisitos se procedía con la

explicación del procedimiento de la Inducción el cual se desarrollaba en dos días;

el primer día veían videos con temáticas como; Seguridad en el Trabajo,

accidentes , causas y prevención; La importancia del reporte de accidentes; Uso

correcto de los respiradores de 3M, ¿Qué es la Silicosis?. De esa manera se busca

que el trabajador tenga una noción previa de Seguridad. Se le brinda material

impreso para que le de lectura antes de iniciar la exposición inducción. Al día

siguiente regresa y se inicia la inducción presentando ciertos detalles de la

empresa, liderazgo y motivación al trabajador, se le explica las obligaciones y

derechos de los trabajadores basados en el DS 055-2010 EM, se le define y

ejemplifica conceptos tales como Peligro, Riesgo, Incidente, Accidente, Causas,

Acto Subestandar, Condición Subestandar, Procedimiento, Estándar. Se le

señala la estructura los Procedimientos Escritos de Trabajo Seguro (PETS) y se

pone un ejemplo de llenado del IPERC, se le define lo que es la silicosis y como

prevenirla, así como de manera teórica se le da a conocer la importancia y las

técnicas de primeros auxilios, se le introduce el código de colores y señalización.

Posteriormente a ello se despeja la duda que tengan y se procede a tomar la

evaluación que consta de 20 preguntas que serán respondidas de manera escrita,

la nota varía de 0-20 y se aprueba con una nota superior a 13, una vez aprobado

se le hace la entrega de sus EPP´s y realicé las coordinaciones con los

supervisores correspondientes para que les haga su recorrido de reconocimiento

en interior mina. El examen se archiva en su CV junto con sus documentos en la

oficina de administración. Me encargue de elaborar PETS de gestión de acuerdo

a DS-055-2010-EM, pues faltaba implementar en áreas de PAD y PLANTA DE

BENIFICIOS de esa forma levantando las observaciones de DREM

-70-

B) INSPECCION

Todas las mañanas se llevan a cabo las inspecciones rutinarias de seguridad ,

los supervisores y el Ingeniero se distribuyen las zonas a Inspeccionar, en varias

ocasiones los acompañe a interior mina donde provistos de pintura en spray,

cámaras, agenda de apuntes vamos a identificar Actos y Condiciones

Subestándares, se pasea por el circuito de chancado, molienda, tanques de

agitación y área de desorción y se verifica las escaleras caminos funcionamiento

de teléfonos, de haber alguna observación se coordina con el jefe de área para su

posterior levantamiento, se verifica el cumplimiento de los PETS, se firma y

revisa el llenado de los IPERC por los jefe de guardia. Entre otros. En estas

inspecciones me permitió conocer cómo se llevaban a cabo las operaciones,

funcionamiento de los equipos y herramientas.

C) DOCUMENTACION

Los primeros días se me designó el diseño de la plantilla para los PETS de

planta y PAD y mina, inicie con el PETS de Preparación de cianuro,

Procedimiento de Gestión de Investigación de Accidentes e Incidentes, así

también redacté la base de otras 17 tareas de operaciones Planta y PAD.

Terminada las inspecciones de las mañanas en PAD - PLANTA, en la tarde

ayude en la elaboración de informes de las observaciones en las Inspecciones

que consta de imagen, descripción, su acción correctiva, el responsable del

levantamiento de la observación y el plazo dado; luego este documento es

enviado con cargo a todos los responsables involucrados en la reunión diaria de

áreas que se lleva acabo a las 6 pm. Es responsabilidad de mi área darle

seguimiento y sancionar en caso de incumplimiento. Me encargué también de

llevar el registro virtual de los reportes de accidentes e incidentes que llegaban a

diario, actualizaba la información en la base de datos del área. Una vez que se

tiene el reporte se llama a los involucrados y se le toma su manifestación, del

campo también se recolectan datos; todo ellos sirve para reconstruir los hechos

y en base a ello determinamos las causas básicas e inmediatas, aquí es donde

aplico los conocimientos del Curso de Seguridad Minera y Control de pérdidas,

donde nos enseñaron a usar la tabla SCAT, una vez generado el Informe de

-71-

Accidente es expuesto en las reuniones del Comité de Seguridad de forma

detallada. Como el Ingeniero de Seguridad Rodolfo Panez Rojas, trabaja con una

herramienta de Gestión de Seguridad conocido como el PHVA (planear, hacer,

verificar, actuar); entonces la documentación del área debe estar archivada en

función a ello. Para lo cual le ayude a armar los archivos, impresión de los

documentos digitales tales como la política de la empresa, misión, visión, Plan

anual de Seguridad y Salud ocupacional, entre otros documentos para tenerlos

en orden para los efectos de fiscalizacion de la DREM o los auditores externos.

6.7.2 ELABORACION DE INFORME MENSUAL

Se me capacitó en el uso del sistema spring para generar requerimientos al

almacén central, con ello se le pueden dar los Equipos de Protección Personal a

los trabajadores Nuevos y también el área puede generar sus requerimientos de

compras del mes de junio.

Con el total de reportes de incidentes y accidentes del mes se genera la

estadística mensual, la cual debe ser declarada al MINEM (Ministerio del

Interior de Energía y Minas) en los primeros 10 Díaz y ser expuestas en la

reunión del Comité de Seguridad. En el mes de abril, mayo y junio ayude al Ing

Rodolfo Panez en generar los cuadros y gráficos estadísticas; y a elaborar la

presentación. Para el mes, el Ingeniero me designo a que yo sola las elabore, se

necesita la clasificación de la totalidad de los reportes de cada mes, tuve que

coordinar con Recursos Humanos para que me brinde las horas hombres

trabajadas y poder calcular los índices de Seguridad, recurrí a los “CV” de los

05 trabajadores accidentados un fatal para buscar información sobre su grado

de instrucción, experiencia, estado civil, edad y otros datos que se requieren para

elaborar la estadística, ubique el informe de los accidentes. Visité a la Dra del

Centro de Salud donde son llevados inmediatamente ocurrido el accidente para

que me de la clasificación de la lesión de los accidentados. Finalmente estuvo

listo el Excel estadístico. Elaboré la presentación a proyectarse en el Comité de

Seguridad. También me proporcionaron la contraseña del extranet del MINEM

y pude declarar las estadística mensual de Seguridad EXTAMIN

correspondiente el mes de junio 2015.

-72-

CONCLUCIONES

1. La dosificación controlada de cianuro de sodio nos permitirá una lixiviación

de oro de lo contrario producirá efectos colaterales adverso en el proceso de

lixiviación de otros elementos. Para una recuperación adecuada se debe tener

en cuenta la granulometría ya que cuando el material es grueso existirá perdidas

por falta de liberación.

2. La ley de cabeza que ingresa en promedio es de 25.91gr/TM de oro por

toneladas, la extracción tiene un promedio de 24.38gr/TM, en la solución

barren es de 0.3259 gr/m3, el mineral en el relave es de 1.086 gr/TM.

3. La recuperación en el proceso de lixiviación es de 94% y la recuperación total

es de 98.7% para el tiempo es estudio; mientras que la recuperación anual es

de 93.99%.

4. Efectuar una evaluación de la molienda para mejorar la recuperación y

minimizar los gastos de operación ya que el 45% de gasto se realiza en la

molienda.

5. Las pérdidas de los valores en el relave pueden ser que los elementos valiosos

pueden estar como minerales refractarios lo que nos conlleva realizar un

estudio mineralógico y realizar un pre tratamiento de oxidación para su

liberación.

6. En la Cianuración establecer que las variables más trascendentes en la

recuperación de oro por lixiviación en carbón en pulpa es el tiempo y la

dosificación de carbón que nos permite recuperar el oro en sus respectivos

circuitos.

-73-

RECOMENCIACIONES

1. Dentro del contexto de estudio se puede recomendar los balance metalúrgicos

se debe de realizar con análisis calculado y no con analizada.

2. En la liberación de mineral se recomienda evaluar otras variables para mejorar

la liberación y un control de la densidad de pulpa para mejorar la liberación.

3. Se puede mejorar la recuperación en la extracción del oro siempre en cuando

se tenga un control adecuado de la liberación y buscando otros factores que

están influenciando en la recuperación.

4. En la desorción y electrodeposición de oro se puede mejorar el tiempo de

desorción ya que el 50% solo se extrae entre 7.5 a 8.8 horas, y la deposición de

oro en la lana es de 5.5 a 11 horas se extrae el 50%, para ello es recomendable

evaluar otras variables que influyen en la deposición de oro.

5. La solución que se retorna se debe considerar para el balance de oro por ende

es recomendable realizar un balance de agua.

6. Considerar al trabajador como el elemento más valioso en la existencia de la

empresa, garantizándoles ambientes seguros de trabajo y el equipo de

protección personal adecuado, capacitándolos adecuadamente para que la

seguridad sea parte de su trabajo.

7. La Identificación de Peligros y Evaluación de Riesgos (IPER), nos ayuda a

identificar, cuantificar y evaluar el riesgo dándonos al mismo tiempo

alternativas de minimización, análisis de costo beneficio y visión práctica, para

definir la estrategia óptima frente a un riesgo.

8. La política del sistema integrado de gestión de Salud, Seguridad Ocupacional,

y calidad (SSO) es el compromiso y la responsabilidad que tienen los

trabajadores y empleados desde la gerencia hasta el último nivel, estos deben

cumplirse en forma sistemática a través de evaluaciones, controles, monitoreo,

registros y auditorias.

-74-

BIBLIOGRAFICA

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el proceso CIC minera Yanacocha. Arequipa: PERUMIN revisado 13 frbrero del 2014

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studies on the adsorption of gold cyanide on activated carbon: Miner. Eng.

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4. Kuehl Robert O. (2001) Diseño de experimentos principios estadísticos de diseño y

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REVISTAS

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a7c8-fda0ad565416&v=default&b=&from_search=4

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-75-

ANEXO

ANEXO 1: FLOWSHEET – PLANTA- SOTRAMI S.A.

-76-

ANEXO 2: BALANCE DE MASA PLANTA SOTRAMI SANTA FILOMENA II -

100 TMSD

TMS

100

cc. D6

11.4

5

cc. D6

21.8

TMS/H

r4.1

6666

7

t24

4.17

1.989

56.36

1.365

6.04

1.989

75.23

1.900

4.17

7.20

36.65

1.300

5.25

3.958

TMS/H

r

57.01

1.560

7.5

TMS/H

rm3

/Hr

%SDP

4.17

0.174

96.00

2.65.2

55.2

42

50.04

1.460

Punto

Agua

Fres

caSo

l. Barr

en

%Hum

edad

0.174

11.6

210

.213.7

81

20.1

60.9

772

.971.8

50

34.1

77.5

0

411

.6711

.823

35.70

1.290

549

.671.4

55

6-71.0

33.2

342.2

52.3

15

849

.291.4

50

9 10 112.2

51.6

96

Total

1.367

5.821

57.01

1.560

m3/D

ia32

.8013

9.71

Adici

on de

Agua

- Solu

cion B

arren

BALA

NCE D

E MAS

A PLA

NTA S

OTRA

MI S

ANTA

FILO

MEN

A II -

100 T

MSD

Leye

nda:

1

2

6

3

5

4

8

10

Agua

Sol.

Barre

n

Relav

era

11

Sol.

Barre

n

Sol.

Barre

n

Agua

Sol.

Barre

n

Rese

rvorio

de So

l. Ba

rren

Rese

rvorio

de

Agua

Hidroi

clon

D-6 1

Agita

dor1

Hidroi

clon

D-6 2

Bater

ia de

Agita

dores

Molin

o 5x5

de

Remo

liend

a

Molin

o 4x5

de

remoli

enda

Chulv

es

Tolva de

Fin

os

Molin

o 6x

6 Pri

mario

9

M6x

6

7

Sol.

Barre

n

Relav

era

TK-2

TK-1

TK-9

-77-

ANEXO 3: DIAGRAMA DE FLUJO DEL PROCESO DE OBTENCIÓN DE ORO EN

LA PLANTA MINERA DE SOTRAMI S.A

Solución concentrada

Recepción de mineral (materia prima)

Trituración

Molienda

Carbón en pulpa

Desorción del carbón

Cianuración

Refinación y fundición

Electrodeposición

NaCN +

NaOH +

H2O

Alcohol + NaCN

+ NaOH

Producto (Barra de oro)

-78-

ANEXO 3: CUADRO DE MATERIALES Y EQUIPOS

CIRCUITO CHANCADO

DIMENCIONES MARCA MARCA RPM TIPO NUMERO TIPO

MOTOR MOTOR TRANSMISION FAJAS FAJAS

Chancadora Primaria 8X10 X DELCROSA 1800 POLEAS 3 B-130 OPERATIVO ULTIMA VIDA

Chancadora secundaria 8X10 X DELCROSA 1800 POLEAS 3 B-130 OPERATIVO ULTIMA VIDA

Chancadora CONICA 1.8-2 ft X SIEMENS 1750 FAJAS X X INOPERATIVO

Faja # 1 12m X 16" X CROMPTON 1710 FAJAS Y CATALINA 2 B-39 OPERATIVO ULTIMA VIDA

Faja # 2 8.5m X 16" X CROMPTON 1710 FAJAS Y CATALINA 2 B-40 OPERATIVO ULTIMA VIDA

Faja # 3 12m X 16" X CROMPTON 1710 FAJAS Y CATALINA 2 B-39 OPERATIVO ULTIMA VIDA

Zaranda 3X5 XX CROMPTON 1710 FAJAS 2 B-55 OPERATIVO ULTIMA VIDA

TOTAL

CIRCUITO MOLIENDA



Molienda PRIMARIA 5X5 FUNCAL DELCROSA 1180 POLEAS 5 5V-2500 OPERATIVO NUEVO

Molienda SECUNADARIA-1 4X5 X DELCROSA 1175 POLEAS 6 C-200 OPERATIVO SEMI-NUEVO

Molienda SECUNADARIA-2 3X4 X SIEMENS 1174 POLEAS 4 B-185 INOPERATIVO

Bomba de lodos 1 2 1/4X2 ICBA DELCROSA 1750 POLEAS 2 A-40 OPERATIVO NUEVO

Bomba de lodos 2 2 1/4X2 ICBA DELCROSA 1760 POLEAS 2 B-40 OPERATIVO NUEVO

Faja N° 4 6.8m X 16" X DELCROSA 1740 POLEAS Y CATALINA 1 A-38 OPERATIVO ULTIMA VIDA

calsificador helicoidal 13X3 X DELCROSA 1175 ENGRANAJES X X OPERATIVO ULTIMA VIDA

Repulpeador 4X4 4X4 X SIEMENS 1750 POLEAS 2 A-75 OPERATIVO NUEVO

Repulpeador reactivos 3m x 1.5 m X DELCROSA 1750 POLELAS 2 B-75 OPERATIVO ULTIMA VIDA

total

CIRCUITO TANQUES DE AGITACION



Tanque # 1 12X12 FAMOSE DELCROSA 1750 CORONA DENTADA X X OPERATIVO NUEVO

Tanque # 2 10X10 X DELCROSA 1750 FAJAS 6 B75 Y B90 OPERATIVO NUEVO



Tanque # 5 9.5X10.5 X PROOL 1760 FAJAS 6 B61 Y B100 OPERATIVO NUEVO

Tanque # 6 10X10 X WED 1760 FAJAS 6 B75 Y B90 OPERATIVO NUEVO

Tanque # 7 8X8 X X 1760 FAJAS 6 B61 Y B100 OPERATIVO NUEVO

TOTAL

CUADRO CARGA PLANTA

ESTADO VIDA

ESTADO VIDA

ESTADO VIDA

EQUIPO

EQUIPO

EQUIPO

-79-

ANEXO 3: CUADRO DE MATERIALES Y EQUIPOS

ANEXO 4: ORGANIGRAMA DE SOTRAMI S.A

ORGANIGRAMA SOTRAMI S.A. - U.M SANTA FILOMENA

GERENTE GENERAL

GERENTEDE SEGURIDAD

ADMINISTRADOR GENERAL

JEFEDE MANTENIMIENTO

SUPERINTENCIAMINA

SECRETARIAGERENCIA GENERAL

SUPERINTENDENCIAPLANTA

JEFEDE PLANEAMIENTO, COSTOS Y

PRESUPUESTOS

JEFEDE MEDIOAMBIENTE

SECRETARIOMINA

JEFEDE DESORCIONJEFEDE CONTABILIDAD Y

COSTOS

SUPERVISORDE MAQUINARIA Y

EQUIPOS

JEFEDE SEGURIDAD

INGENIERODE SEGURIDAD

PREVENCIONISTAEN SEGURIDAD

ASISTENTEDE MANTENIMIENTO

ASISTENTASOCALASISTENTEDE RECURSOS

HUMANOSJEFEDE LOGISTICA

ASISTENTEDE LOGISTICA


PRESUPUESTOS


PRESUPUESTOSCOMERCIALIZACION

ASISTENTEDE CONTABILIDAD Y

COSTOS

CAJAJEFEDE MINA

TOPOGRAFIAY GEOLOGIA

JEFES DE GUARDIAAYUDANTES

TOPOGRAFOS

JEFEDE PADJEFEDE PLANTA

JEFEDE LABORATORIO

JEFEDE COMERCIALIZACION Y

ACOPIO

ASISTENTEDE DESORCION

ASISTENTEDE PADASISTENTEDE PLANTA

ASISTENTEDE LABORATORO

ASISTENTEDE COMERCIALIZACION Y

ACPIO

informe de practicas planta de beneficios minera sotrami s.a

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