informe de practicas planta de beneficios minera sotrami s.a
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-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.
-6-
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
3.1 DESCRIPCION DEL PROCESO .................................................................. 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-
4.1 DESCRIPCION DEL PROCESO .................................................................. 47
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
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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.
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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
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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.
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.
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.
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.
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.
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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.
-23-
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
POR PITAGORAS CALCULAMOS LA ALTURA
𝐻𝑖𝑝𝑜𝑡𝑒𝑛𝑢𝑠𝑎 = 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝐴𝑑𝑖𝑎𝑐𝑒𝑛𝑡𝑒 + 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝑂𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜
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%
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 = (4.40 ∗ 3.92 ∗ 0.82)𝑚
𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 14.1434 𝑚3
2.30
1.76
-30-
CALCULANDO EL VOLUMEN T. PIRAMIDE
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
REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA
𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 + 𝑉𝑇.𝑃.
𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 14.1434 𝑚3 + 9.1898 𝑚3
𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 23.3332 𝑚3
𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 23.3332 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 = 23.3332 𝑚3 ∗ 90% ∗ 2.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3
𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 52.0797 𝑇𝑀𝐻
𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 − 𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴%𝐻2𝑂
𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 52.0797 𝑇𝑀𝐻 − 52.0797 𝑇𝑀𝐻(2.5%)
𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 50.7777 𝑇𝑀𝑆
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
POR PITAGORAS CALCULAMOS LA ALTURA
𝐻𝑖𝑝𝑜𝑡𝑒𝑛𝑢𝑠𝑎 = 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝐴𝑑𝑖𝑎𝑐𝑒𝑛𝑡𝑒 + 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝑂𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜
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%
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 = (2.425 ∗ 2.425 ∗ 1.20)𝑚
𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 7.0568 𝑚3
CALCULANDO EL VOLUMEN T. PIRAMIDE
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
REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA
𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 + 𝑉𝑇.𝑃.
𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 7.0568 𝑚3 + 5.4973 𝑚3
𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 12.5541 𝑚3
DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA TOLVA
COMSIDERANDO UN 10% DE ESPACIOS LIBRES
𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝐻𝑈𝑀𝐸𝐷𝐴 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 ∗ (100% − 10%) ∗ 𝐺. 𝐸
𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 12.5541 𝑚3 ∗ 90% ∗ 2.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3
𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 28.0208 𝑇𝑀𝐻
𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 − 𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴%𝐻2𝑂
𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 28.0208 𝑇𝑀𝐻 − 28.0208 𝑇𝑀𝐻(2.5%)
𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 27.3203 𝑇𝑀𝑆
-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 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (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
CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS
𝑇2 = (1980000𝑓𝑡 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (𝐻𝑃)
𝐿 ∗ 𝐻
𝑇2 = (1980000 𝑓𝑡 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (7.5 𝐻𝑝)
98.424 𝑓𝑡 + 13.3200 𝑓𝑡
𝑻𝟐 = 𝟏𝟑𝟐𝟖𝟗𝟑. 𝟎𝟒𝟏𝟐 𝑳𝒃/𝑯𝒓
Convirtiendo a toneladas métricas –hora
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
CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS
𝑇3 = (1980000𝑓𝑡 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (7.5 𝐻𝑃)
𝐿 ∗ 𝐻
𝑇3 = (1980000 𝑓𝑡 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (7.5 𝐻𝑝)
98.424 𝑓𝑡 + 39.3696 𝑓𝑡
𝑻𝟑 = 𝟑𝟖𝟑𝟐. 𝟑𝟒𝟑𝟔 𝑳𝒃/𝑯𝒓
-34-
Convirtiendo a toneladas métricas –hora
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
CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS
𝑇4 = (1980000𝑓𝑡 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (7.5 𝐻𝑃)
𝐿 ∗ 𝐻
𝑇4 = (1980000 𝑓𝑡 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (7.5 𝐻𝑝)
98.424 𝑓𝑡 + 39.3696 𝑓𝑡
𝑻𝟒 = 𝟑𝟖𝟑𝟐. 𝟑𝟒𝟑𝟔 𝑳𝒃/𝑯𝒓
Convirtiendo a toneladas métricas –hora
𝑇4 = 3832.3436𝑳𝒃
𝑯𝒓(
𝟏 𝑻𝑪
𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃) (
𝟏 𝑻𝑴
𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪)
𝑻𝟒 = 𝟏. 𝟕𝟑𝟖𝟑 𝑻𝑴
𝑯𝒓
2.5 ANALISIS GRANULOMETRICO DE LOS PRODUCTOS
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.
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
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.
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%
DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE CHANCADORA
𝑇 = 0.6 ∗ 𝐿 ∗ 𝑆
𝑇 = 0.6 ∗ 10 ∗ 1.5
𝑻 = 𝟗. 𝟎 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):
-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%
DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE CHANCADORA
𝑇 = 0.6 ∗ 𝐿 ∗ 𝑆
𝑇 = 0.6 ∗ 16 ∗ 0.5
𝑻 = 𝟒. 𝟖 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 = 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
3.1 DESCRIPCION DEL PROCESO
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%
CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA
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
REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA
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
DETERMINANDO LA CAPACIDAD DE LA TOLVA
COMSIDERANDO UN 20% DE ESPACIOS LIBRES
𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝐻𝑈𝑀𝐸𝐷𝐴 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 ∗ (100% − 20%) ∗ 𝐺. 𝐸
𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 36.6064 𝑚3 ∗ 80% ∗ 2.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3
𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 72.6271 𝑇𝑀𝐻
𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 − 𝐶𝐻𝑈𝑀.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴%𝐻2𝑂
𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 72.6271 𝑇𝑀𝐻 − 72.6271 𝑇𝑀𝐻(2%)
𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 71.1746 𝑇𝑀𝑆
-43-
DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA TOLVA AL 90%
𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 ∗ 90%
𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 71.1746 𝑇𝑀𝑆 ∗ 0.9
𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 64.0571 𝑇𝑀𝑆
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 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (𝐻𝑃)
𝐿 ∗ 𝐻
𝑇1 = (1980000 𝑓𝑡 −
𝑙𝑏𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟
) (7.5 𝐻𝑝)
43.6346 𝑓𝑡 + 9.8096 𝑓𝑡
𝑻𝟏 = 𝟏𝟑𝟕𝟓𝟐𝟔. 𝟔𝟏𝟔𝟓 𝑳𝒃/𝑯𝒓
Convirtiendo a toneladas métricas –hora
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
CALCULANDO LA VELOCIDAD DE OPERACIÓN DE UN
MOLINOY 𝑽𝑶𝒑 y % SOLIDOS
%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
CALCULANDO LA VELOCIDAD DE OPERACIÓN DE UN
MOLINOY 𝑽𝑶𝒑 y % SOLIDOS
%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
4.1 DESCRIPCION DEL PROCESO
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
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
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
𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
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
CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA
𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸=
𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏
𝟒𝑸
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒 𝑸 =
𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬
𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐
CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE
-50-
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
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
El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA
𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸=
𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏
𝟒𝑸
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒 𝑸 =
𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬
𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐
CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.6576𝑚)2(3.6576𝑚)
𝟒
𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟑𝟖. 𝟒𝟑𝟎𝟕 𝒎𝟑
VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 38.4307 𝑚3 ∗ 90%
-51-
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 38.4307 𝑚3 ∗ 0.90
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 34.5876 𝑚3
REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =34.5876 𝑚3
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
El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸=
𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏
𝟒𝑸
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒 𝑸 =
𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬
𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐
CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.0480 𝑚)2(3.0480 𝑚)
𝟒
𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑
VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 90%
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 0.90
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20.0160 𝑚3
REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =20.0160 𝑚3
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
El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸=
𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏
𝟒𝑸
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒 𝑸 =
𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬
𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐
CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.0480 𝑚)2(3.0480 𝑚)
𝟒
𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑
VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 90%
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 0.90
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20.0160 𝑚3
REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =20.0160 𝑚3
10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟗𝟒𝟔𝟎 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
El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA
-53-
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸=
𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏
𝟒𝑸
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒 𝑸 =
𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬
𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐
CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.0480 𝑚)2(3.0480 𝑚)
𝟒
𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑
VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 90%
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 0.90
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20.0160 𝑚3
REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =20.0160 𝑚3
10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟗𝟒𝟔𝟎 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
El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA
𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸=
𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏
𝟒𝑸
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒 𝑸 =
𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬
𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐
CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE
-54-
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(2.8956 𝑚)2(3.2004 𝑚)
𝟒
𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟏. 𝟎𝟕𝟓𝟐 𝒎𝟑
VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 21.0752 𝑚3 ∗ 90%
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 21.0752 𝑚3 ∗ 0.90
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 18.9677 𝑚3
REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
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
El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA
𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸=
𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏
𝟒𝑸
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒 𝑸 =
𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬
𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐
CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(3.0480 𝑚)2(3.0480 𝑚)
𝟒
𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑
VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 90%
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.2399 𝑚3 ∗ 0.90
-55-
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20.0160 𝑚3
REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =20.0160 𝑚3
10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟗𝟒𝟔𝟎 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
El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3
𝐻𝑟
CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA
𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸=
𝛑𝑫𝟐𝑯𝟏
𝟒𝑸
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒 𝑸 =
𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬
𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐
CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π𝐷2𝐻1
𝟒
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =π(2.4384𝑚)2(2.4384𝑚)
𝟒
𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟏𝟏. 𝟑𝟖𝟔𝟗 𝒎𝟑
VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 11.3869 𝑚3 ∗ 90%
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 11.3869 𝑚3 ∗ 0.90
𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 10.2482 𝑚3
REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬
𝑸
𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =10.2482 𝑚3
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.
Los problemas más frecuentes que se dan en este proceso son los siguientes:
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.
Los problemas más frecuentes que se dan en este proceso son los siguientes:
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
1. Guzmán Salvador, G; Acosta Rodríguez, E. (2009). Proceso SART y su influencia en
el proceso CIC minera Yanacocha. Arequipa: PERUMIN revisado 13 frbrero del 2014
en www.convencionminera.com.
2. Ibrado A. & Fuerstenau D. (1995). Infrared and x-ray photoelectron spectroscopy
studies on the adsorption of gold cyanide on activated carbon: Miner. Eng.
3. Jia Y., Steele C., Hayward I. & Thomas K. (1998). Mechanism of adsorption of gold
and silver species on activated carbons.
4. Kuehl Robert O. (2001) Diseño de experimentos principios estadísticos de diseño y
análisis de investigación. México: Thomson Editores, S.A.
5. Le Roux J., Bryson A. & Young B. (1991). A comparison of several kinetic models
for the adsorption of gold cyanide onto activated carbon. J. of South Afr. Inst. Min.
Metall.
REVISTAS
6. EIA Sociedad de trabajadores mineros(2014) compumet
PAGINA DE WEB
7. http://www.slideshare.net/victor15091982/231225-cianuracionporagitacion
8. http://es.slideshare.net/ChrisberErikson/ing-metalrgica-unsaac-carbn-activado
9. http://www.metalurgia.uda.cl/apuntes/caceres/cursohidrometalurgia/Hidrometalurgi
a.pdf
10. http://es.slideshare.net/angiearenas2104/info-lixi-pya?qid=ae635938-97ac-4dd2-
a7c8-fda0ad565416&v=default&b=&from_search=4
11. http://es.slideshare.net/danlsonbenavidez/antapite
-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
DIMENCIONES MARCA MARCA RPM TIPO NUMERO TIPO
MOTOR MOTOR TRANSMISION FAJAS FAJAS
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
DIMENCIONES MARCA MARCA RPM TIPO NUMERO TIPO
MOTOR MOTOR TRANSMISION FAJAS FAJAS
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 # 3 10X10 X DELCROSA 1750 FAJAS 6 B75 Y B90 OPERATIVO NUEVO
Tanque # 4 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
JEFEDE PLANEAMIENTO, COSTOS Y
PRESUPUESTOS
JEFEDE PLANEAMIENTO, COSTOS Y
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
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