Informe de Practicas Planta de Beneficios Minera Sotrami s.A

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

“EVALUACIÓN DE LA PLANTA DE BENEFICIOS DE MINERALES – SOTRAMI S.A.”

EMPRESA: SOCIEDAD DE TRABAJADORES MINEROS (SOTRAMI S.A.) PRESENTADO POR: PORROA SIVANA, Edwin

CUSCO – PERU 2015

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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.

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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 preprofesionales. 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.

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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.

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INTRODUCCION El área donde se encuentra la planta se localiza a 10 km de distancia de la mina, en la confluencia de la quebrada Santa Rosa con la quebrada Acaville, distrito de Sancos, provincia de Lucanas, departamento de Ayacucho. Las operaciones se desarrollan entre las cotas de 1 270 y 1 280 msnm. El centro poblado más cercano es el propio caserío de Santa Filomena ubicado en los alrededores del centro minero. La Planta de Cianuración SOTRAMI S.A. opera desde el año 2007, cuenta con una capacidad total de beneficio de minerales de 100 TMS/día y son abastecidos de mineral con una ley de 24-26 Gr/TM. La recuperación total alcanzada es de 95% de oro, se realiza por lixiviación en pilas y lixiviación por agitación,

mediante

carbón

activado

posterior

la

desorción

y

su

electrodeposición y refinación. El mineral de las dos tolvas de 100 TM ingresa al circuito de chancado con un tamaño máximo de 7” y es reducido finalmente hasta 100% - ½”, contando para ello con un circuito de chancado, fajas, zarandas y tolva de finos que es acarreado a la tolva de finos de área de molienda En la última década el empleo de nuevos procesos como la adsorción de oro con carbón activado y su posterior elución han resultado ser alternativas más eficientes para la extracción del oro de soluciones de lixiviación.

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INDICE GENERAL CONTENIDO DEDICATORIA ........................................................................................................... 2 PRESENTACION ........................................................................................................ 3 AGRADECIMIENTO .................................................................................................. 4 INTRODUCCION ........................................................................................................ 5 INDICE GENERAL ..................................................................................................... 6 DEFINICION DE TERMINOS.................................................................................. 11 CAPITULO I .............................................................................................................. 13 DATOS GENERALES DE LA EMPRESA .............................................................. 13 1.1.

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

1.1.1.

PRACTICANTE ................................................................................... 13

1.1.2.

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

1.1.3.

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

1.1.4.

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

1.1.5.

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

1.1.6.

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

1.1.7.

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

1.1.8.

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

1.1.9.

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

-6-

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

-7-

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 -8-

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 -9-

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

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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.

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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.

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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 FECHA DE INICIO Y TERMINO

03 MESES 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

-15-

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 reubicación 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.

-16-

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.

CENTRO POBLADO DISTRITO PROVINCIA DEPARTAMENTO

SANTA FILOMENA SANCOS LUCANAS AYACUCHO

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

-18-

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-YaucaSanta Filomena.  Vía terrestre: Cusco – Abancay – Nazca – Yauca – Santa Filomena

VIAS DE ACCESO A SANTA FILOMENA

TRAMO

DISTANCIA

VIA

TIEMPO

680 Km.

Asfaltada

12 horas

Yauca – Jaqui

25 Km.

Afirmada

1 horas

Jaqui – Laytaruma

12 Km.

Afirmada

0.5 hora

13 Km.

Afirmada

1 horas

Lima – Yauca Cusco - AbancayNazca - Yauca

Laytaruma – Filomena

Total 730 km

-19-

total 14.5 hr

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. -20-

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. -22-

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.

-23-

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.

-24-

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

Ley grs/TM MES

Enero febrero Marzo Abril Mayo Junio

TMS

1,837.2 1,662.8 1,878.4 2,126.4 2,178.1 1,984.7

Cabeza Relave 21.56 29.13 25.60 23.42 28.28 26.84

Finos grs. Cabeza

0.84 0.81 1.04 0.88 1.04 0.73

Recuperado Relave

39,610 48,436 48,087 49,801 61,597 53,270

38,066 47,089 46,134 47,930 59,325 51,815

1,543 1,347 1,954 1,871 2,271 1,455

Rec. %

96.10 97.22 96.24 96.43 96.00 96.90

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.

-25-

Este material es aquel que proviene de los

RELAVE

minerales

ya

mediante

los

tratados

artesanalmente

quimbaletes

para

la

recuperación de oro y posterior proceso de recuperación mediante amalgamación.

Son los minerales obtenidos de la menas, generalmente tienen mayor pureza que los OXIDO

demás, se caracterizan por su mayor dureza con respecto a los demás minerales.

También procede de las menas, pero este mineral se caracteriza por su característica PANIZO

rugosa y su fragilidad.

Son los restos de óxidos y mineral que luego ZARANDA

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.

-26-

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

:

𝑃. 𝑒 =

𝑊𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙

200.1 𝑔𝑟 = 2.50 𝑔𝑟/𝑚𝑙 79.9 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

𝑃. 𝑒 = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3

80.6 𝑚3

2.3.2 DETERMINAMOS CAPACIDADES DE LAS TOLVAS

4.50 m

3.95 m 𝐻1 = 0.79 0 m

. 8 𝐻2 =?

m

2.24 m 0.16 cm 0 0.58 cm 8 . m 2 4.40 m

m

-27-

A) TOLVA DE GRUESOS N°01 DATOS:  P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3  %𝐻2 𝑂 = 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

2.24 𝐻2

1.76

1.3856 𝑚 = 𝐻2  P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3  %𝐻2 𝑂 = 2.5%  CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA

𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑷𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑 + 𝑽𝑻. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑙 ∗ 𝑎 ∗ ℎ2 +

𝑷𝒊𝒓𝒂𝒎

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. -28-

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 %𝐻2 𝑂

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  %𝐻2 𝑂 = 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

2.30

1.4807𝑚2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎

1.76

1.4807𝑚2 = 𝐻2  P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3  %𝐻2 𝑂 = 2.5%  CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA



ℎ2 (𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2 )

3


𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 𝑙 × 𝑎 × ℎ2 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = (4.40 ∗ 3.92 ∗ 0.82)𝑚 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 14.1434 𝑚3 -29-

 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


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



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  %𝐻2 𝑂 = 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

3.50

2.5238 𝑚 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2.5238 𝑚 = 𝐻2

-30-

2.425

 P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3  %𝐻2 𝑂 = 2.5%  CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA



ℎ2 (𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2 )

3


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


𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 + 𝑉𝑇.𝑃. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 7.0568 𝑚3 + 5.4973 𝑚3 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 12.5541 𝑚3  DETERMINAMOS

LA

CAPACIDAD

DE

LA

TOLVA



𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 28.0208 𝑇𝑀𝐻 − 28.0208 𝑇𝑀𝐻(2.5%) 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 27.3203 𝑇𝑀𝑆

-31-

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. 3.2808 𝑓𝑡 L = 44.6 m ( ) = 146,288 𝑓𝑡 1𝑚 H=0 Hp= 5

 CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS 𝑙𝑏 ) (𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻

(1980000𝑓𝑡 − 𝑇1 =

𝑙𝑏 ) (5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 146.288 𝑓𝑡 + 0

(1980000 𝑓𝑡 − 𝑇1 =

𝑇1 = 67674.7238 𝐿𝑏/𝐻𝑟  Convirtiendo a toneladas métricas –hora

𝑇1 = 67674.7238

𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟐 𝑳𝒃 𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪

𝑻𝟏 = 𝟑𝟎. 𝟔𝟗𝟕𝟏

-32-

𝑻𝑴 𝑯𝒓

B) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°02 DATOS:  e = 7 mm  A = 0.46 m. 3.2808 𝑓𝑡  L = 30 m ( ) = 98.424 𝑓𝑡 1𝑚 3.2808 𝑓𝑡 ) 1𝑚

 H = 4.06 m (  Hp = 7.5

= 13.3200 𝑓𝑡

 CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS 𝑙𝑏 ) (𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻

(1980000𝑓𝑡 − 𝑇2 =

𝑙𝑏 ) (7.5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 98.424 𝑓𝑡 + 13.3200 𝑓𝑡

(1980000 𝑓𝑡 − 𝑇2 =

𝑻𝟐 = 𝟏𝟑𝟐𝟖𝟗𝟑. 𝟎𝟒𝟏𝟐 𝑳𝒃/𝑯𝒓  Convirtiendo a toneladas métricas –hora

𝑇2 = 132893.0412

𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃 𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪

𝑻𝟐 = 𝟔𝟎. 𝟐𝟕𝟗𝟖

𝑻𝑴 𝑯𝒓

C) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°03 DATOS:  e = 7 mm  A = 0.46 m. 3,2808 𝑓𝑡  L = 30 m ( 1 𝑚 ) = 98.424 𝑓𝑡 3.2808 ) 1𝑚

 H = 12 m (  Hp = 7.5

= 39.3696 𝑓𝑡

 CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS 𝑙𝑏 ) (7.5 𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻

(1980000𝑓𝑡 − 𝑇3 =

𝑙𝑏 ) (7.5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 98.424 𝑓𝑡 + 39.3696 𝑓𝑡

(1980000 𝑓𝑡 − 𝑇3 =

𝑻𝟑 = 𝟑𝟖𝟑𝟐. 𝟑𝟒𝟑𝟔 𝑳𝒃/𝑯𝒓

-33-

 Convirtiendo a toneladas métricas –hora

𝑇3 = 3832.3436

𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃 𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪

𝑻𝟑 = 𝟏. 𝟕𝟑𝟖𝟑

𝑻𝑴 𝑯𝒓

D) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°04 DATOS:  e = 7 mm  A = 0.46 m. 3,2808 𝑓𝑡  L = 124 m ( 1 𝑚 ) = 124.6704 𝑓𝑡 3.2808

 H = 12 m ( ) = 39.3696 𝑓𝑡 1𝑚  Hp = 7.5  CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS 𝑙𝑏 ) (7.5 𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻

(1980000𝑓𝑡 − 𝑇4 =

𝑙𝑏 ) (7.5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 98.424 𝑓𝑡 + 39.3696 𝑓𝑡

(1980000 𝑓𝑡 − 𝑇4 =

𝑻𝟒 = 𝟑𝟖𝟑𝟐. 𝟑𝟒𝟑𝟔 𝑳𝒃/𝑯𝒓  Convirtiendo a toneladas métricas –hora 𝑇4 = 3832.3436

𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃 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 -34-

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

-

% acumulado pasante

Grafico % de acumulado pasante en funcion del # de malla 40

y = 0.0025x + 1.6101 R² = 0.9845

30 20

Series1

10

Lineal (Series1)

0 0

5000

10000

15000

Abertura de mallas en (um)

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 -35-

𝐹80 = 1.23448415 𝑝𝑢𝑙𝑔

conversión de um a pulg y cm

= 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

-

100.000

TAMIZ

MICRONES

1/2'

13200

0

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

-

-

Grafico % de acumulado pasante en funcion del # de malla

% acumulado pasante

80.000 y = 0.0144x + 3.8853 R² = 0.9395

70.000 60.000 50.000 40.000

Series1

30.000

Lineal (Series1)

20.000 10.000 0

1000

2000

3000

4000

5000

Abertura de mallas en (um)

Teniendo la pendiente y el intercepto de la ecuación de la recta se calcula la abertura de malla en (cm) al 80% pasante.

-36-

𝑦 = 𝑚𝑋 + 𝑏 𝑦 = 0.0144𝑋 + 3.8853 𝑋=

(𝑦−𝑏) 𝑚

𝑥 = 5285.74306 𝜇𝑚 𝑃80 = 0.2080997 𝑝𝑢𝑙𝑔

conversión de um a pulg y cm

= 0.52857431 𝑐𝑚 RATIO DE REDUCCION

𝑹𝑨𝑻𝑰𝑶 𝑫𝑬 𝑹𝑬𝑫𝑼𝑪𝑪𝑰𝑶𝑵 =

𝑅𝐴𝑇𝐼𝑂 𝐷𝐸 𝑅𝐸𝐷𝑈𝐶𝐶𝐼𝑂𝑁 =

Ratio de reducción =

𝑻𝑨𝑴𝑨Ñ𝑶 𝑫𝑬𝑳 𝑴𝑰𝑵𝑬𝑹𝑨𝑳 𝑨𝑳𝑰𝑴𝑬𝑵𝑻𝑨𝑫𝑶 𝑻𝑨𝑴𝑨Ñ𝑶 𝑫𝑬𝑳 𝑴𝑰𝑵𝑬𝑹𝑨𝑳 𝑷𝑹𝑶𝑫𝑼𝑪𝑻𝑶

𝐹80 3.135596 = 𝑃80 0.528574

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.

-37-

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

a L

(2)

Dónde: S 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: -38-

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  %𝐻2 𝑂 = 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): 𝑇𝐶

𝑇𝑅 = 21.6 𝐻𝑟 ∗ 0.80 ∗ 1.5 ∗ 0.80 = 20.736 𝑇𝐶 0.9072 𝑇𝑀

𝑇𝑅 = 21.6 𝐻𝑟 (

1 𝑇𝐶

) = 19.5955

𝑻𝑪 𝑯𝒓

𝑻𝑴 𝑯𝒓

B) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA CHANCADORA N°02 DATOS:  A = 8 Pulg.  L = 10 Pulg.  S = 2.0 Pulg  %𝐻2 𝑂 = 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):

-39-

𝑇𝐶 𝐻𝑟

𝑇𝑅 = 9.0

∗ 0.80 ∗ 1.5 ∗ 0.80 = 8.64

𝑇𝑅 = 8.64

𝑻𝑪 𝑯𝒓

𝑇𝐶 0.9072 𝑇𝑀 𝑻𝑴 ( ) = 7.8382 𝐻𝑟 1 𝑇𝐶 𝑯𝒓

C) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA CHANCADORA N°03 DATOS:  A = 10 Pulg.  L = 16 Pulg.  S = 1/2 Pulg  %𝐻2 𝑂 = 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 0.9072 𝑇𝑀

𝑇𝑅 = 8.64 𝐻𝑟 (

1 𝑇𝐶

-40-

) = 4.608

𝑻𝑴 𝑯𝒓

𝑻𝑪 𝑯𝒓

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 0.3048 𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷𝑖 = 6 𝑓𝑡 (

 %𝐻2 𝑂 = 2.5 %  𝐷 = 3.80 𝑚  𝐻1 = 2.47 𝑚  𝑑 = 0.7162 𝑚  𝐻2 = ? 𝑚

-41-

= 1.8288 𝑚

 P. e = 2.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3  %𝐻2 𝑂 = 2.5%  CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA

𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑪𝒊𝒍𝒊𝒏𝒅𝒓𝒐 + 𝑽𝑻. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 =

𝜋𝐷2 𝐻1 4

+

𝑪𝒐𝒏𝒐

𝜋𝐻2 (𝐷2 + 𝐷𝑑+𝑑2 ) 12

 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL CILINDRO

𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 = 𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 =

𝜋𝐷2 𝐻1 4

𝜋(3.80 𝑚)2 (2.47 𝑚) 4

𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 = 28.0126 𝑚3  CALCULANDO EL VOLUME DEL TRONCO DE CONO

𝑉𝑇. 𝑉𝑇.

=

𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑛𝑜


𝑉𝑇.

=

𝜋𝐻2 (𝐷2 + 𝐷𝑑+𝑑2 ) 12

𝜋(1.8361)(3.802 + (3.80)(0.7162)+0.71622 ) 12


= 8.5937 𝑚3

 REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA

𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑪𝒊𝒍𝒊𝒏𝒅𝒓𝒐 + 𝑽𝑻. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 =

𝜋𝐷2 𝐻1 4

+

𝑪𝒐𝒏𝒐

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



𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 72.6271 𝑇𝑀𝐻 − 72.6271 𝑇𝑀𝐻(2%) 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 71.1746 𝑇𝑀𝑆

-42-

 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 3.2808 𝑓𝑡 L = 13.30 m ( 1 𝑚 ) = 43.6346 𝑓𝑡 3.2808 𝑓𝑡 ) 1𝑚

 H = 4.06 m (  Hp = 7.5

= 9.8096 𝑓𝑡

 DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA FAJA 𝑙𝑏 ) (𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻

(1980000𝑓𝑡 − 𝑇1 =

𝑙𝑏 ) (7.5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 43.6346 𝑓𝑡 + 9.8096 𝑓𝑡

(1980000 𝑓𝑡 − 𝑇1 =

𝑻𝟏 = 𝟏𝟑𝟕𝟓𝟐𝟔. 𝟔𝟏𝟔𝟓 𝑳𝒃/𝑯𝒓  Convirtiendo a toneladas métricas –hora

𝑇1 = 𝟏𝟑𝟕𝟓𝟐𝟔. 𝟔𝟏𝟔𝟓

𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃 𝟏. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪

𝑻𝟏 = 𝟕𝟓. 𝟕𝟗𝟕𝟖

-43-

𝑻𝑴 𝑯𝒓

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 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐿 = 6 𝑓𝑡 (

= 1.8288 𝑚

 CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR

𝑽𝑪 =

𝟕𝟔. 𝟔

𝑽𝑪 =

√𝑫 76.6

𝑽𝑪 =

𝑽

√6 ft

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟏. 𝟐𝟕𝟏𝟖 𝑹𝑷𝑴

𝑪

=

𝟒𝟐. 𝟑 √𝑫 42.3

√1.8288 m

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟏. 𝟐𝟕𝟗𝟑 𝑹𝑷𝑴

 CALCULANDO LA VELOCIDAD DE OPERACIÓN DE UN MOLINOY 𝑽𝑶𝒑 y % SOLIDOS

(𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎 𝟏 𝑫𝑷 ∗ (𝟏 − 𝑷. 𝒆) (1.780 − 1) ∗ 100 %S = 1 DP ∗ (1 − 2.48) %𝑺 =

%S = 73.4285

B) CALCULAMOS LA VELOCIDAD Y %SOLIDOS MOLINO 5´*5´ DATOS:  𝐷 = 5 𝑓𝑡 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐿 = 5 𝑓𝑡 (

= 1.524 𝑚

-44-

 CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR DEL MOLINO

𝑽𝑪 = 𝑽𝑪 =

𝟕𝟔. 𝟔

𝑽𝑪 =

√𝑫 76.6 𝑽

√5 ft

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟐𝟓𝟔𝟔 𝑹𝑷𝑴

𝑪

=

𝟒𝟐. 𝟑 √𝑫 42.3

√1.524 m

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟐𝟔𝟒𝟖 𝑹𝑷𝑴


(𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎 𝟏 𝑫𝑷 ∗ (𝟏 − 𝑷. 𝒆) (1.620 − 1) ∗ 100 %S = %S 1 DP ∗ (1 − 2.48) %𝑺 =

%S = 64.1308

C) CALCULAMOS LA VELOCIDAD Y %SOLIDOS MOLINO 4´*5´ DATOS:  𝐷 = 4 𝑓𝑡 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐿 = 5 𝑓𝑡 (

= 1.524 𝑚

 CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR DEL MOLINO

𝑽𝑪 = 𝑽𝑪 =

𝟕𝟔. 𝟔

𝑽𝑪 =

√𝑫 76.6

√5 ft

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟐𝟓𝟔𝟔 𝑹𝑷𝑴

𝑽

𝑪

=

𝟒𝟐. 𝟑 √𝑫 42.3

√1.524 m

𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟐𝟔𝟒𝟖 𝑹𝑷𝑴


(𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎 𝟏 𝑫𝑷 ∗ (𝟏 − 𝑷. 𝒆) (1.630 − 1) ∗ 100 %S = %S 1 DP ∗ (1 − 2.48) %𝑺 =

%S = 62.7093

-45-

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 = 𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 =

𝜋𝐷2 𝐻1

4 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

-46-

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.

-47-

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: 0.3048𝑚 ) = 6.0960 𝑚 1𝑓𝑡 0.3048𝑚 21 𝑓𝑡 ( 1𝑓𝑡 ) = 6.4008 𝑚

 𝐷 = 20 𝑓𝑡 (  𝐻1 =

 𝑉𝑅𝐸𝐶𝐼𝑃𝐼𝐸𝑁𝑇𝐸 = 10 𝐿𝑡  𝑡𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜 = 3.5 𝑠𝑒𝑔𝑢𝑛𝑑𝑜𝑠  CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA

𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = = 𝑸 𝟒𝑸

π𝐷2 𝐻1 𝟒

𝑸=

𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐

 DETERMINAMOS EL CAUDAL TENIENDO: 𝑉𝑅𝐸𝐶𝐼𝑃𝐼𝐸𝑁𝑇𝐸 = 10 𝐿𝑡 𝑡𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜 = 3.5 𝑠𝑒𝑔𝑢𝑛𝑑𝑜𝑠

𝑄=

𝑉𝑅𝐸𝐶𝐼𝑃𝐼𝐸𝑁𝑇𝐸 𝑡𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜

=

𝑄 = 2.8571

-48-

10𝐿𝑡 3.5 𝑠𝑒𝑔

𝐿𝑡 𝑠𝑒𝑔

 CONVERTIENDO A METROS CUBICOS POR HORA

𝑄 = 2.8571

𝐿𝑡 1 𝑚3 3600 𝑠𝑒𝑔 ) ( )( 𝑠𝑒𝑔 1000 𝐿𝑡 1ℎ𝑜𝑟𝑎

𝑚3 𝑄 = 10.2856 𝐻𝑟 Ojo el caudal es igual para todos los tanques  CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE N° 01

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸

π𝐷2 𝐻1 = 𝟒

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 = 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 =

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸

168.1344 𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 = 𝟏𝟔. 𝟑𝟒𝟔𝟔 𝑯𝒓 B) TANQUE(N° 02) DE CIANURACION 20´x 21´ DATOS: 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷 = 20 𝑓𝑡 (

= 6.0960 𝑚

0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐻1 = 21 𝑓𝑡 (

= 6.4008 𝑚

 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856  CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA


π𝐷2 𝐻1 𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = = 𝑸 𝟒𝑸 𝑸=


 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE

-49-

𝑚3 𝐻𝑟

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =

π𝐷2 𝐻1 𝟒

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 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 =


168.1344 𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏𝟔. 𝟑𝟒𝟔𝟔 𝑯𝒓 C) TANQUE(N° 03) DE CIANURACION 12´x 12´ DATOS: 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷 = 12 𝑓𝑡 (

= 3.6576 𝑚

0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐻1 = 12 𝑓𝑡 (

= 3.6576 𝑚




π𝐷2 𝐻1 𝟒

𝑸=




π𝐷2 𝐻1 𝟒

π(3.6576𝑚)2 (3.6576𝑚) 𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟑𝟖. 𝟒𝟑𝟎𝟕 𝒎𝟑  VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 38.4307 𝑚3 ∗ 90%

-50-

𝑚3 𝐻𝑟

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 38.4307 𝑚3 ∗ 0.90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 34.5876 𝑚3  REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE



34.5876 𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟑. 𝟑𝟔𝟐𝟕 𝑯𝒓 D) TANQUE(N° 04) DE CIANURACION 10´x 10´ DATOS: 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷 = 10 𝑓𝑡 (

= 3.0480 𝑚

0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐻1 = 10 𝑓𝑡 (

= 3.0480 𝑚


𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = 𝑸 𝟒𝑸

π𝐷2 𝐻1 = 𝟒

𝑸=



𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸

π𝐷2 𝐻1 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝟒 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



20.0160 𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓 -51-

𝑚3 𝐻𝑟

E) TANQUE(N° 05) DE CIANURACION 10´x 10´ DATOS: 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷 = 10 𝑓𝑡 (

= 3.0480 𝑚

0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐻1 = 10 𝑓𝑡 (

= 3.0480 𝑚

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

𝑚3 𝐻𝑟

 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =


π𝐷2 𝐻1 𝟒

𝑸=



π𝐷2 𝐻1 𝟒 π(3.0480 𝑚)2 (3.0480 𝑚) = 𝟒 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =





20.0160 𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓 F) TANQUE(N° 06) DE CIANURACION 10´x 10´ DATOS: 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷 = 10 𝑓𝑡 (

= 3.0480 𝑚

0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐻1 = 10 𝑓𝑡 (

= 3.0480 𝑚


-52-

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =


π𝐷2 𝐻1 𝟒

𝑸=



π𝐷2 𝐻1 𝟒 π(3.0480 𝑚)2 (3.0480 𝑚) = 𝟒 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =





20.0160 𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓 G) TANQUE(N° 07) DE CIANURACION 9.5´x 10.5´ DATOS: 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷 = 9.5 𝑓𝑡 (

= 2.8956 𝑚

0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐻1 = 10.5 𝑓𝑡 (

= 3.2004 𝑚

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

 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA

𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸

π𝐷2 𝐻1 = 𝟒

𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = 𝑸 𝟒𝑸 𝑸=



-53-

𝑚3 𝐻𝑟

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =

π𝐷2 𝐻1 𝟒

π(2.8956 𝑚)2 (3.2004 𝑚) 𝟒

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 =

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



18.9677𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟖𝟒𝟒𝟏 𝑯𝒓 H) TANQUE(N° 08) DE CIANURACION 10´x 10´ DATOS: 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷 = 10 𝑓𝑡 (

= 3.0480 𝑚

0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐻1 = 10 𝑓𝑡 (

= 3.0480 𝑚




π𝐷2 𝐻1 𝟒

𝑸=




π𝐷2 𝐻1 𝟒

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

-54-

𝑚3 𝐻𝑟

𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20.0160 𝑚3  REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE



20.0160 𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓 I) TANQUE(N° 09) DE CIANURACION 8´x 8´ DATOS: 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐷 = 8 𝑓𝑡 (

= 2.4384 𝑚

0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡

 𝐻1 = 8 𝑓𝑡 (

= 2.4384 𝑚




π𝐷2 𝐻1 𝟒

𝑸=



𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸

π𝐷2 𝐻1 = 𝟒

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



10.2482 𝑚3 10.2856

𝑚3 𝐻𝑟

𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟎. 𝟗𝟗𝟔𝟒 𝑯𝒓 -55-

𝑚3 𝐻𝑟

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. 2.60

G.E (gr/cc)

Tanque Nº

A A A A A A A A

-1 -2 -3 -4 -5 -6 -7 -8

D. Pulpa: Kg/L

1.330

D = L/S

1.480

Dimensión Tanque

Ft3

20' x 21' 20' x 21' 12' x 12' 10' x 10' 10' x 10' 10' x 10' 9.5' x 10.5' 10' x 10'

A-9

Volumen Trabajo

Volumen

8' x 8'

Total

TPD

90%

M3

45

M3

6,597.36 6,597.36 1,357.17 785.40 785.40 785.40 744.26 785.40

186.82 186.82 38.43 22.24 22.24 22.24 21.08 22.24

168.13 168.13 34.59 20.02 20.02 20.02 18.97 20.02

46.63 45.00 9.59 5.55 5.55 5.55 5.26 5.55

402.12

11.39

10.25

2.84

18,839.88

533.49

480.14

131.53

TPD = toneladas por día Fecha Tanque

Leyes Volumen Densidad Solido Liquido Tanque TM/m3

%S

G.E.

Volumen Solución

TM

Finos Au gr.

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

-56-

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 -57-

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 -58-

 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:

Mn+ [Au (CN)2]n

nAu(CN)2- + Mn+

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.

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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

-60-

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

-61-

Diagrama de bloques del proceso de desorción

Carbón cargado de oro

NaCN NaOH Reactor de desorción

CH2OH H2 O

( Electrodeposición

Ataque químico

Fundición

Refinación

Au y Ag

Equipos en el área de desorción Determinación de volumen del reactor de desorción Volumen del reactor = volumen cilíndrica del reactor + volumen cónica del reactor

Calculo del volumen de la parte cilíndrica del reactor

Donde

𝑽 = 𝝅 ∗ 𝑹𝟐 ∗ 𝑯

H = altura =185cm R = radio del diámetro D -62-

𝟏. 𝟑𝟐𝒎 𝟐 𝑽=𝝅∗( ) ∗ 𝟏. 𝟖𝟓𝒎 = 𝟐. 𝟓𝟑𝟏𝟔𝟖𝒎𝟑 = 𝟐𝟓𝟑𝟏. 𝟔𝟖𝟑 𝒍𝒕 𝟐 Volumen de la parte cilíndrica del reactor = 2.53168m3 = 2531.68 lt

Calculo del volumen de la parte cónica del reactor

𝑽=

𝝅 ∗ 𝑯(𝑹𝟐 + 𝒓𝟐 + 𝑹𝒓) 𝟑

Dónde: H = altura =185cm R = radio del diámetro D r = radio del diámetro d 𝝅 𝟏. 𝟑𝟐𝒎 𝟐 𝟎. 𝟐𝟎𝒎 𝟐 𝟏. 𝟑𝟐𝒎 𝟎. 𝟐𝟎𝒎 𝑽 = ∗ 𝟎. 𝟒𝒎 ∗ [( ) + ( ) +( )∗( )] 𝟑 𝟐 𝟐 𝟐 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 + 2𝐻2 𝑂 + 4 𝑒 − − 𝑒 − + 𝐴𝑢(𝐶𝑁)− 2 − − − − − 𝐴𝑢 + 2𝐶𝑁

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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

Volumen del cubo rectangular = L*P* h 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

-64-

Calculo del volumen del tanque colector de solución pobre

𝑽 = 𝝅 ∗ 𝑹𝟐 ∗ 𝑯

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

-65-

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  Índice de Severidad  Índice de Accidentabilidad

: Menor o igual a 5.0 : Menor o igual a 150.0 : Menor o igual a 1.0

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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.

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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.

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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

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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 -70-

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

correspondiente el mes de junio 2015.

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de Seguridad EXTAMIN

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.

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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.

-73-

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-4dd2a7c8-fda0ad565416&v=default&b=&from_search=4 11. http://es.slideshare.net/danlsonbenavidez/antapite

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

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-76-

m3/Hr DP

Punto %Humedad 1 2 3 4 5 6-7 8 9 10 11 Total m3/Dia

3.234

5.821 139.71

0.16

1.03

1.367 32.80

Sol. Barren

1.62 0.97

Agua Fresca 0.174

Chulves

Reservorio de Agua

Adicion de Agua - Solucion Barren

TMS/Hr %S

Leyenda:

100 1.45 1.8 4.166667 24

Tolva de Finos

Reservorio de Sol. Barren

TMS cc. D6 1 cc. D6 2 TMS/Hr t

Agua 1

1.989 1.900

Molino 6x6 Primario

M 6x6

4.17 0.174 96.00 2.6

6.04 75.23

3

Sol. Barren 2

2.25 57.01

10.21 72.97

3.781 1.850

7 1.696 1.560

Sol. Barren

Sol. Barren

3.958 1.560

Molino 4x5 de remolienda

Molino 5x5 de Remolienda

5.25 57.01

6

Hidroiclon D-6 1

4

8

2.25 49.29

5.25 50.04

4.17 56.36

BALANCE DE MASA PLANTA SOTRAMI SANTA FILOMENA II - 100 TMSD

2.315 1.450

5.242 1.460

Sol. Barren

9

Sol. Barren

1.989 1.365

5

11.67 11.823 Relavera 1.455 49.67

Agua

TMS/Hr 7.5

TK-1

Agitador1

Hidroiclon D-6 2

7.20 1.300

Bateria de Agitadores

4.17 36.65

TK-2

10

11

Relavera

TK-9

4.17 35.70

7.50 1.290

ANEXO 2: BALANCE DE MASA PLANTA SOTRAMI SANTA FILOMENA II 100 TMSD

ANEXO 3: DIAGRAMA DE FLUJO DEL PROCESO DE OBTENCIÓN DE ORO EN LA PLANTA MINERA DE SOTRAMI S.A Recepción de mineral (materia prima)

Trituración

NaCN +

Molienda

NaOH + H2O

Cianuración

Carbón en pulpa

Desorción del carbón

Solución concentrada

Alcohol + NaCN + NaOH

Electrodeposición

Refinación y fundición

Producto (Barra de oro)

-77-

ANEXO 3: CUADRO DE MATERIALES Y EQUIPOS

CUADRO CARGA PLANTA

CIRCUITO CHANCADO EQUIPO Chancadora Primaria Chancadora secundaria Chancadora CONICA Faja # 1 Faja # 2 Faja # 3 Zaranda TOTAL

DIMENCIONES MARCA 8X10 8X10 1.8-2 ft 12m X 16" 8.5m X 16" 12m X 16" 3X5

X X X X X X XX

MARCA RPM TIPO NUMERO TIPO MOTOR MOTOR TRANSMISION FAJAS FAJAS ESTADO VIDA DELCROSA 1800 POLEAS 3 B-130 OPERATIVO ULTIMA VIDA DELCROSA 1800 POLEAS 3 B-130 OPERATIVO ULTIMA VIDA SIEMENS 1750 FAJAS X X INOPERATIVO CROMPTON 1710 FAJAS Y CATALINA 2 B-39 OPERATIVO ULTIMA VIDA CROMPTON 1710 FAJAS Y CATALINA 2 B-40 OPERATIVO ULTIMA VIDA CROMPTON 1710 FAJAS Y CATALINA 2 B-39 OPERATIVO ULTIMA VIDA CROMPTON 1710 FAJAS 2 B-55 OPERATIVO ULTIMA VIDA

CIRCUITO MOLIENDA EQUIPO Molienda PRIMARIA Molienda SECUNADARIA-1 Molienda SECUNADARIA-2 Bomba de lodos 1 Bomba de lodos 2 Faja N° 4 calsificador helicoidal Repulpeador 4X4 Repulpeador reactivos total

DIMENCIONES MARCA 5X5 4X5 3X4 2 1/4X2 2 1/4X2 6.8m X 16" 13X3 4X4 3m x 1.5 m

MARCA RPM TIPO NUMERO TIPO MOTOR MOTOR TRANSMISION FAJAS FAJAS ESTADO VIDA FUNCAL DELCROSA 1180 POLEAS 5 5V-2500 OPERATIVO NUEVO X DELCROSA 1175 POLEAS 6 C-200 OPERATIVO SEMI-NUEVO X SIEMENS 1174 POLEAS 4 B-185 INOPERATIVO ICBA DELCROSA 1750 POLEAS 2 A-40 OPERATIVO NUEVO ICBA DELCROSA 1760 POLEAS 2 B-40 OPERATIVO NUEVO X DELCROSA 1740 POLEAS Y CATALINA 1 A-38 OPERATIVO ULTIMA VIDA X DELCROSA 1175 ENGRANAJES X X OPERATIVO ULTIMA VIDA X SIEMENS 1750 POLEAS 2 A-75 OPERATIVO NUEVO X DELCROSA 1750 POLELAS 2 B-75 OPERATIVO ULTIMA VIDA

CIRCUITO TANQUES DE AGITACION EQUIPO Tanque # 1 Tanque # 2 Tanque # 3 Tanque # 4 Tanque # 5 Tanque # 6 Tanque # 7 TOTAL

DIMENCIONES MARCA 12X12 10X10 10X10 10X10 9.5X10.5 10X10 8X8

MARCA RPM TIPO NUMERO TIPO MOTOR MOTOR TRANSMISION FAJAS FAJAS FAMOSE DELCROSA 1750 CORONA DENTADA X X X DELCROSA 1750 FAJAS 6 B75 Y B90 X DELCROSA 1750 FAJAS 6 B75 Y B90 X DELCROSA 1750 FAJAS 6 B75 Y B90 X PROOL 1760 FAJAS 6 B61 Y B100 X WED 1760 FAJAS 6 B75 Y B90 X X 1760 FAJAS 6 B61 Y B100

-78-

ESTADO OPERATIVO OPERATIVO OPERATIVO OPERATIVO OPERATIVO OPERATIVO OPERATIVO

VIDA NUEVO NUEVO NUEVO NUEVO NUEVO NUEVO NUEVO

ANEXO 3: CUADRO DE MATERIALES Y EQUIPOS ANEXO 4: ORGANIGRAMA DE SOTRAMI S.A

JEFEDE SEGURIDAD

INGENIERO DE SEGURIDAD

TOPOGRAFIAY GEOLOGIA

JEFES DE GUARDIA

JEFEDE MINA

PREVENCIONISTAEN SEGURIDAD

AYUDANTES TOPOGRAFOS

SUPERINTENCIAMINA

JEFEDE MANTENIMIENTO

SECRETARIOMINA

SUPERVISOR DE MAQUINARIA Y EQUIPOS

ASISTENTEDE MANTENIMIENTO

JEFEDE LOGISTICA

ASISTENTEDE LOGISTICA

JEFEDE PLANEAMIENTO, COSTOS Y PRESUPUESTOS


JEFEDE MEDIOAMBIENTE

GERENTE GENERAL


SECRETARIAGERENCIA GENERAL

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

ASISTENTASOCAL

GERENTEDE SEGURIDAD

ADMINISTRADOR GENERAL

ASISTENTEDE RECURSOS HUMANOS

CAJA

JEFEDE CONTABILIDAD Y COSTOS

ASISTENTEDE CONTABILIDAD Y COSTOS

COMERCIALIZACION

JEFEDE DESORCION

ASISTENTEDE PAD

JEFEDE PAD

ASISTENTEDE PLANTA

JEFEDE PLANTA

ASISTENTEDE LABORATORO

JEFEDE LABORATORIO

ASISTENTEDE COMERCIALIZACION Y ACPIO

JEFEDE COMERCIALIZACION Y ACOPIO

SUPERINTENDENCIA PLANTA

ASISTENTEDE DESORCION

-79-

Informe de Practicas Planta de Beneficios Minera Sotrami s.A

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