UNIVERSIDAD NACIONAL DESAN 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 -1- 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. -2- 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. -3- al Jefe de Planta Ing.”. Rodolfo Panez Rojas. Procesamiento de minerales.” por ese apoyo incondicional e instructivo fuera y dentro de nuestra área de trabajo. y al Administrador General Edgar Hugo Tovar Almendrades. 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. Departamento de Metalurgia. -4- . Un agradecimiento especial al Superintendente de Mina Ing. Laboratorio y Seguridad.AGRADECIMIENTO Al Gerente General Ing. a todos los Directores de la Empresa Minera “SOTRAMI S. Luis Carlos Rojas Camargo. 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. al Gerente de Seguridad y Salud Ocupacional Ing. Nelvin Díaz Chavarría. por darme la oportunidad de realizar mis prácticas Pre profesionales y de aplicar mis conocimientos adquiridos en la universidad en las distintas áreas.A.A. Eugenio Huayhua Vera. INTRODUCCION El área donde se encuentra la planta se localiza a 10 km de distancia de la mina. 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. 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. -5- . mediante carbón activado posterior la desorción y su electrodeposición y refinación. departamento de Ayacucho. La recuperación total alcanzada es de 95% de oro. 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. contando para ello con un circuito de chancado. La Planta de Cianuración SOTRAMI S. en la confluencia de la quebrada Santa Rosa con la quebrada Acaville.A.½”. distrito de Sancos. fajas. opera desde el año 2007. provincia de Lucanas. 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% . se realiza por lixiviación en pilas y lixiviación por agitación. .........................................1... 13 1................................ 5 INDICE GENERAL ..7................................................................................................................................. 13 1.............. 2 PRESENTACION .................9...................4........1...................1...............................................................3....................... DATOS INFORMATIVOS ....1................. 4 INTRODUCCION ...................1.....INDICE GENERAL CONTENIDO DEDICATORIA ..1.................... ......................................5.............................1... PRACTICANTE ................ GERENTE DE SSO............ GERENTE DE OPERACIONES .............. 13 1......................................... 13 1....2..........................................................................................................................1.......................................................................................1.........................6.... 6 DEFINICION DE TERMINOS............. 11 CAPITULO I . 13 DATOS GENERALES DE LA EMPRESA ........ 3 AGRADECIMIENTO ............... NOMBRE DE LA EMPRESA ............................................................................. 13 1........ FUNCIONES EN EL AREA.................. JEFE DE PLANTA ................... DURACIÓN DE PRÁCTICAS .....................1................... 14 -6- ..........................................................................................................1........................................................................ LUGAR DE PRÁCTICAS ............................................ 14 1.... 13 1........8...... 13 1................................................................................................... 13 1..................... 13 1......................................... GERENTE DE LA EMPRESA .............................................. ................................11........................ CLIMA .. TOPOGRAFIA ............... 22 1............................................................. GEOLOGIA ECONOMICA ........ OBJETIVO DE LA PRÁCTICA ................................................. 19 1.. .................8................................................................................ 14 1............... 25 2......................................7........................................................3 DEPOSITOS CUATERNARIOS ....5.......................................... 22 1....... 23 1.............. 20 1.......................3....................................................................... PROCESO Y OPERACIONES PRINCIPALES ........ 25 CIRCUITO CHANCADO............................................................................12............4................. 24 1.............1 ROCAS INTRUSIVAS ..........1........................................... ORGANIZACIÓN/ORGANIGRAMA ... 20 1........... UBICACION GEOGRAFICA ........9.......11.................... MINERALOGIA ................................ CONTROLES MINERALOGICOS ...........................10.11. 24 CAPITULO II ......... 23 1..2................2 ROCAS METAMORFICAS ....... ACCESIBILIDAD ............................................. RESEÑA HISTORICA SOTRAMI S............................. 17 1............................ PRODUCTO QUE ELABORA Y MERCADO QUE ABASTECE ........................ 25 -7- .... 16 1....6................................................................................2 TRANSPORTE Y RECEPCION DEL MINERAL ......................13..........A................14................ LITOLOGIA ......15......................... 22 1..1 DESCRIPCION DEL PROCESO ................................................................................ 21 1................ 20 1..... GEOLOGIA REGIONAL .11................................................................................ 25 2.......................... 21 1............... 22 1................................................................... ......4....... 41 CIRCUITO MOLIENDA – CLASIFICACION......................................................................................... 46 CAPITULO IV ......................................................................... 46 3............................6 CAPACIDAD DE LAS CHANCADORAS .................5 ANALISIS GRANULOMETRICO DE LOS PRODUCTOS ............ 43 3...3..................1 DESCRIPCION DEL PROCESO ................2.............. 41 3.......1 DETERMINACION DE LA CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS ...........5........1 DETERMINACION DEL VOLUMEN DEL TANQUE DE PREPARACION DE REACTIVOS................4 AREA DE MOLIENDA ........................................ 41 3........................................... 37 CAPITULO III .......3 CAPACIDAD DE LA FAJA TRANSPORTADORA ........... 44 3....................4 CAPACIDAD DE LAS FAJAS TRANSPORTADORAS .................................. 47 -8- .................................... 27 2..............................1 DETERMINACION DEL PESO ESPECIFICO O GRAVEDAD ESPECÍFICA ................ 32 2...................3.................................3 CAPACIDAD DE LA TOLVA .................. 26 2....................................... 41 3.............2................... 47 CIANURACION POR AGITACION ...................................... 44 3.................2 DETERMINAMOS CAPACIDADES DE LAS TOLVAS ................................................................................. 41 3.....................................................................................................................................................................................................1 DETERMINACION DE LA CAPACIDAD DE LA FAJA.......2 CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS ...........................................................5 PREPARACION DE CIANURO ......................3. 27 2................. 34 2..................................... 43 3.............................................................................1 DETERMINACION DE LA VELOCIDAD CRITICA Y % DE SOLIDOS ........................... .............................................................................1......................................................3 METAS.......... 63 CAPITULO VI ............................................................. 56 CAPITULO V ... 48 4....................... 60 5............. 66 SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL .......................... 61 5............. 47 4.... 47 4................................................ ...................1 DESORCION DEL ORO DEL CARBON ACTIVADO........3. 57 5...................2 ADSORCION DEL ORO SOBRE EL CARBON ACTIVADO ....3 METODOS DE DESORCION ....................................................... 61 5................................................................................... 66 6...........1 DETERMINACION DEL TIEMPO DE RESIDENCIA DE LOS TANQUES ................................................................................5 BALANCE TOTAL DE LOS TANQUES DE CIANURACION ......................1 DESCRIPCION DEL PROCESO ..3 Desorción con soluciones Alcohólicas Alcalinas........... ................................................. 57 5.............. 66 6............................................................. 48 4.1... 57 5....................................................................................................... ......... 57 DESORCION DEL ORO ....2 DESCRIPCION DE PROCESO...........4..............................................................4 TIEMPO DE RESIDENCIA ..2 Desorción con soda caustica caliente a alta presión....................................................................3.................. 66 -9- ..1 OBJETIVO GENERALES. 66 6...3.................................... 47 4. ............................................................. ................3 CARBON ACTIVADO............... 60 5...................................1 Desorción con Soda Caustica caliente a presión atmosférica....1 OBJETIVO .................................................................... 66 6..4...................4 CELDAS ELECTROLITICAS ...........2 OBJETIVO ESPECIFICO ...............................................1................................................... .......... 71 CONCLUCIONES .....7 DESCRIPCION DEL LUGAR DE TRABAJO Y PROCESO OPERATIVO ..... 67 6... 68 6.......................................................6 GESTION AMBIENTAL ...................................................7...........................5 CULTURA DE SEGURIDAD ............................1 INDICADORES REACTIVOS ....................2............................................................................................................................ 74 ANEXO .............................................................. 67 6...........................4 COMPROMISO DE LA EMPRESA .....3 NECESIDADES DE UN SISTEMA DE GESTION ....................................................................................................6...................................... 68 6........................................ 67 6.................................... 73 BIBLIOGRAFICA .......................................................................2 INDICADORES DE SEGURIDAD .... 68 6........ 67 6....1 INDICADORES PROACTIVOS ................................................ 72 RECOMENCIACIONES ..............................2 ELABORACION DE INFORME MENSUAL ......................................................................................................................2....................................................................7.. 68 6.. 75 -10- .1 DETALLES DE LOS TRABAJOS REALIZADOS ........................... 67 6............... .. Beneficio de Minerales. Estibina. En su forma más simple. Mispickel. Relave.. Tecnología de Minerales. y otros que son perjudiciales. etc. Preparación Mecánica de Minerales. La ganga también puede estar constituida por ciertos minerales metálicos sin valor como la Pirita. etc. -11- .Es la parte sin valor que sale del tratamiento. etc. ya sea que este producto tenga o no valor comercial.En minería mineral.Está constituida casi siempre por especies minerales terrosas ò pétreas. Nosotros adoptaremos la denominación de “Tratamiento Mecánico de Minerales”. Mineral. Concentrado. se presenta como un diagrama de bloques en el cual se agrupan todas las operaciones de un solo carácter. Ganga. Ingeniería de Minerales. es el producto de la explotación de una mina.Muestra satisfactoriamente la secuencia de las operaciones en la planta.Está constituida por especies mineralógicas valiosas y cuyo aprovechamiento constituye el motivo fundamental de la explotación minera.Es el mineral bruto que se alimenta a la planta de tratamiento o beneficio. Mena. como la Arsenopirita. principalmente cuarzo. Cabeza. Oropimente. El mineral está constituido por la mena (parte valiosa) y la ganga (parte estéril o inservible). está constituido fundamentalmente por ganga y lleva consigo algo de mena. Rejalgar.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. Diagrama de Flujo (Flowsheet)..Es el material valioso que se obtiene por el procedimiento de concentración empleado y que contiene la mayor parte de la especie mineralógica valiosa.... 26 grs/TM y Relave final con 0. Esto lo podemos experimentar.Es la relación entre la alimentación y el producto de una máquina de trituración Pulpa. tomando un trozo de mineral y chancándolo con un martillo hasta reducirlo a una arena fina.01 grs/TM de Oro....82 .Mixtos o Intermedios. Ley. Grado de Reducción. -12- .. 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. Liberar.La Ley indica el grado de pureza que tiene el producto o el mineral....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.1.Mezcla de mineral molino más agua.Se llama así. Ejemplo: Mineral de cabeza con 24 . de tal manera que cada parte valiosa o sulfuro se encuentre separado o libre de otro elemento. Mineral Pobre. Mineral Rico.Quiere decir reducir las partículas a tamaños bien pequeños.Es aquél que contiene pequeñas cantidades de la parte valiosa y gran cantidad de material estéril. 1. LUGAR DE PRÁCTICAS DEPARTAMENTO AYACUCHO MINA SANTA FILOMENA AREA SSO .7.1. EUGENIO HUAYHUA VERA 1. GERENTE DE LA EMPRESA GERENTE GENERAL ING.5. 1.PLANTA DE BENIFICIOS SOTRAMI S. JEFE DE PLANTA JEFE DE PLNTA ING.1.1. GERENTE DE OPERACIONES SUPERINTENDENTE DE MINA ING.1. NELBIN DIAZ CHAVARIA 1.2.3. GERENTE DE SSO.1.1.4.A. DATOS INFORMATIVOS 1.CAPITULO I DATOS GENERALES DE LA EMPRESA 1.1. PRACTICANTE NOMBRE EDWIN PORROA SIVANA CODIGO 092638 1.6. RODOLFO PANEZ ROJAS -13- .1. GERENTE DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL ING. NOMBRE DE LA EMPRESA EMPRESA SOCIEDAD DE TRABAJADORES MINEROS 1. LUIS CARLOS ROJAS CAMARGO 1. Supervisión y Evaluación en operaciones y/o procesos de “CIANURACION A PARTIR DE MINERALES OXIDADOS” en las siguientes áreas: MINA. ADSORSION. OBJETIVO DE LA PRÁCTICA 1.8. DURACIÓN DE PRÁCTICAS TIEMPO FECHA DE INICIO Y TERMINO 03 MESES 29/03/2015 – 29/06/2015 1. 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.2. 1. que influye en el proceso en sus diferentes áreas.A.A.A.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. FUNCIONES EN EL AREA Capacitación.2.” determinación los factores más importantes. DESORCION Y ELECTRODEPOSICION.2. – 2015 1.1. PLANTA Y PAD DE LIXIVIACION.1. LIXIVIACION. Así mismo evaluación de planta en: CHANCADO.2.9. -14- .1. 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. realizando en la planta de benéficos SOTRAMI S. Inspección. 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- . consolidación. ha generado. Con la cual han logrado grandes beneficios como son la titulación de la Concesión Minera. de defensa de la zona de trabajo y del nuevo pueblo por la informalidad de la minería artesanal. RESEÑA HISTORICA SOTRAMI S. en el centro poblado de Santa Filomena. ni alimentos frescos para consumir. En el desarrollo de esta experiencia SOTRAMI S.1. liderazgos y capacidades que promueven la idea de continuar con el desarrollo de la localidad. -16- . provincia de Lucanas Distrito de Sancos.A. ordenando y diferenciando los espacios de vivienda de los de trabajo minero. La población con el fin de lograr sus derechos de trabajo se organizó a partir de 1987.A.A. sin agua. Por ello. el Certificado de Operación Minera para el uso de explosivos. En los 80 algunos hombres comenzaron a trabajar la actividad minera como fuente de autoempleo de forma empírica en condiciones penosas. así se lleva a cabo periodo de asentamiento. Así en el año 2007 SOTRAMI promueve la reubicación de su localidad para mejorar sus condiciones ambientales y calidad de vida.3. Esta empresa es el principal promotor del proceso de formalización de la minería artesanal y la erradicación y prevención del trabajo infantil en Perú. establecidos y trabajando en el área de la concesión minera Santa Filomena. además la población asentó sus viviendas sobre el mismo yacimiento aurífero. La concesión minera de “Santa Filomena” se encuentra ubicada en el Departamento de Ayacucho. Durante la década de los 90 los mineros comienzan a establecerse con sus familias. la Certificación Ambiental para sus operaciones de Mina y Planta de beneficio de Mineral. constituyéndose en 1991 como SOTRAMI S.A. el mejoramiento del transporte del mineral. de manera improvisada. SOTRAMI S. Constituye el medio de formalización y desarrollo de la minería artesanal en la localidad.A. SOTRAMI S. fue creada en 1991. distrito de Sancos.A.n. El área donde se encuentra la planta se localiza a 10 km de distancia de la mina.Se puede considerar como un asentamiento minero de mayor población. le permitirá solicitar nuevas concesiones mineras en cualquier punto del Perú. El área de la Unidad Minera Santa Filomena y que pertenece a la Sociedad de Trabajadores Mineros S. emplazado en una semi – planicie desértica. La altitud promedio del depósito minero de Santa Filomena es de 2. o con esporádicos cactus. departamento de Ayacucho a NW de -17- . 1. que fue explotada por la Compañía “San Luis Gold Mines Compañía”. en la confluencia de la quebrada Santa Rosa con la quebrada Acaville. tiene otorgada a su favor la CONCESIÓN MINERA “SANTA FILOMENA” con 1000 hectáreas. y su calificación como pequeño productor minero. provincia de Lucanas.4. muy próximo al límite entre Ayacucho y Arequipa a una altitud entre los 2200 a 2400 msnm. provincia de Lucanas. 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.m.485.s.A. 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. Es parte del grupo de minas auríferas “Santa Rosa”.50 m. Ubicada en distrito de Sancos. dentro de su categoría “artesanal” localizado en una antigua mina de oro. La EMPRESA SOTRAMI S. Las operaciones se desarrollan entre las cotas de 1 270 y 1 280 msnm. provincia de Lucanas. departamento de Ayacucho a NW de Arequipa. departamento de Ayacucho. Ubicada en distrito de Sancos. con superficie mayormente rocosa y carente de precipitaciones fluviales y por lo tanto sin mayor vegetación. El área donde se encuentra la planta se localiza a 10 km de distancia de la mina. muy próximo al límite entre Ayacucho y Arequipa a una altitud entre los 2200 a 2400 msnm. en la confluencia de la quebrada Santa Rosa con la quebrada Acaville. CENTRO POBLADO DISTRITO PROVINCIA DEPARTAMENTO SANTA FILOMENA SANCOS LUCANAS AYACUCHO Fig.Arequipa. provincia de Lucanas. -18- . Nº 01 Mapa de ubicación de la Unidad Santa Filomena. departamento de Ayacucho. distrito de Sancos. Las operaciones se desarrollan entre las cotas de 1 270 y 1 280 msnm. Asfaltada 12 horas Yauca – Jaqui 25 Km.5. inicialmente por el lado izquierdo. hasta confluir con la quebrada Santa Rosa ubicada en el lado derecho. Nazca-Yauca-Santa Filomena. De este poblado asentado en la margen izquierda del río Yauca. ACCESIBILIDAD El acceso desde Lima a la zona donde está ubicada la planta es por vía terrestre hacia el sur.Marcona-YaucaSanta Filomena.5 hora 13 Km. Vía terrestre: Cusco – Abancay – Nazca – Yauca – Santa Filomena VIAS DE ACCESO A SANTA FILOMENA TRAMO DISTANCIA VIA TIEMPO 680 Km.Yauca Laytaruma – Filomena Total 730 km -19- total 14.AbancayNazca . En la Figura 01 se pueden observar las principales vías de acceso.5 hr . Afirmada 1 horas Jaqui – Laytaruma 12 Km.1. Afirmada 1 horas Lima – Yauca Cusco . a través de la carretera Panamericana.Yauca (Arequipa) . Vía terrestre: Lima . a través de una carretera afirmada llegando hasta el poblado de Jaqui. hasta el poblado de Yauca ubicado en el km 575. se continúa aproximadamente 10 km por un camino que sigue el cauce de la quebrada Acaville.Santa Filomena. donde se proyecta instalar la planta. En este punto se interna hacia el Este y se sigue 25 km por el valle del río Yauca. Vía Aérea: Lima-Nazca (Avioneta). Afirmada 0. Vía Marítima: Lima-Marcona (puerto San Nicolás). intersectadas por quebradas de fuerte pendiente. característicos de cauces jóvenes y en su mayoría sin caudales de agua. la precipitación anual es de 2.1. Departamento de Geología. presenta muy pocas laderas aprovechables. Planta de beneficio.6. Contabilidad. 1. El área de instalación de la Planta se localiza en la confluencia de las quebradas Santa Rosa y Acaville. 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). donde tenemos la presencia de conos de deyección con una morfología levemente inclinada. Directorio. Administración. CLIMA La clasificación climática de la región es pre árido a Semi cálido. Departamento de Seguridad. Gerencia General. que están siendo afectadas principalmente por la erosión natural. Gerencia de Operaciones. 1. Es importante mencionar que en la región ocurren sequías prolongadas y que esporádicamente se presentan lluvias inesperadas que sólo duran algunas horas. -20- .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. entre otros.8. en la zona de Jerusalén. ANEXO 4. con temperaturas medias anuales que tienen un máximo de 24 a 27º C y un mínimo de 16 a 17º C. ORGANIZACIÓN/ORGANIGRAMA Actualmente se cuenta con 9 ingenieros que desempeñan diferentes áreas y que está organizada de la siguiente manera. Debido a que la topografía de la zona es muy agreste. Almacén General. Departamento de Mina. La precipitación pluvial es nula de abril a diciembre y esporádica durante los meses de enero a marzo.1 mm. Hace dos décadas existían yacimientos que trabajaron en gran escala. 1. los de oro son los que mayores beneficios han brindado a la zona del proyecto. A. están constituidas por rocas intrusivas de Tonalitas. oro. La actividad minera está restringida a depósitos de cobre y de oro. tales como las minas de Calpa.10. 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. Se le observa en el campo constituyendo la masa montañosa. ORO Dentro de los depósitos de valor económico. que originan rocas impermeables o de muy poca permeabilidad. plomo y fierro y a los yacimientos no metálicos. donde se alojan las estructuras mineralizadas auríferas de la región. El Convento. los cuales tienen poco o ningún valor económico. -21- . Las rocas ígneas. Debido a las características áridas de la región (escasas precipitaciones pluviales). Dioritas y Granodioritas.9. GEOLOGIA REGIONAL En el área de la operación minera afloran rocas ígneas y sedimentos inconsolidados. y a que las fracturas están rellenas de mineral y arcilla se considera que no se producen filtraciones profundas. de granos gruesos consolidados. las que tuvieron un gran auge. 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. La Capitana.1. que constituyen el basamento de la región. no observándose en el campo evidencias de aforos de napas freáticas en las partes bajas de los cerros. San Juan y Santa Rosa. GEOLOGIA ECONOMICA Los depósitos metálicos son muy restringidos y se hace especial mención a depósitos de cobre. LITOLOGIA 1. 1. D.1 ROCAS INTRUSIVAS A. B. Estas se hallan plegadas y fracturadas por eventos de metamorfismo dinámico o ígneo. Cloritizados y metavolcanicos expuestos a N.1.11. DIORITAS Y MICRODIORITAS. caolinización. Rocas favorables para la mineralización. también muestra alteraciones como clorititizacion sericitizacion. también tenemos microgranito. también interdigitados en diorita o microdiorita. Se le asigna una edad pre-cambriana. se extienden cubriendo gran parte del área.3 DEPOSITOS CUATERNARIOS Están constituidos por suelos residuales. GRANODIORITA Se presenta en pequeños stock. tales como en la quebrada porvenir. -22- .11. TONALITA Y MICROTONALITA De coloración clara y verdusca cuando muestra alteración.2 ROCAS METAMORFICAS Están constituidos por pizarras oscuras y filitos grisáceos intercalados con capas de esquistos.11. etc.E del balotilo. coluviales. 1. etc. de coloración verdusca con cristales visibles de plagioclasas granando pórfidos dioriticos cuando presentan fenocristales. C. GRANITO De coloración clara más rosácea por la presencia de ortosa. también gradan a un pórfido tonalitico.11. con espesores que varian de 1 a 100m. ventanas. 12.3 ALTERACIONES Entre las más importantes figuran la silicificacion. también está asociada a la pirita (sulfuro de hierro). hematitas y limonitas en inclusión de granos finos-medios. CONTROLES MINERALOGICOS 1. La presencia de galena.1 MINERAL – MENA Por su forma de “Rosario” de las vetas.2 CONTROL LITOLOGICO El principal guía es el cuarzo lechoso. Mamartita. es que la mineralogía varía. esta última ligada al oro libre.1 CONTROL ESTRUCTURAL Podemos señalar a las fallas. esfalerita y marmatita es un indicativo de que se incrementan las leyes de oro siempre que vayan acompañados de pirita.13. sinterizacion. argilizacion y cloritizacion. por estas razones es que se necesitan una molienda muy fina para su liberación.12. en algunos casos se empobrece y en otros son ricos en mineralización. galena y pirita aurífera cuya característica distinguible es su fácil disgregación.13. ligado a él se encuentran los sulfuros primarios como la Arsenopirita.1. La principal mineralización de oro se encuentra asociado con cuarzo. El grado de alteración guarda relación en ciertas veces con la potencia de la estructura mineralizada 1. fracturas ya que a lo largo de ellas circularon y se depositaron las soluciones mineralizantes sirviendo en algunos casos como entrampamiento.12. 1. 1. -23- . MINERALOGIA 1.12. 15. -24- .A. Entre otras empresas compradoras gracias al Certificado Flo Cert obtenido del Comercio Justo de Oro. seleccionar el mineral del desmonte. 1. predominando la diorita. Panizo de carácter hematítico – limonítico. Otro proceso que pude identificar que se realiza dentro de la concesión es el “Pallaqueo”. 1.14. en ocasiones hay presencia de óxidos de cobre (malaquita. realizar el transporte hasta la planta de beneficio. es recirculando en las columnas de carbón obteniéndose carbón cargado con oro. 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. caolín.13. 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.1. Cabe mencionar que SOTRAMI S. calcopirita. ete. PRODUCTO QUE ELABORA Y MERCADO QUE ABASTECE La producción mensual de oro en doré se exporta al mercado Suizo y a Francia. transportarlos hasta el exterior de la mina. también compra el grupo ginebrino Cartier quienes elaboran relojes joyas. estos están emplazadas generalmente en rocas intrusitas. pirita aurífera). luego se obtiene la solución rica. así como también compran y procesan el mineral y relave amalgamado de terceros. realizado por mujeres que se encuentran organizadas para seleccionar material manualmente del desmonte apilado. Entre los principales compradores es encuentra Metalor Technologies SA es un grupo internacional con base en Suiza. cuenta con su propia Planta Metalúrgica ubicada a 1 hora de la mina. crisocola) y de sulfuros de hierro (pirita.2 MINERAL – GANGA Entre ellas tenemos al cuarzo. PROCESO Y OPERACIONES PRINCIPALES La empresa minera cumple con las operaciones básicas de la actividad minera. 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. se encarga de extraer los recursos minerales. 43 96.954 1. mientras que el mineral menor a 8” pasa a través de esta parrilla e ingresa al chancado primario.543 1. Posteriormente.56 29.610 48. % 96. 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 1.066 47.436 48.597 53.2 TRANSPORTE Y RECEPCION DEL MINERAL El mineral es transportado en camiones pertenecientes a SOTRAMI. Cabeza 0.CAPITULO II CIRCUITO CHANCADO 2. para luego ser removido por una pala mecánica a la parrilla (abertura de 8” a 10”). con una capacidad de 150 TM. 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.178.270 38.871 2.4 2.1 1.837.7 Cabeza Relave 21.88 1.81 1.815 1.1 DESCRIPCION DEL PROCESO El circuito de chancado empieza con la deposición del mineral proveniente de la mina en la cancha de mineral.089 46.878.13 25. -25- .325 51.4 2.134 47.087 49.984.84 Finos grs.04 0.04 0.271 1.42 28.90 2.126.8 1.2 1.24 96.662.84 0. de tal forma que el mineral mayor a 8” es retenido y reducido con ayuda de un combo.00 96.10 97. El chute tiene una parrilla con abertura de 8”.801 61.930 59. presenta dos tolvas de grueso con una capacidad 100 TM cada una.22 96.455 Rec.347 1.73 Recuperado Relave 39.60 23.28 26. 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. 2. (1 − 𝑓) G. 𝐸. V = Volumen. (𝑚3 ) 𝑑𝑎𝑝 = Densidad específica. Son los minerales obtenidos de la menas. pero este mineral se caracteriza por su característica PANIZO rugosa y su fragilidad. 𝐶 = 𝑉 × 𝑑𝑎𝑝 C = Capacidad de la tolva.𝑇𝑀/𝑚3) f = % de espacios vacíos. -26- . generalmente tienen mayor pureza que los OXIDO demás. (𝐺𝑟/𝑐𝑚3. También procede de las menas.E = Gravedad especifica. 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. (𝑇𝑀/𝑚3 ) 𝑑𝑎𝑝 = 𝐺. (TM).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. se caracterizan por su mayor dureza con respecto a los demás minerales. 1 𝑊𝑇 = 1427.3 − 1346.6 + 996.50 m 3.7 gr Volumen o peso del agua(1346.0) :916.1 𝑔𝑟 𝑃.2 DETERMINAMOS CAPACIDADES DE LAS TOLVAS 4.6 + 200.58 cm 8 .50 𝑔𝑟/𝑚𝑙 79.40 m m -27- .7) : 79.3 𝑔𝑟 𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 𝑊𝑇 − 𝑊𝑓𝑖𝑜𝑙𝑎+𝑎𝑔𝑢𝑎+𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 1427.6) : 996. m 2 4.7 ml Volumen de mineral(996.6 gr Peso de la fiola + Agua : 1227.95 m 𝐻1 = 0.3.2 gr Peso del agua(1227.6 𝑃. 𝑒 = 2. 𝑒 = 𝑊𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 200.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3 80.7𝑔 𝑉𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 80.9 ml Peso específico del mineral : 𝑃.16 cm 0 0.0 gr Peso de fiola + mineral + agua : 1346.6 ml Peso del mineral(húmedo) : 200.7 – 430.9 𝑚𝑙 Otra forma de determinamos el peso específico o gravedad especifica 𝑊𝑇 = 𝑊𝑓𝑖𝑜𝑙𝑎 + 𝑊𝑎𝑔𝑢𝑎 + 𝑊𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 = 230.24 m 0.1 gr Peso de fiola + mineral : 430.2 – 230. 𝑒 = 200.2.1 DETERMINACION DEL PESO ESPECIFICO O GRAVEDAD ESPECÍFICA Peso de la fiola : 230.1 𝑔𝑟 = 2.6 𝑚3 2.6 – 916.79 0 m .3. 8 𝐻2 =? m 2. 24 𝐻2 1.𝑃.50 ∗ 3.A) TOLVA DE GRUESOS N°01 DATOS: P. = 8.5% 𝐴1 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻1 = 4.0423 𝑚3 CALCULANDO EL VOLUMEN T.79)𝑚 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 14.5% CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA 𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑷𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑 + 𝑽𝑻.76 2 + 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2 √2.95 ∗ 0. 95𝑚 ∗ 𝐻2 POR PITAGORAS CALCULAMOS LA ALTURA 𝐻𝑖𝑝𝑜𝑡𝑒𝑛𝑢𝑠𝑎 = 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝐴𝑑𝑖𝑎𝑐𝑒𝑛𝑡𝑒 + 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝑂𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜 2.50 𝑚 ∗ 3. PIRAMIDE 𝑉𝑇. = 1. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑙 ∗ 𝑎 ∗ ℎ2 + 𝑷𝒊𝒓𝒂𝒎 ℎ2 (𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2 ) 3 CALCULANDO EL VOLUMEN PARALEPIPIDO 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 𝑙 × 𝑎 × ℎ2 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = (4.76 2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 1.24 2 = 1. e = 2.0945𝑚2 𝑉𝑇.79 𝐴2 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻2 = 4.24 2 ∗ 1.580 ∗ 0.50 ∗ 3.95)𝑚2 = 17.0945 𝑚2 + √17.163)𝑚2 = 0.𝑃.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3 %𝐻2 𝑂 = 2.8519 𝑚3 REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 + 𝑉𝑇.95 ∗ 0.0945 𝑚2 ) 3 𝑉𝑇.3856 𝑚 ( 17.𝑃.76 1.7750 𝑚2 + 0. e = 2.7750 𝑚2 ∗ 0.50 ∗ 3. = ℎ2 (𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2 ) 3 𝐴1 = 𝑙 × 𝑎 = (4. -28- .7750 𝑚2 𝐴2 = 𝑙 × 𝑎 = (0.3856 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2.3856 𝑚 = 𝐻2 P.𝑃.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3 %𝐻2 𝑂 = 2. e = 2.1434 𝑚3 -29- . 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑙 ∗ 𝑎 ∗ ℎ2 + 𝑷𝒊𝒓𝒂𝒎 ℎ2 (𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2 ) 3 CALCULANDO EL VOLUMEN PARALEPIPIDO 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 𝑙 × 𝑎 × ℎ2 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = (4.40𝑚 ∗ 3.5%) 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 49.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3 %𝐻2 𝑂 = 2. 𝐸 𝐶𝐻𝑈𝑀.40 ∗ 3.𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 14.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 − 𝐶𝐻𝑈𝑀.4807𝑚2 = 𝐻2 P.82𝑚 𝐴2 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻2 = 0.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3 %𝐻2 𝑂 = 2.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 51.0998 𝑇𝑀𝐻(2.76 2 + 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2 √2.163𝑚 ∗ 𝐻2 POR PITAGORAS CALCULAMOS LA ALTURA 𝐻𝑖𝑝𝑜𝑡𝑒𝑛𝑢𝑠𝑎 = 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝐴𝑑𝑖𝑎𝑐𝑒𝑛𝑡𝑒 + 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝑂𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜 2.0998 𝑇𝑀𝐻 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝐻𝑈𝑀.82)𝑚 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 14.8942 𝑚3 DETERMINANDO LA CAPACIDAD DE LA TOLVA COMSIDERANDO UN 10% DE ESPACIOS LIBRES 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝐻𝑈𝑀𝐸𝐷𝐴 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 ∗ (100% − 10%) ∗ 𝐺.30 2 − 1.76 2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2.0998 𝑇𝑀𝐻 − 51.580 𝑚 ∗ 0.5% CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA 𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑷𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑 + 𝑽𝑻.5% 𝐴1 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻1 = 4.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 %𝐻2 𝑂 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 51. e = 2.8519 𝑚3 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 22.8223 𝑇𝑀𝑆 B) TOLVA DE GRUESOS N°02 DATOS: P.8942 𝑚3 ∗ 90% ∗ 2.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3 𝐶𝐻𝑈𝑀.92 ∗ 0.30𝑚 2 = 1.92𝑚 ∗ 0.0423 𝑚3 + 8.76 1.4807𝑚2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 1.8942 𝑚3 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 22.30 1.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 22. 0797 𝑇𝑀𝐻 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝐻𝑈𝑀.5 % 𝐴1 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻1 = 2. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 14.40 ∗ 3.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3 %𝐻2 𝑂 = 2.0945 𝑚2 ) 3 𝑉𝑇.5238 𝑚 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2. 𝐸 𝐶𝐻𝑈𝑀.5238 𝑚 = 𝐻2 -30- 2.1434 𝑚3 + 9.502 − 2.580 𝑚 ∗ 0.248 𝑚2 + 0.425 𝑚 ∗ 2. e = 2.20 𝑚 𝐴2 = 𝐿 ∗ 𝐴 ∗ 𝐻2 = 0.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3 𝐶𝐻𝑈𝑀. PIRAMIDE 𝑉𝑇.2480 ∗ 0. = 9.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 23.0945 𝑚2 + √17. CALCULANDO EL VOLUMEN T.0797 𝑇𝑀𝐻(2.5%) 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 50.248 𝑚2 𝐴2 = 𝑙 × 𝑎 = (0.163 𝑚 ∗ 𝐻2 POR PITAGORAS CALCULAMOS LA ALTURA 𝐻𝑖𝑝𝑜𝑡𝑒𝑛𝑢𝑠𝑎 = 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝐴𝑑𝑖𝑎𝑐𝑒𝑛𝑡𝑒 + 𝐶𝑎𝑡𝑒𝑡𝑜 𝑂𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜 3.3332 𝑚3 DETERMINANDO LA CAPACIDAD DE LA TOLVA COMSIDERANDO UN 10% DE ESPACIOS LIBRES 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝐻𝑈𝑀𝐸𝐷𝐴 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 ∗ (100% − 10%) ∗ 𝐺.𝑃.0945𝑚2 𝑉𝑇.50 2 = 2.1898 𝑚3 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 23.7777 𝑇𝑀𝑆 C) TOLVA DE GRUESOS N°03 DATOS: P.92)𝑚2 = 17.50 2.3332 𝑚3 ∗ 90% ∗ 2.425 𝑚 ∗ 1.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 52.425 .425 2 = 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 3.𝑃.1898 𝑚3 REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 + 𝑉𝑇.0797 𝑇𝑀𝐻 − 52. = ℎ2 (𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2 ) 3 𝐴1 = 𝑙 × 𝑎 = (4.3332 𝑚3 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 23.𝑃.4807 𝑚 ( 17.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 %𝐻2 𝑂 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 52.163)𝑚2 = 0.𝑃.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 − 𝐶𝐻𝑈𝑀.425 2 + 𝐻𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 2 √3.580 ∗ 0. = 1. 8806 𝑚2 𝐴2 = 𝑙 × 𝑎 = (0.425 ∗ 2.20)𝑚2 = 0.060𝑚2 + √5.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3 𝐶𝐻𝑈𝑀. 𝐸 𝐶𝐻𝑈𝑀. PIRAMIDE 𝑉𝑇.𝑃.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 28.425 ∗ 2.𝑃.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 12. e = 2.5541 𝑚3 DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA TOLVA COMSIDERANDO UN 10% DE ESPACIOS LIBRES 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝐻𝑈𝑀𝐸𝐷𝐴 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 ∗ (100% − 10%) ∗ 𝐺.0208 𝑇𝑀𝐻 − 28.5% CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA 𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑷𝒂𝒓𝒂𝒍𝒆𝒍𝒆𝒑 + 𝑽𝑻.0208 𝑇𝑀𝐻(2.5238 𝑚 ( 5.0568 𝑚3 + 5.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 %𝐻2 𝑂 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 28. P.8806 𝑚2 + 0.20)𝑚 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 7.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 − 𝐶𝐻𝑈𝑀.060 𝑚2 ) 3 𝑉𝑇.𝑃.8806 𝑚2 ∗ 0.0568 𝑚3 CALCULANDO EL VOLUMEN T. = 5.5541 𝑚3 ∗ 90% ∗ 2.425 ∗ 1.30 ∗ 0.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3 %𝐻2 𝑂 = 2.425)𝑚2 = 5.0600 𝑚2 𝑉𝑇. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑙 ∗ 𝑎 ∗ ℎ2 + 𝑷𝒊𝒓𝒂𝒎 ℎ2 (𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2 ) 3 CALCULANDO EL VOLUMEN PARALEPIPIDO 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = 𝑙 × 𝑎 × ℎ2 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 = (2.4973 𝑚3 REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝑉𝑃𝑎𝑟𝑎𝑙𝑒𝑝 + 𝑉𝑇. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 7.0208 𝑇𝑀𝐻 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝐻𝑈𝑀.4973 𝑚3 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 12. = ℎ2 (𝐴1 + 𝐴2 + √𝐴1 × 𝐴2 ) 3 𝐴1 = 𝑙 × 𝑎 = (2.3203 𝑇𝑀𝑆 -31- . = 2.𝑃.5%) 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 27. 40 Pulg.2. P = Potencia del motor.4 CAPACIDAD DE LAS FAJAS TRANSPORTADORAS Para el cálculo de la capacidad de las fajas transportadoras utilizaremos la siguiente relación matemática.288 𝑓𝑡 + 0 (1980000 𝑓𝑡 − 𝑇1 = 𝑇1 = 67674. (HP) L = Longitud total de la faja transportadora.7238 𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟐 𝑳𝒃 𝟏.7238 𝐿𝑏/𝐻𝑟 Convirtiendo a toneladas métricas –hora 𝑇1 = 67674.288 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. 𝟔𝟗𝟕𝟏 -32- 𝑻𝑴 𝑯𝒓 . (Ft) H = Diferencia de altura entre los extremos de la faja. (Ft) 1´980.6 m ( ) = 146. (TMH/h). 3. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪 𝑻𝟏 = 𝟑𝟎. 𝑻= (𝟏𝟗𝟖𝟎𝟎𝟎𝟎)(𝑷) 𝑳∗𝑯 T = Capacidad de la faja transportadora.000 = Factor de conversión de HP-Horas a Ft-Lb A) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°01 DATOS: e = 7 mm A = 0.2808 𝑓𝑡 L = 44. 424 𝑓𝑡 1𝑚 3.3200 𝑓𝑡 (1980000 𝑓𝑡 − 𝑇2 = 𝑻𝟐 = 𝟏𝟑𝟐𝟖𝟗𝟑.5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 98.3200 𝑓𝑡 CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS 𝑙𝑏 ) (𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻 (1980000𝑓𝑡 − 𝑇2 = 𝑙𝑏 ) (7.2808 𝑓𝑡 L = 30 m ( ) = 98. 3.424 𝑓𝑡 + 13.06 m ( Hp = 7.3696 𝑓𝑡 CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS 𝑙𝑏 ) (7.5 = 39.424 𝑓𝑡 + 39. 𝟎𝟒𝟏𝟐 𝑳𝒃/𝑯𝒓 Convirtiendo a toneladas métricas –hora 𝑇2 = 132893.0412 𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃 𝟏.2808 𝑓𝑡 ) 1𝑚 H = 4.3696 𝑓𝑡 (1980000 𝑓𝑡 − 𝑇3 = 𝑻𝟑 = 𝟑𝟖𝟑𝟐.424 𝑓𝑡 3.46 m.2808 ) 1𝑚 H = 12 m ( Hp = 7. 𝟐𝟕𝟗𝟖 𝑻𝑴 𝑯𝒓 C) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°03 DATOS: e = 7 mm A = 0.B) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°02 DATOS: e = 7 mm A = 0.2808 𝑓𝑡 L = 30 m ( 1 𝑚 ) = 98.46 m.5 𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻 (1980000𝑓𝑡 − 𝑇3 = 𝑙𝑏 ) (7. 3.5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 98. 𝟑𝟒𝟑𝟔 𝑳𝒃/𝑯𝒓 -33- .5 = 13. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪 𝑻𝟐 = 𝟔𝟎. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪 𝑻𝟑 = 𝟏.2808 𝑓𝑡 L = 124 m ( 1 𝑚 ) = 124. 3.3436 𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃 𝟏. Análisis granulométrico de alimentación al etapa de chancado Peso inicial =3006. mientras que el mineral menor a 8” pasa a través de esta parrilla e ingresa al chancado primario.5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 98. El chute tiene una parrilla con abertura de 8”.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.3696 𝑓𝑡 1𝑚 Hp = 7.2808 H = 12 m ( ) = 39.46 m.5 𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻 (1980000𝑓𝑡 − 𝑇4 = 𝑙𝑏 ) (7.6704 𝑓𝑡 3.3436 𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃 𝟏. 𝟑𝟒𝟑𝟔 𝑳𝒃/𝑯𝒓 Convirtiendo a toneladas métricas –hora 𝑇4 = 3832. de tal forma que el mineral mayor a 8” es retenido y reducido con ayuda de un combo. Convirtiendo a toneladas métricas –hora 𝑇3 = 3832. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪 𝑻𝟒 = 𝟏.3 gr -34- .424 𝑓𝑡 + 39.5 CALCULANDO LA CAPACIDAD DE LA FAJA TENEMOS 𝑙𝑏 ) (7.3696 𝑓𝑡 (1980000 𝑓𝑡 − 𝑇4 = 𝑻𝟒 = 𝟑𝟖𝟑𝟐. 𝟕𝟑𝟖𝟑 𝑻𝑴 𝑯𝒓 D) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA FAJA N°04 DATOS: e = 7 mm A = 0. 𝟕𝟑𝟖𝟑 𝑻𝑴 𝑯𝒓 2. 875 91.709 15.618 8.571 94.382 20 841 77.257 8 2380 26.96 𝜇𝑚 -35- .291 6 3360 181.165 100 149 10.0025x + 1.1 0.6101 𝑋= (𝑦−𝑏) 𝑚 𝑥 = 31355.811 70 210 109.9845 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.8 0.331 0.656 1.099 84.000 - % acumulado pasante Grafico % de acumulado pasante en funcion del # de malla 40 y = 0.3 0.743 9.197 1.610 66.803 140 105 13.3 2.6101 R² = 0.6 3.610 33.390 4 4760 544.835 2.459 98.4 6.646 97.669 400 37 20.034 90.344 200 74 20.MALLA PESO RETENIDO (gr) %PESO RETENIDO % ACUMULADO % ACUMULADO PASANTE TAMIZ MICR ONES 1/2' 13200 2002.363 98.675 99.1 8.5 66.189 5.669 100.3 0.9 0. 𝑦 = 𝑚𝑋 + 𝑏 𝑦 = 0.0025𝑋 + 1. 680 30.1 25. -36- .135596 𝑐𝑚 Análisis granulométrico de descarga al etapa de chancado Peso inicial =1457.000 60.8853 R² = 0.000 - - Grafico % de acumulado pasante en funcion del # de malla % acumulado pasante 80.000 Lineal (Series1) 20.000 10.462 5.320 6 3360 292.112 98.4 4.000 TAMIZ MICRONES 1/2' 13200 0 4 4760 447.066 30.505 200 74 16.000 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.000 50.017 96.2 1.7 13.3 gr MALLA PESO RETENIDO(gr) %PESO RETENIDO % ACUMULADO % ACUMULADO PASANTE - 100.000 y = 0.𝐹80 = 1.000 40.680 69.016 97.4 2.738 49.520 140 105 14.569 44.495 2.23448415 𝑝𝑢𝑙𝑔 conversión de um a pulg y cm = 3.431 20 841 196.9395 70.262 8 2380 70.0144x + 3.3 1.480 3.393 400 37 20.393 100.000 Series1 30.8 1.607 1.538 100 149 29.1 30.058 50.498 69.934 70 210 370.831 55.396 94.3 20. 52857431 𝑐𝑚 RATIO DE REDUCCION 𝑹𝑨𝑻𝑰𝑶 𝑫𝑬 𝑹𝑬𝑫𝑼𝑪𝑪𝑰𝑶𝑵 = 𝑅𝐴𝑇𝐼𝑂 𝐷𝐸 𝑅𝐸𝐷𝑈𝐶𝐶𝐼𝑂𝑁 = Ratio de reducción = 𝑻𝑨𝑴𝑨Ñ𝑶 𝑫𝑬𝑳 𝑴𝑰𝑵𝑬𝑹𝑨𝑳 𝑨𝑳𝑰𝑴𝑬𝑵𝑻𝑨𝑫𝑶 𝑻𝑨𝑴𝑨Ñ𝑶 𝑫𝑬𝑳 𝑴𝑰𝑵𝑬𝑹𝑨𝑳 𝑷𝑹𝑶𝑫𝑼𝑪𝑻𝑶 𝐹80 3. velocidad. 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.2080997 𝑝𝑢𝑙𝑔 conversión de um a pulg y cm = 0. Angulo de la quijadas y la forma de los blindajes. El chute tiene una parrilla con abertura de 8”. Denominado también quebrantadora de mandíbulas.528574 5. o ajuste de la abertura de descarga. tamaño de la alimentación. -37- .8853 𝑋= (𝑦−𝑏) 𝑚 𝑥 = 5285.135596 = 𝑃80 0.93217636 2. de poco peso específico). mientras que el mineral menor a 8” pasa a través de esta parrilla e ingresa al chancado primario. machacadora de mandíbulas o trituradora de mandíbulas. Su capacidad depende fundamentalmente de las características del mineral (duro y quebradizo.6 CAPACIDAD DE LAS CHANCADORAS El mineral es transportado en camiones pertenecientes a SOTRAMI.0144𝑋 + 3. amplitud de oscilación de la quijada móvil.74306 𝜇𝑚 𝑃80 = 0. de tal forma que el mineral mayor a 8” es retenido y reducido con ayuda de un combo. fibroso arcilloso.𝑦 = 𝑚𝑋 + 𝑏 𝑦 = 0. Para una operación normal de dureza media.9 riolita = 0.80 Granito = 0. aumentan igualmente con la velocidad. Las siguientes relaciones empíricas de Hersam permiten calcular su capacidad aproximada teórica.75 etc.2 a = Ancho de la boca de la chancadora en pulgada Considerando la formula empírica en condiciones de operación como: dureza.65 Ejemplo: Dolomita = 1.0 Para chancadora secundaria.9 basalto = 0. Kc = 0.80 Andesita = 0. y disminuye cuando el Angulo entre las mandíbulas aumenta.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.La capacidad de una trituradora de este tipo aumenta gradiente cuando se disminuye la proporción de reducción y viceversa. 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. TR = Kc x Km x Kf x T (3) Dónde: TR = Capacidad en TC / hr Kc = Factor de dureza: Puede variar de 1. humedad. para una operación normal Km = 0.90 Km = Factor de humedad: Para chancadora primaria no es afectada severamente por la humedad y Km = 1. rugosidad. hasta cierto límite.0 cuarzita = 0.0 a 0.75 Kf = Factor de arreglo de la alimentación: -38- . .6 ∗ 𝐿 ∗ 𝑆 𝑇 = 0.6 ∗ 24 ∗ 1. S = 2. un sistema de alimentación mecánica supervisado por un operador.5955 𝑻𝑪 𝑯𝒓 𝑻𝑴 𝑯𝒓 B) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA CHANCADORA N°02 DATOS: A = 8 Pulg.6 ∗ 𝐿 ∗ 𝑆 𝑇 = 0.9072 𝑇𝑀 𝑇𝑅 = 21. Kf = 0.5 Pulg %𝐻2 𝑂 = 1.6 ∗ 10 ∗ 1.5 𝑇 = 21. 𝐾𝑚 = 1.5 % DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE CHANCADORA 𝑇 = 0.80. 𝟎 𝑻𝑪 𝑯𝒓 Considerando condiciones de operación como: 𝐾𝐶 = 0. L = 24 Pulg.85 A) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA CHANCADORA N°01 DATOS: A = 12 Pulg.736 𝑇𝐶 0.75 a 0.80 = 20. S = 1.80 ∗ 1. 𝐾𝑚 = 1.5 𝐾𝑓 = 0.5% DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE CHANCADORA 𝑇 = 0.80.6 𝑇𝐶/𝐻𝑟 Considerando condiciones de operación como: 𝐾𝐶 = 0. L = 10 Pulg.6 𝐻𝑟 ∗ 0.Para una operación eficiente.6 𝐻𝑟 ( 1 𝑇𝐶 ) = 19.5 𝑻 = 𝟗.5 𝐾𝑓 = 0.80 La Capacidad en TC / hr de la chancadora resulta (TR): -39- .5 ∗ 0. .80 La Capacidad en TC / hr de la chancadora resulta (TR): 𝑇𝐶 𝑇𝑅 = 21.0 Pulg %𝐻2 𝑂 = 1. 5% DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE CHANCADORA 𝑇 = 0.80 = 8. L = 16 Pulg.𝑇𝐶 𝐻𝑟 𝑇𝑅 = 9.6 ∗ 16 ∗ 0.5 𝑻 = 𝟒.9072 𝑇𝑀 𝑇𝑅 = 8.80 La Capacidad en TC / hr de la chancadora resulta (TR): 𝑇𝑅 = 4. S = 1/2 Pulg %𝐻2 𝑂 = 1.64 𝑇𝑅 = 8.5 𝐾𝑓 = 0.64 𝑻𝑪 𝑯𝒓 𝑇𝐶 0.64 𝐻𝑟 ( 1 𝑇𝐶 -40- ) = 4.608 𝑻𝑴 𝑯𝒓 𝑻𝑪 𝑯𝒓 .6 ∗ 𝐿 ∗ 𝑆 𝑇 = 0.64 𝑇𝐶 0.80 = 8.80 ∗ 1.80.9072 𝑇𝑀 𝑻𝑴 ( ) = 7.5 ∗ 0. .0 ∗ 0.8382 𝐻𝑟 1 𝑇𝐶 𝑯𝒓 C) DETERMINAMOS LA CAPACIDAD PARA CHANCADORA N°03 DATOS: A = 10 Pulg.8 𝑇𝐶 𝐻𝑟 ∗ 0.80 ∗ 1. 𝟖 𝑻𝑪 𝑯𝒓 Considerando condiciones de operación como: 𝐾𝐶 = 0.5 ∗ 0. 𝐾𝑚 = 1. 1 DESCRIPCION DEL PROCESO El mineral chancado aún posee gran cantidad de partículas de “gran tamaño” (1/2” y menos).80 𝑚 𝐻1 = 2. junto con la solución cianurante. Esto se logra mediante la utilización de una pulverizadora. hasta malla -200.8288 𝑚 .7162 𝑚 𝐻2 = ? 𝑚 -41- = 1. 3.3048 𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷𝑖 = 6 𝑓𝑡 ( %𝐻2 𝑂 = 2. 3. las cuales deben de ser reducidas a un tamaño mucho menor. El objetivo de la molienda para nuestro caso es llegar a reducir el tamaño de las partículas.5 % 𝐷 = 3.074 mm.2.2 CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS La Tolva de Finos es de forma cilíndrica.47 𝑚 𝑑 = 0. esta tolva. a fin de que las partículas sólidas. es de capacidad de 70 TM. con base cónica para facilitar la descarga por gravedad. Preparado el blending en la cancha de finos. mediante un cargador frontal. la cual reduce el tamaño de las partículas del mineral hasta los 0.80 𝑓𝑡 𝐿 = 6 𝑓𝑡 0. se puedan suspender dentro de reactor como un líquido cualquiera. se traslada el mineral hacia la tolva.1 DETERMINACION DE LA CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS A) CALCULAMOS LA CAPACIDAD DE LA TOLVA DE FINOS N°01 DATOS: 𝐷 = 3.CAPITULO III CIRCUITO MOLIENDA – CLASIFICACION 3. 1746 𝑇𝑀𝑆 -42- . = 𝜋𝐻2 (𝐷2 + 𝐷𝑑+𝑑2 ) 12 𝜋(1. 𝐸 𝐶𝐻𝑈𝑀.80)(0. P. = 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑛𝑜 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑛𝑜 𝑉𝑇.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 − 𝐶𝐻𝑈𝑀.5937 𝑚3 REEMPLAZANDO EN EL VOLUMEN DE LA TOLVA 𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑪𝒊𝒍𝒊𝒏𝒅𝒓𝒐 + 𝑽𝑻.6271 𝑇𝑀𝐻 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝐻𝑈𝑀.6271 𝑇𝑀𝐻(2%) 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 71. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝜋𝐷2 𝐻1 4 + 𝑪𝒐𝒏𝒐 𝜋𝐻2 (𝐷2 + 𝐷𝑑+𝑑2 ) 12 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL CILINDRO 𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 = 𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 = 𝜋𝐷2 𝐻1 4 𝜋(3.802 + (3.71622 ) 12 𝑑𝑒 𝑐𝑜𝑛𝑜 = 8.48 𝑇𝑀𝐻/𝑚3 %𝐻2 𝑂 = 2.80 𝑚)2 (2.6064 𝑚3 DETERMINANDO LA CAPACIDAD DE LA TOLVA COMSIDERANDO UN 20% DE ESPACIOS LIBRES 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝐻𝑈𝑀𝐸𝐷𝐴 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 ∗ (100% − 20%) ∗ 𝐺.6271 𝑇𝑀𝐻 − 72.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 %𝐻2 𝑂 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 72. 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 𝜋𝐷2 𝐻1 4 + 𝑪𝒐𝒏𝒐 𝜋𝐻2 (𝐷2 + 𝐷𝑑+𝑑2 ) 12 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 28.7162)+0.5% CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TOLVA 𝑽𝑻𝒐𝒍𝒗𝒂 = 𝑽𝑪𝒊𝒍𝒊𝒏𝒅𝒓𝒐 + 𝑽𝑻.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 72.47 𝑚) 4 𝑉𝐶𝑖𝑙𝑖𝑛𝑑𝑟𝑜 = 28.48 𝑇𝑀𝐻/ 𝑀3 𝐶𝐻𝑈𝑀.6064 𝑚3 ∗ 80% ∗ 2.8361)(3.6064 𝑚3 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 36.0127 𝑚3 + 8.−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 36. e = 2.5937 𝑚3 𝑉𝑇𝑜𝑙𝑣𝑎 = 36. 𝑉𝑇.0126 𝑚3 CALCULANDO EL VOLUME DEL TRONCO DE CONO 𝑉𝑇. 3.1746 𝑇𝑀𝑆 ∗ 0.3 CAPACIDAD DE LA FAJA TRANSPORTADORA La faja transportadora empieza en la tolva de finos con el almacenamiento. procediendo en la faja es pesado por una balanza de 20 kilos que controla la alimentación fresca al molino 6 × 6.99 𝑚 3.0571 𝑇𝑀𝑆 3. 3.30 m ( 1 𝑚 ) = 43. 𝟔𝟏𝟔𝟓 𝑳𝒃/𝑯𝒓 Convirtiendo a toneladas métricas –hora 𝑇1 = 𝟏𝟑𝟕𝟓𝟐𝟔.1 DETERMINACION DE LA CAPACIDAD DE LA FAJA A) CALCULAMOS LA CAPACIDAD PARA LA FAJA N°01 DATOS: 𝐿 = 6. 𝟕𝟗𝟕𝟖 -43- 𝑻𝑴 𝑯𝒓 .5 𝐻𝑝) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 43. 𝟔𝟏𝟔𝟓 𝑳𝒃 𝟏 𝑻𝑪 𝟏 𝑻𝑴 ( )( ) 𝑯𝒓 𝟐𝟎𝟎𝟎 𝑳𝒃 𝟏.8096 𝑓𝑡 (1980000 𝑓𝑡 − 𝑇1 = 𝑻𝟏 = 𝟏𝟑𝟕𝟓𝟐𝟔. 𝟏𝟎𝟐𝟑𝑻𝑪 𝑻𝟏 = 𝟕𝟓.06 m ( Hp = 7. luego el mineral depositado y descargado.5 = 9.6346 𝑓𝑡 + 9.2808 𝑓𝑡 L = 13.9 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 64. DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA TOLVA AL 90% 𝐶𝐴𝑃𝐴𝐶𝐼𝐷𝐴𝐷 𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆 𝐷𝐸 𝐿𝐴 𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 ∗ 90% 𝐶𝑆𝐸𝐶𝐴𝑆−𝑇𝑂𝐿𝑉𝐴 = 71.6346 𝑓𝑡 3.2808 𝑓𝑡 ) 1𝑚 H = 4.65 𝑚(2) = 13.8096 𝑓𝑡 DETERMINAMOS LA CAPACIDAD DE LA FAJA 𝑙𝑏 ) (𝐻𝑃) 𝐻𝑝 ∗ ℎ𝑟 𝐿∗𝐻 (1980000𝑓𝑡 − 𝑇1 = 𝑙𝑏 ) (7.30 𝐴 = 46𝑐𝑚 𝑒 = 1 𝑐𝑚 𝐻 = 2. 4285 B) CALCULAMOS LA VELOCIDAD Y %SOLIDOS MOLINO 5´*5´ DATOS: 𝐷 = 5 𝑓𝑡 0. se envía al área de “Batería de Tanques de Cianuración”. 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. 𝟑 √𝑫 42. 𝒆) (1.524 𝑚 -44- .48) %𝑺 = %S = 73.4. 3. se tiene tres Molinos de Bolas marca FUNCAL.8288 m 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟏.780 − 1) ∗ 100 %S = 1 DP ∗ (1 − 2. 𝟐𝟕𝟏𝟖 𝑹𝑷𝑴 𝑪 = 𝟒𝟐. 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.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐿 = 5 𝑓𝑡 ( = 1.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐿 = 6 𝑓𝑡 ( = 1. En esta área se añade los reactivos tales como el Cianuro de Sodio (NaCN).3.3 √1. 𝟐𝟕𝟗𝟑 𝑹𝑷𝑴 CALCULANDO LA VELOCIDAD DE OPERACIÓN DE UN MOLINOY 𝑽𝑶𝒑 y % SOLIDOS (𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎 𝟏 𝑫𝑷 ∗ (𝟏 − 𝑷.4 AREA DE MOLIENDA En el área de molienda.1 DETERMINACION DE LA VELOCIDAD CRITICA Y % DE SOLIDOS A) CALCULAMOS LA VELOCIDAD Y %SOLIDOS MOLINO 6´*6´ DATOS: 𝐷 = 6 𝑓𝑡 0. 𝟔 𝑽𝑪 = √𝑫 76.8288 𝑚 CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR 𝑽𝑪 = 𝟕𝟔.6 𝑽𝑪 = 𝑽 √6 ft 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟏. 48) %𝑺 = %S = 62. CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR DEL MOLINO 𝑽𝑪 = 𝑽𝑪 = 𝟕𝟔.524 𝑚 CALCULANDO LA VELOCIDAD CRITICAR DEL MOLINO 𝑽𝑪 = 𝑽𝑪 = 𝟕𝟔. 𝟔 𝑽𝑪 = √𝑫 76. 𝒆) (1.1308 C) CALCULAMOS LA VELOCIDAD Y %SOLIDOS MOLINO 4´*5´ DATOS: 𝐷 = 4 𝑓𝑡 0.630 − 1) ∗ 100 %S = %S 1 DP ∗ (1 − 2.3 √1.3 √1. 𝟐𝟔𝟒𝟖 𝑹𝑷𝑴 CALCULANDO LA VELOCIDAD DE OPERACIÓN DE UN MOLINOY 𝑽𝑶𝒑 y % SOLIDOS (𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎 𝟏 𝑫𝑷 ∗ (𝟏 − 𝑷. 𝟔 𝑽𝑪 = √𝑫 76.6 𝑽 √5 ft 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟑 √𝑫 42.48) %𝑺 = %S = 64. 𝒆) (1.620 − 1) ∗ 100 %S = %S 1 DP ∗ (1 − 2.524 m 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒.524 m 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐿 = 5 𝑓𝑡 ( = 1.6 √5 ft 𝑽 𝑪 = 𝟑𝟒. 𝟑 √𝑫 42. 𝟐𝟔𝟒𝟖 𝑹𝑷𝑴 CALCULANDO LA VELOCIDAD DE OPERACIÓN DE UN MOLINOY 𝑽𝑶𝒑 y % SOLIDOS (𝑫𝑷 − 𝟏) ∗ 𝟏𝟎𝟎 𝟏 𝑫𝑷 ∗ (𝟏 − 𝑷. 𝟐𝟓𝟔𝟔 𝑹𝑷𝑴 𝑽 𝑪 = 𝟒𝟐.7093 -45- . 𝟐𝟓𝟔𝟔 𝑹𝑷𝑴 𝑪 = 𝟒𝟐. A) CALCULAMOS VOLUMEN DEL TANQUE DE PREPARACION DATOS: 𝐷 = 1.18 𝑚 𝐻1 = 1.90 𝐶𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 1.18 𝑚)2 (1.3342 𝑚3 ∗ 0.3342 𝑚3 ∗ 90% 𝐶𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 1. 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.5 PREPARACION DE CIANURO El circuito de preparación de cianuro se agrega para 3000 Lt.22 𝑚) 4 𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 = 1.2008 𝑚3 -46- .20 𝑚 CALCULANDO EL VOLUMEN DE LA TANQUE 𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 = 𝑽𝑪𝒊𝒍𝒊𝒏𝒅𝒓𝒐 𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 = 𝑽𝑻𝒂𝒏𝒒𝒖𝒆 = 𝜋𝐷2 𝐻1 4 𝜋(1. 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.3342 𝑚3 CAPACIDAD AL 90% DEL TANQUE PREPARACION NaCN 𝐶𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 1.3. terminando en el tanque 8´x 8´.4 mm a 1. 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. Después de cierto tiempo se realiza la “Cosecha del Carbón Activado” de todos los Tanques.69% . de igual forma a los 5 tanques 10´x 10´.4 mm.7 a 3.635 mallas y a una concentración de solidos entre 25 a 45%. radica en la propiedad que tiene las materias carbonáceas activadas de absorber el oro contenido en las soluciones de cianuro. luego por rebose al siguiente Tanque de 12´x 12´. este último cargado de oro. por gravedad pasa la pulpa al tanque N° 02 de 20´x 21´en donde se agrega carbón activado. la Cianuración por agitación varía desde pocas horas hasta 48 horas.1 DESCRIPCION DEL PROCESO La pulpa cianurada procedente de la remolienda.3 CARBON ACTIVADO El principio de la recuperación del oro por el carbón activado. de tamaños entre 1. el over flow pasa al tanque lixiviador N° 01 de 20´x 21´ con pH entre 10 – 12. El material se encuentra usualmente a 85.2 x 1. en donde se tiene el Carbón Activado. es bombeado a un hidrociclón.2 ADSORCION DEL ORO SOBRE EL CARBON ACTIVADO Este método se aplica para concentrados con leyes mayores de 30 gr Au/TM.5´ x 10. este proceso se repite en los demás 9 Tanques. -47- . En este caso.5´. tanque 9. 4.CAPITULO IV CIANURACION POR AGITACION 4. cuyo proceso es denominado “Carbón en Pulpa” (CIP) ó Adsorción. el espesor de la capa limite es mínima y por lo tanto el rate de disolución es alto. 4. 1 DETERMINACION DEL TIEMPO DE RESIDENCIA DE LOS TANQUES La pulpa cianurada procedente de la remolienda.4008 𝑚 𝐷 = 20 𝑓𝑡 ( 𝐻1 = 𝑉𝑅𝐸𝐶𝐼𝑃𝐼𝐸𝑁𝑇𝐸 = 10 𝐿𝑡 𝑡𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜 = 3. 4. por gravedad pasa la pulpa al tanque.8571 -48- 10𝐿𝑡 3. el over flow pasa al tanque lixiviador N° 01 de 20´x 21´ con pH entre 10 – 12.5 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. A) TANQUE(N° 01) DE CIANURACION 20´x 21´ DATOS: 0.3048𝑚 21 𝑓𝑡 ( 1𝑓𝑡 ) = 6.La ventaja de este proceso es que puede tratar directamente pulpas de mineral después de ser atacadas con cianuro. el carbón es recuperado y tratado por elución. Evita la separación liquido/solido al final de la Cianuración y estas particularmente adaptada al caso de los minerales difícilmente filtrables o decantables.0960 𝑚 1𝑓𝑡 0.4 TIEMPO DE RESIDENCIA El principio de la recuperación del oro por el carbón activado. 4. es bombeada a un hidrociclón. Al final de la adsorción.3048𝑚 ) = 6.4.5 𝑠𝑒𝑔 𝐿𝑡 𝑠𝑒𝑔 . radica en la propiedad que tiene las materias carbonáceas activadas de absorber el oro contenido en las soluciones de cianuro.5 𝑠𝑒𝑔𝑢𝑛𝑑𝑜𝑠 𝑄= 𝑉𝑅𝐸𝐶𝐼𝑃𝐼𝐸𝑁𝑇𝐸 𝑡𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜 = 𝑄 = 2. 8160 𝑚3 ∗ 0.0960 𝑚)2 (6.8571 𝐿𝑡 1 𝑚3 3600 𝑠𝑒𝑔 ) ( )( 𝑠𝑒𝑔 1000 𝐿𝑡 1ℎ𝑜𝑟𝑎 𝑚3 𝑄 = 10.4008 𝑚 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐻1 = 21 𝑓𝑡 ( = 6.90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 168.1344 𝑚3 10.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷 = 20 𝑓𝑡 ( = 6.2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 = 𝟏𝟔. CONVERTIENDO A METROS CUBICOS POR HORA 𝑄 = 2.8160 𝑚3 ∗ 90% 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 186.2856 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = π𝐷2 𝐻1 𝟒 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = = 𝑸 𝟒𝑸 𝑸= 𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE -49- 𝑚3 𝐻𝑟 .0960 𝑚 0.1344 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE N°01 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 168.4008𝑚) = 𝟒 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟏𝟖𝟔. 𝟑𝟒𝟔𝟔 𝑯𝒓 B) TANQUE(N° 02) DE CIANURACION 20´x 21´ DATOS: 0.2856 𝐻𝑟 Ojo el caudal es igual para todos los tanques CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE N° 01 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 π𝐷2 𝐻1 = 𝟒 π(6. 𝟖𝟏𝟔𝟎 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION N°01 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 186. 0960 𝑚)2 (6.2856 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = = 𝑸 𝟒𝑸 π𝐷2 𝐻1 𝟒 𝑸= 𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = π𝐷2 𝐻1 𝟒 π(3.8160 𝑚3 ∗ 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷 = 12 𝑓𝑡 ( = 3.90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 168.6576𝑚) 𝟒 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟑𝟖.8160 𝑚3 ∗ 90% 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 186.6576 𝑚 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐻1 = 12 𝑓𝑡 ( = 3.4008𝑚) 𝟒 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟏𝟖𝟔.1344 𝑚3 10. 𝟒𝟑𝟎𝟕 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 38.6576𝑚)2 (3.4307 𝑚3 ∗ 90% -50- 𝑚3 𝐻𝑟 .2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏𝟔.1344 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 168.𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = π𝐷2 𝐻1 𝟒 π(6.6576 𝑚 0. 𝟖𝟏𝟔𝟎 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 186. 𝟑𝟒𝟔𝟔 𝑯𝒓 C) TANQUE(N° 03) DE CIANURACION 12´x 12´ DATOS: 0. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.0480 𝑚 0.5876 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 34.0160 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 20. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓 -51- 𝑚3 𝐻𝑟 .90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20.2399 𝑚3 ∗ 0.2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐻1 = 10 𝑓𝑡 ( = 3.2399 𝑚3 ∗ 90% 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22. 𝟑𝟔𝟐𝟕 𝑯𝒓 D) TANQUE(N° 04) DE CIANURACION 10´x 10´ DATOS: 0.0160 𝑚3 10.4307 𝑚3 ∗ 0.0480 𝑚 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 34.𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 38.0480 𝑚) = 𝟒 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐.5876 𝑚3 10.2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟑.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷 = 10 𝑓𝑡 ( = 3.2856 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = 𝑸 𝟒𝑸 π𝐷2 𝐻1 = 𝟒 𝑸= 𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 π𝐷2 𝐻1 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝟒 π(3.0480 𝑚)2 (3. 3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐻1 = 10 𝑓𝑡 ( = 3.90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓 F) TANQUE(N° 06) DE CIANURACION 10´x 10´ DATOS: 0.0160 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 20.0480 𝑚)2 (3.0480 𝑚) = 𝟒 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐.2399 𝑚3 ∗ 0.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷 = 10 𝑓𝑡 ( = 3.0480 𝑚 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏.0160 𝑚3 10.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷 = 10 𝑓𝑡 ( = 3.2856 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA -52- 𝑚3 𝐻𝑟 .0480 𝑚 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐻1 = 10 𝑓𝑡 ( = 3.0480 𝑚 0.2399 𝑚3 ∗ 90% 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.E) TANQUE(N° 05) DE CIANURACION 10´x 10´ DATOS: 0.0480 𝑚 0.2856 𝑚3 𝐻𝑟 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = 𝑸 𝟒𝑸 π𝐷2 𝐻1 𝟒 𝑸= 𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE π𝐷2 𝐻1 𝟒 π(3. 5 𝑓𝑡 ( = 3.2399 𝑚3 ∗ 90% 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷 = 9.0480 𝑚)2 (3.𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = 𝑸 𝟒𝑸 π𝐷2 𝐻1 𝟒 𝑸= 𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE π𝐷2 𝐻1 𝟒 π(3.0480 𝑚) = 𝟒 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐.5´x 10.0160 𝑚3 10.2399 𝑚3 ∗ 0.0160 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 20.8956 𝑚 0.2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏.90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐻1 = 10.2004 𝑚 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.5 𝑓𝑡 ( = 2.5´ DATOS: 0. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓 G) TANQUE(N° 07) DE CIANURACION 9.2856 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 π𝐷2 𝐻1 = 𝟒 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = 𝑸 𝟒𝑸 𝑸= 𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE -53- 𝑚3 𝐻𝑟 . 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22. 𝟎𝟕𝟓𝟐 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 21.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷 = 10 𝑓𝑡 ( = 3.8956 𝑚)2 (3.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐻1 = 10 𝑓𝑡 ( = 3.0480 𝑚)2 (3.0480 𝑚) 𝟒 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟐.0480 𝑚 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.0752 𝑚3 ∗ 90% 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 21.2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏. 𝟖𝟒𝟒𝟏 𝑯𝒓 H) TANQUE(N° 08) DE CIANURACION 10´x 10´ DATOS: 0.2004 𝑚) 𝟒 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟐𝟏.9677 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 18.𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = π𝐷2 𝐻1 𝟒 π(2.2856 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = = 𝑸 𝟒𝑸 π𝐷2 𝐻1 𝟒 𝑸= 𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = π𝐷2 𝐻1 𝟒 π(3.0752 𝑚3 ∗ 0.9677𝑚3 10.0480 𝑚 0.90 -54- 𝑚3 𝐻𝑟 .2399 𝑚3 ∗ 90% 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22. 𝟐𝟑𝟗𝟗 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 22.90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 18.2399 𝑚3 ∗ 0. 2856 CALCULANDO EL TIEMPO DE RESIDENCIA 𝑻 𝑹𝑬𝑪𝑰𝑫𝑬𝑵𝑺𝑰𝑨 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝛑𝑫𝟐 𝑯𝟏 = = 𝑸 𝟒𝑸 π𝐷2 𝐻1 𝟒 𝑸= 𝑽𝑹𝑬𝑪𝑰𝑷𝑰𝑬𝑵𝑻𝑬 𝒕𝒍𝒍𝒆𝒏𝒂𝒅𝒐 CALCULANDO EL VOLUMEN DEL TANQUE 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 π𝐷2 𝐻1 = 𝟒 π(2.2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟏.0160 𝑚3 10.3869 𝑚3 ∗ 90% 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 11. 𝟗𝟗𝟔𝟒 𝑯𝒓 -55- 𝑚3 𝐻𝑟 .4384𝑚) = 𝟒 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 = 𝟏𝟏.3869 𝑚3 ∗ 0.90 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 10.0160 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 20. 𝟑𝟖𝟔𝟗 𝒎𝟑 VOLUMEN AL 90% DEL TANQUE DE CIANURACION 𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 11.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐷 = 8 𝑓𝑡 ( = 2.4384 𝑚 El caudal igual para todos los tanques es: 𝑄 = 10.4384𝑚)2 (2.2482 𝑚3 REEMPLAZANDO TIEMPO DE RESIDENCIA TANQUE 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝑽𝑻𝑨𝑵𝑸𝑼𝑬 𝑸 10.4384 𝑚 0.2856 𝑚3 𝐻𝑟 𝑻 𝑹𝑬𝑺𝑰𝑫𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = 𝟎.3048𝑚 ) 1𝑓𝑡 𝐻1 = 8 𝑓𝑡 ( = 2.𝑉𝑇𝐴𝑁𝑄𝑈𝐸 = 20.2482 𝑚3 10. 𝟗𝟒𝟔𝟎 𝑯𝒓 I) TANQUE(N° 09) DE CIANURACION 8´x 8´ DATOS: 0. con contenido entre 0.52 5.00 9.26 785.25 168.5 BALANCE TOTAL DE LOS TANQUES DE CIANURACION Luego de cierto tiempo se realiza la “Cosecha del Carbón Activado” de todos los Tanques.13479 1.02 46.55 5.8 168.25 2.55 5. este último cargado de oro.0 gr/Tn.48 123.40 785. El rebose de la última celda se envía a la cancha de relaves.34 42.26 5.517144 2.48 129.34 42.24 22.791387 120.24 22.50923 95.55 5.40 785.839.E. Pulpa: Kg/L 1.791387 710.08 22.24324 91.1 168.14 131.59 5.13479 1.55 402.517144 2.9 y 1.40 4.88 533.517144 2.34 42.4. Volumen Solución TM Finos Au gr.43 22.02 18.24 168. Nº1 0.60 G.13479 1.40 744.87 3.50554 95.17 785.50923 95.788659 575.36 6.97 20.48 129.480 Dimensión Tanque Ft3 20' x 21' 20' x 21' 12' x 12' 10' x 10' 10' x 10' 10' x 10' 9.49 480.24649 605.156757 560.82 38.48923 -56- .5' x 10.45719 Nº2 0.52 168.13 168.597.597.13 34.517144 2.48 129.02 20.40 186.03006 Nº2 0.63 45. 2.13479 1.84 18.59 20.53 TPD = toneladas por día Fecha Tanque Leyes Volumen Densidad Solido Liquido Tanque TM/m3 %S G.39 10.82 186.357.5' 10' x 10' A-9 Volumen Trabajo Volumen 8' x 8' Total TPD 90% M3 45 M3 6.E (gr/cc) Tanque Nº A A A A A A A A -1 -2 -3 -4 -5 -6 -7 -8 D.330 D = L/S 1.12 11.24 21.30859 Nº1 0.02 20.36 1.55 0.34 42. es decir. obtener una solución con un -57- . 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. que progresivamente va concentrado la solución extractora. Es un proceso eficiente para la elución de oro a partir de carbón activado.2 DESCRIPCION DE PROCESO Se carga el reactor con carbón cargado de valores metálicos (oro). donde se depositará el oro en los cátodo de lana de acero. se le va acondicionando. Dejar la menor cantidad de oro posible en el carbón después de la desorción 5.1 DESORCION DEL ORO DEL CARBON ACTIVADO. Producir una solución impregnada con el temor más alto posible de metales preciosos (oro). con la finalidad de disminuir la temperatura de la solución hasta aproximadamente 60°C. La solución eluyente se hace circular por el hecho de carbón hasta extraerle su contenido. la que se encarga de distribuir esta solución hacia la celda electrolítica. La solución que abandona el reactor es 80°C ingresa a un intercambiador de calor. complementando el circuito cerrado. la cual es depositada en un tanque de solución rica.CAPITULO V DESORCION DEL ORO 5. Durante la recirculación de la solución. 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. aproximadamente 1TM. obteniéndose un cuadro de la siguiente manera. 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- . 116. Se adiciona alcohol cuando la ley de la solución barren está muy elevada. se procede a descargar el carbón del reactor. como la temperatura de la celda. La presencia de NaOH aumenta la conductividad de la solución y asi la eficiencia de extracción de paso simple. flujo de la solución barren y el porcentaje del cianuro. se hace un control estricto a cada hora a cada una de la variables. De NaCN. temperatura del reactor. Durante el tiempo de duración del proceso de desorción del oro del carbón activado. 1% de NaOH y 30% de alcolhol en volumen. El muestreo de cada hora nos sirve para controlar las variables del proceso. también aumenta. para adicionarla NaCN. El HCl sirve para lavar los ánodos antes de la deserción y después de la cosecha.20% de NaCN.contenido de 0. 49 kg de NaOH.18-0. a una temperatura d 60°C El oro depositado en los cátodos de lana de acero es desprendido de la lana por acción mecánica. NaOH o alcohol. es decir. quedando apto para un nuevo proceso de desorción. además se logra controlar el Ph en caso de estar por debajo de lo normal.5 litros de Alcohol. 16 litros de HCl y 192 galones de petróleo. Una vez terminado el proceso. el PH de la solución rica. El HCl es utilizado para desprender el oro depositado en los cátodos de acero de la celda electrolítica. La adición de alcohol a la solución de desorción reduce significativamente el ciclo de elución. El proceso de desorción de oro del carbón activado tuvo una duración de 103 horas () con un consumo de 45kg. 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. Titular lentamente con una solución de nitrato de plata (AgNO3 con una concentración de 4. lo que aumenta su afinidad por el carbón activado. Adicionar algunas gotas de yoduro de potasio al 5% (libre de alcali). a la salida del poro carbón activado. 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. -59- . en altas concentraciones provenientes del hidróxido de sodio añadido al eluente. El complejo cianurado áurico neutro puede difundir al interior del poro y es adsorbido. Quemado de los cables cuando hay exceso de temperatura en la celda. presentándose de esta manera dos flujos de diferentes especies.33 g /litro) agitando el Erlenmeyer hasta la aparición de opalescencia amarilla. disminuyendo su polaridad por la neutralización de la molécula iónica portadora de oro. mientras que el complejo cianurado áurico iónico difunde al exterior del poro. reducen la disolución total que presenta el complejo. 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+. El HCl sirve para lavar los ánodos antes de la desorción y después de la cosecha. cada uno conteniendo un átomo de oro. conocido también como A.la solución concentrada de solución compleja es colectada y almacenada en un tanque de donde es bombeada a la planta de electrodeposición. f) Electrodeposición. Luego la solución pobre es descargada y -60- .... Fuerza iónica.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.Se usa una solución de 1 % de NaOH y 0. El oro adsorbido es convertido a una especie fácilmente soluble durante esta etapa. Concentración de cianuro. Procedimientos de desorción.la solución es bombeada al interior de la columna de 85°C.luego pasa un tanque de almacenamiento. Solventes orgánicos. Por un tiempo de 30 minutos.L.. 5.1 % de NaCN a 90 o 93 °C. d) Desorción. a) Preparación de la solución.R.3 METODOS DE DESORCION Los métodos propuestos son: 5.se deja remojar el carbón en la columna de una solución de 3% NaCN y 3% NaOH a 110°C. que se hace recircular a través del carbón cargado y se envía luego a Electrodeposición.Variables a medir en desorción Temperatura y presión. Efecto del pH. b) Circulación.A.3.1 Desorción con Soda Caustica caliente a presión atmosférica. e) Enfriamiento. Velocidad de flujo del efluente. c) Remojo con cianuro caustico..95°C..la desorción es lograda mediante el bombeo de 7 volúmenes de lecho (BV) de agua a través de la columna a 110°C. 5.2 Desorción con soda caustica caliente a alta presión. la desorción a presión atmosférica es lenta requiriéndose hasta 48 horas para completar el proceso. de donde se enviara a electrodeposición. 1 % de NaOH y 20 % de C2H5OH (en volumen). Se utiliza una solución similar a la anterior pero el proceso se lleva a cabo a 4 atmosferas y 115°C. la desorción a alta presión reduce el tiempo de tratamiento hasta 12 horas.recirculada nuevamente a la sección de desorción con el fin de aprovechar el cianuro residual y el oro.3 Desorción con soluciones Alcohólicas Alcalinas. Es el método más eficiente. La elección del proceso en cada unidad operacional se hace muchas veces en función de los requerimientos y condiciones muy particulares.3. 5. pero requiere de tanques presurizados. la desorción con soluciones alcohólicas reduce aún más el tiempo de tratamiento. g) Duración: El proceso completo incluido el ácido.3. a una temperatura de 70°C a 80°C y presión atmosférica. consiste en resorber el carbón con una solución alcalina de Cianuro de Sodio y Etanol cuya composición optima es de 0. pero los costos son altos y las soluciones son volátiles e inflamables. desorción del 99% del oro en periodos de 8 horas. Cada uno de los métodos descritos tiene sus ventajas e inconvenientes.1 % de NaCN. PROCESO DE DESORCIÓN SEGÚN EL MÉTODO ZADRA EN LA EMPRESA SOTRAMI -61- . la solución luego de la desorción se hace pasar por un intercambiador de calor por donde se enfría hasta 82 °C. 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- . 53168m3 = 2531. son de forma rectangular y la solución fluye paralelo al flujo de corriente.26 litros 5. 𝟑𝟐𝒎 𝟐 𝑽=𝝅∗( ) ∗ 𝟏. 𝟖𝟓𝒎 = 𝟐.68 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. Los problemas más frecuentes que se dan en este proceso son los siguientes: Estas celdas de electrodeposición que emplean electrodos de lecho empacado poroso. Las reacciones de oxidación que tienen lugar en el ánodo son: 4𝑂𝐻 − − − − − 𝑂2 + 2𝐻2 𝑂 + 4 𝑒 − − 𝑒 − + 𝐴𝑢(𝐶𝑁)− 2 − − − − − 𝐴𝑢 + 2𝐶𝑁 -63- . 𝟒𝒎 ∗ [( ) + ( ) +( )∗( )] 𝟑 𝟐 𝟐 𝟐 𝟐 Volumen de la parte cónica del reactor = 0.𝟏.26 litros Volumen total del reactor de desorción = 2496. 𝟔𝟖𝟑 𝒍𝒕 𝟐 Volumen de la parte cilíndrica del reactor = 2.90 = 2496.62 lt *0. 𝟑𝟐𝒎 𝟎. 𝟓𝟑𝟏𝟔𝟖𝒎𝟑 = 𝟐𝟓𝟑𝟏.94 lt Volumen total del reactor de desorción al 90% del uso de su capacidad = 2773.4 CELDAS ELECTROLITICAS El HCl sirve para lavar los ánodos antes de la deserción y después de la cosecha. 𝟐𝟎𝒎 𝟐 𝟏. 𝟐𝟎𝒎 𝑽 = ∗ 𝟎.241944 m3 = 241. 𝟑𝟐𝒎 𝟐 𝟎. 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*0.025 litros Volumen de la celda electrolítica interna = 179.Distancia entre cátodos y ánodos : 8 cm Altura de la solución : 60 cm Área del cátodo : 30 cm × 39 cm Área del ánodo : 30.50m = 0.03 litros -64- .1790m3 = 179. 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 -66- 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. -67- m. El Gerente de Seguridad Ing. tales como la Zona Industrial que me permitió conocer el tratamiento de mineral usando Mercurio en los Quimbaletes. mi horario de trabajo iniciaba alas 7am hasta las 7pm con un descanso de 12 a 1 p. en un 90% de totalidad pues debido a las inspecciones era necesario recorrer las instalaciones. dos supervisores Jaime Perca de la Cruz y Máximo mucha quinto. apoyar en la documentación del área. Ing.6. 6.A. 6.. ayudando a mejorar la calidad ambiental. el medio ambiente es un valor para la empresa. Mi plan de trabajo contemplaba ir 4 veces por semana al área de PAD-Cianuracion y planta de beneficios SOTRMAI S. Rodolfo Panez Rojas. gestiona el cuidado y preservación del Medio Ambiente en el que opera una organización. -68- . para conocer de operaciones e inspeccionar las Áreas. 6.7. en mi estadía pude recorrer las instalaciones de SOTRAMI S. a obtener oportunidades de negocio rentables con el uso eficiente de recursos. En la oficina de Seguridad y Salud Ocupacional trabajan tres personas.A. Uriel Sánchez Carbajal encargado de contratas. con una responsabilidad y autoridad de acuerdo la norma internacional.1 DETALLES DE LOS TRABAJOS REALIZADOS En la oficina de Seguridad y Salud Ocupacional trabajan tres personas. Rodolfo Panez y dos supervisores Jaime Perca de la Cruz y Máximo mucha quinto. íntegramente para conocer el proceso y realizar proceder con los cálculos metalúrgicos.5 CULTURA DE SEGURIDAD La protección de la vida.7 DESCRIPCION DEL LUGAR DE TRABAJO Y PROCESO OPERATIVO Me desempeñé como practicante del área de Seguridad y Salud Ocupacional. la salud. estuve 3 semanas en la planta concentradora.A.6 GESTION AMBIENTAL SOTRAMI S. El Gerente de Seguridad Ing. laptop. Uso correcto de los respiradores de 3M. Riesgo. el primer día veían videos con temáticas como. 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. Se le señala la estructura los Procedimientos Escritos de Trabajo Seguro (PETS) y se pone un ejemplo de llenado del IPERC. Procedimiento. El examen se archiva en su CV junto con sus documentos en la oficina de administración. pues faltaba implementar en áreas de PAD y PLANTA DE BENIFICIOS de esa forma levantando las observaciones de DREM -69- . causas y prevención. Condición Subestandar. evaluación. La importancia del reporte de accidentes. accidentes . 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.A) INDUCCIÓN DE SEGURIDAD: El ingeniero me proporcionó el material empleado en la inducción: diapositivas. Accidente. DS 055 2010 EM . ¿Qué es la Silicosis?. Al día siguiente regresa y se inicia la inducción presentando ciertos detalles de la empresa. Estándar. se le define y ejemplifica conceptos tales como Peligro. Acto Subestandar. se le explica las obligaciones y derechos de los trabajadores basados en el DS 055-2010 EM. así como de manera teórica se le da a conocer la importancia y las técnicas de primeros auxilios. Seguridad en el Trabajo. videos. se le introduce el código de colores y señalización. Causas. Se le brinda material impreso para que le de lectura antes de iniciar la exposición inducción. 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. Incidente. una vez cumplida con los requisitos se procedía con la explicación del procedimiento de la Inducción el cual se desarrollaba en dos días. se le define lo que es la silicosis y como prevenirla. De esa manera se busca que el trabajador tenga una noción previa de Seguridad. Me encargue de elaborar PETS de gestión de acuerdo a DS-055-2010-EM. la nota varía de 0-20 y se aprueba con una nota superior a 13. entonces en mi estadía me encargue de dar la inducción a los trabajadores nuevos tanto de la empresa como de las contratas. liderazgo y motivación al trabajador. cámaras. donde nos enseñaron a usar la tabla SCAT. molienda. se firma y revisa el llenado de los IPERC por los jefe de guardia. aquí es donde aplico los conocimientos del Curso de Seguridad Minera y Control de pérdidas. todo ellos sirve para reconstruir los hechos y en base a ello determinamos las causas básicas e inmediatas. del campo también se recolectan datos. funcionamiento de los equipos y herramientas. así también redacté la base de otras 17 tareas de operaciones Planta y PAD. Terminada las inspecciones de las mañanas en PAD . el responsable del levantamiento de la observación y el plazo dado. tanques de agitación y área de desorción y se verifica las escaleras caminos funcionamiento de teléfonos. Me encargué también de llevar el registro virtual de los reportes de accidentes e incidentes que llegaban a diario. agenda de apuntes vamos a identificar Actos y Condiciones Subestándares. se verifica el cumplimiento de los PETS.B) INSPECCION Todas las mañanas se llevan a cabo las inspecciones rutinarias de seguridad . se pasea por el circuito de chancado. los supervisores y el Ingeniero se distribuyen las zonas a Inspeccionar. Procedimiento de Gestión de Investigación de Accidentes e Incidentes. En estas inspecciones me permitió conocer cómo se llevaban a cabo las operaciones. de haber alguna observación se coordina con el jefe de área para su posterior levantamiento. en la tarde ayude en la elaboración de informes de las observaciones en las Inspecciones que consta de imagen. C) DOCUMENTACION Los primeros días se me designó el diseño de la plantilla para los PETS de planta y PAD y mina. 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. Una vez que se tiene el reporte se llama a los involucrados y se le toma su manifestación. una vez generado el Informe de -70- . Entre otros. su acción correctiva. descripción. inicie con el PETS de Preparación de cianuro. actualizaba la información en la base de datos del área.PLANTA. en varias ocasiones los acompañe a interior mina donde provistos de pintura en spray. Es responsabilidad de mi área darle seguimiento y sancionar en caso de incumplimiento. Para el mes. estado civil. Como el Ingeniero de Seguridad Rodolfo Panez Rojas. actuar). Plan anual de Seguridad y Salud ocupacional. 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. edad y otros datos que se requieren para elaborar la estadística. Elaboré la presentación a proyectarse en el Comité de Seguridad. el Ingeniero me designo a que yo sola las elabore. se necesita la clasificación de la totalidad de los reportes de cada mes. impresión de los documentos digitales tales como la política de la empresa. 6.Accidente es expuesto en las reuniones del Comité de Seguridad de forma detallada. verificar. -71- de Seguridad EXTAMIN . entonces la documentación del área debe estar archivada en función a ello. 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. entre otros documentos para tenerlos en orden para los efectos de fiscalizacion de la DREM o los auditores externos. visión. 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. También me proporcionaron la contraseña del extranet del MINEM y pude declarar las estadística mensual correspondiente el mes de junio 2015. Para lo cual le ayude a armar los archivos.2 ELABORACION DE INFORME MENSUAL Se me capacitó en el uso del sistema spring para generar requerimientos al almacén central. tuve que coordinar con Recursos Humanos para que me brinde las horas hombres trabajadas y poder calcular los índices de Seguridad. hacer. mayo y junio ayude al Ing Rodolfo Panez en generar los cuadros y gráficos estadísticas. ubique el informe de los accidentes. trabaja con una herramienta de Gestión de Seguridad conocido como el PHVA (planear. En el mes de abril.7. misión. Con el total de reportes de incidentes y accidentes del mes se genera la estadística mensual. Finalmente estuvo listo el Excel estadístico. experiencia. y a elaborar la presentación. recurrí a los “CV” de los 05 trabajadores accidentados un fatal para buscar información sobre su grado de instrucción. 38gr/TM. 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. 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. La ley de cabeza que ingresa en promedio es de 25. Para una recuperación adecuada se debe tener en cuenta la granulometría ya que cuando el material es grueso existirá perdidas por falta de liberación. 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. 5. en la solución barren es de 0.99%. 4.CONCLUCIONES 1. La recuperación en el proceso de lixiviación es de 94% y la recuperación total es de 98. el mineral en el relave es de 1. 2. 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. 3.3259 gr/m3. -72- . la extracción tiene un promedio de 24.086 gr/TM. mientras que la recuperación anual es de 93.7% para el tiempo es estudio.91gr/TM de oro por toneladas. La Identificación de Peligros y Evaluación de Riesgos (IPER). 7. La solución que se retorna se debe considerar para el balance de oro por ende es recomendable realizar un balance de agua. -73- . y calidad (SSO) es el compromiso y la responsabilidad que tienen los trabajadores y empleados desde la gerencia hasta el último nivel. 3. 5. 6. nos ayuda a identificar. análisis de costo beneficio y visión práctica. registros y auditorias. 2. Dentro del contexto de estudio se puede recomendar los balance metalúrgicos se debe de realizar con análisis calculado y no con analizada. cuantificar y evaluar el riesgo dándonos al mismo tiempo alternativas de minimización.RECOMENCIACIONES 1. y la deposición de oro en la lana es de 5. estos deben cumplirse en forma sistemática a través de evaluaciones. monitoreo.5 a 8. garantizándoles ambientes seguros de trabajo y el equipo de protección personal adecuado. La política del sistema integrado de gestión de Salud. 8. Considerar al trabajador como el elemento más valioso en la existencia de la empresa. capacitándolos adecuadamente para que la seguridad sea parte de su trabajo. 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. controles. para definir la estrategia óptima frente a un riesgo. Seguridad Ocupacional. 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.5 a 11 horas se extrae el 50%. En la desorción y electrodeposición de oro se puede mejorar el tiempo de desorción ya que el 50% solo se extrae entre 7.8 horas. para ello es recomendable evaluar otras variables que influyen en la deposición de oro. 4. G. (1995). Infrared and x-ray photoelectron spectroscopy studies on the adsorption of gold cyanide on activated carbon: Miner. (1991). Eng. & Young B. 5. Kuehl Robert O. Steele C. Mechanism of adsorption of gold and silver species on activated carbons.net/danlsonbenavidez/antapite -74- . & Fuerstenau D. REVISTAS 6. J. (2001) Diseño de experimentos principios estadísticos de diseño y análisis de investigación.pdf 10. http://www.metalurgia.cl/apuntes/caceres/cursohidrometalurgia/Hidrometalurgi a. Metall. Min.A.slideshare. 4. (1998). of South Afr.slideshare. (2009). México: Thomson Editores.BIBLIOGRAFICA 1. & Thomas K. Bryson A. Le Roux J.com.net/ChrisberErikson/ing-metalrgica-unsaac-carbn-activado 9..net/victor15091982/231225-cianuracionporagitacion 8. http://es. http://www.uda. http://es. Ibrado A.. 3. Guzmán Salvador. E.slideshare. http://es. Hayward I. Arequipa: PERUMIN revisado 13 frbrero del 2014 en www.. EIA Sociedad de trabajadores mineros(2014) compumet PAGINA DE WEB 7. A comparison of several kinetic models for the adsorption of gold cyanide onto activated carbon.net/angiearenas2104/info-lixi-pya?qid=ae635938-97ac-4dd2a7c8-fda0ad565416&v=default&b=&from_search=4 11. Jia Y.slideshare. Proceso SART y su influencia en el proceso CIC minera Yanacocha. S.convencionminera. Acosta Rodríguez. Inst. 2. A.ANEXO ANEXO 1: FLOWSHEET – PLANTA. -75- .SOTRAMI S. 50 1.455 49.242 1.17 36.821 139.80 Sol.25 57.6 6. Barren 9 Sol.234 5.01 6 Hidroiclon D-6 1 4 8 2.315 1.62 0.166667 24 Tolva de Finos Reservorio de Sol.8 4.17 0.174 96.Solucion Barren TMS/Hr %S Leyenda: 100 1.71 0.450 5.958 1.365 5 11. Barren 2 2.16 1.70 7. Barren 1.20 1. D6 2 TMS/Hr t Agua 1 1.21 72.989 1.900 Molino 6x6 Primario M 6x6 4.23 3 Sol.367 32.17 35.65 TK-2 10 11 Relavera TK-9 4.300 Bateria de Agitadores 4.781 1.97 Agua Fresca 0.696 1.174 Chulves Reservorio de Agua Adicion de Agua .823 Relavera 1.00 2. Barren 1.460 Sol.850 7 1.17 56.36 BALANCE DE MASA PLANTA SOTRAMI SANTA FILOMENA II .560 Molino 4x5 de remolienda Molino 5x5 de Remolienda 5.29 5.25 50.5 TK-1 Agitador1 Hidroiclon D-6 2 7.67 11. D6 1 cc.100 TMSD 2. Barren 3.989 1. Barren Sol.04 75.04 4.560 Sol.01 10.25 49.97 3.25 57.45 1. Barren TMS cc.-76- m3/Hr DP Punto %Humedad 1 2 3 4 5 6-7 8 9 10 11 Total m3/Dia 3.290 ANEXO 2: BALANCE DE MASA PLANTA SOTRAMI SANTA FILOMENA II 100 TMSD .67 Agua TMS/Hr 7.03 1. 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 1.5m 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 6.5 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 .8-2 ft 12m X 16" 8.5X10.8m 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. 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 PLANEAMIENTO. COSTOS Y PRESUPUESTOS SECRETARIAGERENCIA GENERAL ORGANIGRAMA SOTRAMI S.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- . COSTOS Y PRESUPUESTOS JEFEDE MEDIOAMBIENTE GERENTE GENERAL JEFEDE PLANEAMIENTO.U.A.ANEXO 3: CUADRO DE MATERIALES Y EQUIPOS ANEXO 4: ORGANIGRAMA DE SOTRAMI S. .
Report "Informe de Practicas Planta de Beneficios Minera Sotrami s.A"