u n iv e r s id a d n a c io n a l d e s a n a g u s t Ín
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U N I V E R S I D A D N A C I O N A L D E S A N A G U S T Í N D E A R E Q U I P A
F A C U L T A D D E I N G E N I E R I A D E P R O C E S O S
E S C U E L A P R O F E S I O N A L D E I N G E N I E R I A M E T A L U R G I C A
P A R A O P T A R E L T I T U L O D E :
I N G E N I E R O M E T A L U R G I S T A
A R E Q U I P A – P E R Ú
2 0 1 4
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA
FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS
Escuela Profesional de Ingeniería Metalurgica
“AMPLIACIÓN DE LA CAPACIDAD Y OPTIMIZACION DE LA
PLANTA DE BENEFICIO LAYTARUMA”
Tesis presentada por el Bachiller:
AQUISE SUCAPUCA, LUIS ALBERTO
Para optar por el Título Profesional de
Ingeniero Metalurgista
AREQUIPA- PERÚ
2014
DEDICATORIA:
A Dios, por permitirme llegar a este
momento tan especial en mi vida. Por
los triunfos y los momentos difíciles que me han enseñado a valorarlo cada
día más.
A mis padres Andres y Pascuala, con
todo mi cariño y mi amor, que hicieron
todo en la vida para que yo pudiera
lograr mis sueños, por motivarme y
darme la mano cuando sentía que el
camino se terminaba, a ustedes por
siempre mi corazón y mi
agradecimiento.
A mis hermanos Sandra y Elmer,
personas importantes en mi vida, que
siempre estuvieron listas para
brindarme toda su ayuda, ahora me
toca regresar un poquito de todo lo
inmenso que me han otorgado
4
AGRADECIMIENTO
Agradezco a la Universidad Nacional de San Agustín, mi alma mater, en especial a la
plana docente de la Facultad de Ingeniera de Procesos, de manera muy particular a
los docentes de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, por haberme
impartido sus conocimientos valiosos para el aprendizaje y logro de mi especialidad.
5
PRESENTACION
Sr. Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos, Sr. Director de la Escuela
Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Señores Ingenieros Miembros del Jurado.
Cumpliendo con el reglamento de grados y títulos correspondientes y con el objetivo
de optar el Titulo Profesional de Ingeniero Metalurgista, presento antes ustedes la
siguiente tesis titulada: “AMPLIACIÓN DE LA CAPACIDAD Y OPTIMIZACION DE LA
PLANTA DE BENEFICIO LAYTARUMA”.
La presente tesis describe los resultados obtenidos en las pruebas de optimización de
la planta de cianuración Laytaruma.
En el primer capítulo se presenta generalidades, objetivos que se quieren realizar para
con este trabajo.
El segundo capítulo presenta la identificación del medio de trabajo como ubicación,
clima, accesos, etc.
En el tercer capítulo se presenta el fundamento teórico en la extracción del oro por
medio del proceso de cianuración y carbono activado.
En el cuarto capítulo se presenta la descripción general del proceso metalúrgico de la
planta de beneficio Laytaruma para la ampliación de la capacidad de la planta de 340
TMSD A 450 TMSD.
En el quinto capítulo se presenta las pruebas de optimización realizadas a nivel
laboratorio tanto para la fuerza de cianuro como la recuperación de oro.
En el sexto capítulo se presenta una reseña de los costos realizados para la
ampliación, mano de obra, compra de equipos, insumos, etc.
Finalmente se consigna las conclusiones del trabajo realizado en la ampliación y
optimización.
Bach. Luis A. Aquise Sucapuca
6
AMPLIACIÓN DE LA CAPACIDAD Y OPTIMIZACIÓN DE LA PLANTA DE
BENEFICIO LAYTARUMA
DEDICATORIA
AGRADECIMIENTO
ÍNDICE
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1 ANTECEDENTES ............................................................................................... 1
1.2. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ................................................................ 1
1.2.1. Descripción del Problema ............................................................................... 2
1.3. OBJETIVOS ....................................................................................................... 3
1.3.1. Objetivos Generales........................................................................................ 3
1.3.2. Objetivos Específicos ...................................................................................... 3
1.4. JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN ........................................................ 3
CAPITULO II
IDENTIFICACION DEL MEDIO
2.1 UBICACIÓN ........................................................................................................ 4
2.2 ACCESOS .......................................................................................................... 4
2.3 TOPOGRAFIA Y CLIMA ..................................................................................... 5
2.4 MINERALOGIA ................................................................................................... 6
7
CAPITULO III
FUNDAMENTO TEORICO
3.1 PRINCIPIOS BASICOS DEL ORO...................................................................... 7
3.1.1. EL ORO .......................................................................................................... 7
3.2 PROPIEDADES FISICAS Y QUIMICAS.............................................................. 7
3.2.1. FISICAS ......................................................................................................... 7
32.2. QUIMICAS ...................................................................................................... 8
3.3 MINERALURGIA ................................................................................................. 9
3.4 TIPOS DE YACIMIENTO .................................................................................... 8
3.5 MINERALES DE ORO ........................................................................................ 8
3.6 OPERACIONES Y PROCESOS PARA LA RECUPERACION
DEL ORO.......................................................................................................... 10
3.7 PROCESO DE GRAVIMETRIA-AMALGAMACION ........................................... 11
3.8 OPERACIONES METALURGICAS DE GRAVIMETRIA Y
AMALGAMACION ............................................................................................. 13
3.8.1. OPERACION DE GRAVIMETRIA ................................................................. 13
3.8.2. OPERACION DE AMALGAMACION ............................................................. 14
3.8.3. OPERACIÓN DE GRAVIMETRIA Y AMALGAMACION EN
EL METODO ARTESANAL .......................................................................... 14
3.9 PROCESO DE CIANURACION CONVENCIONAL ........................................... 15
3.9.1 FUNDAMENTOS DE LA CIANURACION ...................................................... 15
8
3.9.1.1. TERMODINAMICA DE LA CIANURACION ............................................... 15
3.9.1.2. MECANISMO ELECTROQUIMICO ............................................................ 16
3.9.1.3. CINETICADE DISOLUCION DEL ORO ..................................................... 17
3.9.1.4. EFECTOS ACELERADORES Y RETARDADORES ................................ 17
3.9.1.5 EL CIANURO .............................................................................................. 19
3.9.1.6 CARBON ACTIVADO ................................................................................ 21
3.9.2 METODOS DE CIANURACION ..................................................................... 22
3.9.2.1 METODO DE CIANURACION TIPO “DUMP LEACHING ........................... 23
3.9.2.2. METODO DE CIANURAIONO TIPO “HEAP LEACHING ........................... 23
3.9.2.3 METODO DE CIANURACION TIPO “VAT LEACHING” .............................. 24
3.9.2.4. METODO DE CIANURACION POR AGITACION ......................................24
CAPITULO IV
DESCRIPCION DETALLADA DE LA AMPLIACION DE LA PLANTA
4.1 CAPACIDAD DE LA PLANTA ........................................................................... 26
4.2 AREA DE RECEPCIÓN .................................................................................... 29
4.3 CIRCUITO DE CHANCADO ............................................................................. 30
4.4 CIRCUITO DE MOLIENDA ............................................................................... 34
4.4.1 BALANCE GRANULOMETRICO SECCION MOLIENDA ............................... 37
4.5 SECCION DE CIANURACION .......................................................................... 44
4.6 SECCION DE CARBON ACTIVADO ................................................................ 50
4.6.1 Concentración de carbón en los tanques ................................................. 50
9
4.6.2 Proceso de transferencia de carbón cargado ........................................... 52
4.6.3 Proceso de cosecha de carbón cargado .................................................. 52
4.6.4 Reactivación del carbón ........................................................................... 53
4.6.5 Regeneración química de carbón activado............................................... 53
4.6.6 Regeneracion térmica de carbón activado ............................................... 54
CAPITULO V
PRUEBAS EXPERIMENTALES
5.1 OPTIMIZACION EN LA PREPARACION DEL
CIANURO DE SODIO ....................................................................................... 55
5.1.1 ANTECEDENTES .......................................................................................... 55
5.1.2 DESARROLLO DE PRUEBAS METALURGICAS .......................................... 56
5.2 CONCLUSIONES DE RESULTADOS ............................................................. 61
CAPITULO VI
EVALUACIÓN DE COSTOS
6.1 RESUMEN DE COSTOS DE IMPLEMENTACION
DE TANQUE DE AGITACIÓN ........................................................................... 64
6.2 OTROS COSTOS OPERATIVOS ..................................................................... 68
CONCLUSIONES
RECOMENDACIONES
BIBLIOGRAFIA
10
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1. ANTECEDENTES
Los orígenes de la MINERA LAYTARUMA S.A. se remontan a mayo de
1990, tiempo en que fue constituida Esta empresa está formada por
capitales netamente nacionales Empezó como un pequeño productor
minero, y hoy en día es considerada, dentro de la mediana minería, una
empresa líder en comercialización y tratamiento de minerales auríferos
Por otro lado, su producción final, o sea su “Oro Fino”, es exportado por
completo a los Estados Unidos; específicamente a la empresa
METALOR USA REFINING CORP, la cual es la segunda
comercializadora de metales en el mundo, y además, la mayor refinería
de oro en el mundo también.
1.2. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
El proceso de optimización en metalurgia extractiva no ha sido
suficientemente investigado de acuerdo a las modernas técnicas de
11
investigación y experimentación en la ciencia metalúrgica esto se debe a
la complejidad heterogénea de los minerales tratados, las altas leyes de
metal que presentan los minerales comparada con la de otros países
donde el mineral es de baja ley, y donde es necesario las
investigaciones para lograr optimizar sus parámetros de trabajo que se
reflejan en un mayor rendimiento técnico y económico del tratamiento.
Cuando en metalurgia extractiva estudiamos el comportamiento de un
mineral frente a procesos tales como la flotación, la lixiviación, la
separación magnética u otros procesos, nuestro propósito es determinar
las condiciones de operación que hacen factible un alto grado de
extracción y una óptima recuperación de finos, sea este de cobre, plomo,
zinc, plata, oro u otros metales. En estos casos no cabe duda que se
trata de un problema de optimización el cual es sumamente complejo en
razón al tratamiento de material heterogéneo en su naturaleza de
composición, o en la forma en la cual sus componentes son sometidos a
un tratamiento con adición de cierta cantidad de reactivos y por ende del
gran número de variables que es necesario considerar.
1.2.1. Descripción del problema.
La Planta de Beneficio “Laytaruma” se abastece de mineral por
medio de la compra a pequeños productores mineros legales por
tal recibe mineral de diferente composición y mineralogía por la
cual se hace mas compleja la extracción de los metales.
Minera Laytaruma S.A. ha visto necesario la elaboración del
Proyecto Ampliación de la Planta de Beneficio “Laytaruma” de 340
TPD a 450 TPD, utilizando para ello los procesos de Adsorción –
Desorción y Electrodeposición; el mineral proveniente de las
minas es recepción, pesado y almacenado en canchas de acopio,
los que son separados de acuerdo a la ley que presentan.
12
1.3. OBJETIVOS
1.3.1. OBJETIVOS GENERALES:
Este trabajo es Describir la Ampliación de la Capacidad de
Tratamiento de la Planta de Beneficio Laytaruma de 340 TPD a
450 TPD de la Concesión de Beneficio “Laytaruma”, conocer las
diferentes etapas del Proceso por la que es tratado el mineral
hasta la obtención del metal valioso optimizándolo en el proceso
de cianuración.
1.3.2. OBJETIVOS ESPECIFICOS:
Fijar los parámetros óptimos en la cianuración del oro mediante
pruebas experimentales.
Controlar y minimizar el consumo de agua fresca para el
proceso.
Monitorear el tiempo de residencia en el nuevo tanque 30’x30’.
1.4. JUSTIFICACION
El desarrollo del presente trabajo está orientado a solucionar un
problema tecnológico, ya que la mayoría de las empresas que procesan
mineral tienen problemas operacionales que dificultan la recuperación de
un metal.
Para hacer de ésta una tecnología más eficiente es necesaria una mayor
comprensión y caracterización de los procesos involucrados, y de este
modo aprovechar al máximo sus capacidades.
13
CAPITULO II
IDENTIFICACION DEL MEDIO
2.1. UBICACIÓN
La zona de estudio se encuentra ubicada en el Fundo denominado
“Laytaruma”, el mismo que pertenece a la jurisdicción del distrito de
Sancos, provincia de Lucanas en el departamento de Ayacucho. Se
encuentra ubicado en la Quebrada Laytaruma a una altitud de 1,060
m.s.n.m.
2.2. ACCESOS
Se accede al área del proyecto desde la ciudad de Lima, a través de la
Panamericana Sur hasta el kilómetro 572, desde el cual se accede a
través de una vía afirmada de 44 Km. hasta la zona del proyecto, de
acuerdo a lo mostrado en la siguiente tabla.
14
Tabla Nº 1: Vías de acceso para planta de Beneficio Laytaruma
Tramo Distancia
(Km) Vía
Tiempo (hr)
Dist. Desde Arequipa
(Km)
Arequipa – Yauca 572 Asfaltada 7 572
Yauca – Jaqui 23 Afirmada 1 595
Jaqui – Laytaruma 21 Afirmada 1 616
2.3. TOPOGRAFIA Y CLIMA
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, bisectadas por quebradas de fuerte
pendiente, característicos de cauces jóvenes y en su mayoría sin
caudales de agua. El área de instalación de la Planta se localiza en la
confluencia de las quebradas Santa Rosa y Acaville, en la zona de
Jerusalén, donde tenemos la presencia de conos de deyección con una
morfología levemente inclinada.
Debido a que la topografía de la zona es muy agreste, presenta muy
pocas laderas aprovechables, que están siendo afectadas
principalmente por la erosión natural. La clasificación climática de la
región es pre árido a semi cálido, con temperaturas medias anuales que
tienen un máximo de 24 a 27º C y un mínimo de 16 a 17º C.
La precipitación pluvial es nula de abril a diciembre y esporádica durante
los meses de Enero a Marzo. Las escasas precipitaciones que
eventualmente ocurren se deben al trasvase de las nubes desde la
Cordillera Occidental y a la condensación de la humedad del Pacifico.
Según la estación meteorológica de Acari (zona similar al área del
15
proyecto), la precipitación anual es de 2.1 mm. Es importante mencionar
que en la región ocurren sequías prolongadas y que esporádicamente se
presentan lluvias inesperadas que sólo duran algunas horas.
2.4. MINERALOGIA
Diversos tipos de minerales auríferos provenientes de la zona y de otros
lugares a nivel nacional están compuestos comúnmente de:
Tipo Mineral Símbolo
Elementos Nativos Oro Au
Sulfuros Pirita FeS2
Chalcopirita CuFeS2
Pirrotita Fe1-x S
Covelita CuS
Sulfosales Tetraedrita (Cu,Ag)10(Fe,Zn)2(Sb,As)4S13
Óxidos Limonita Fe2O3n(H2O)
No metálicos Cuarzo SiO2
Clorita (Mg,Fe,Al)6(Al,Si)4O10(OH)8
16
CAPITULO III
FUNDAMENTO TEORICO
3.1. PRINCIPIOS BÁSICOS DEL ORO
3.1.1. EL ORO
En todos los tiempos el oro, ha concitado el interés humano porque este
metal ha sido empleado principalmente con fines monetarios o
decorativos. Su rareza e inalterabilidad han hecho de el un símbolo de
riqueza y poder.
3.2. PROPIEDADES FÍSICAS Y QUIMICAS
3.2.1. FISICAS
Es maleable y dúctil, es blando su dureza es 3, la gravedad
específica es19.3, su símbolo es Au, su número atómico es 79, su
17
peso atómico es 197.2, su punto de fusión es 1063 ºC, su punto
de ebullición es 2970 ºC y se cristaliza en el sistema cúbico.
3.2.2. QUIMICAS
El oro es fácilmente soluble en agua regia, que produce cloro
naciente. El oro disuelve en ácido clorhídrico en presencia de
sustancias orgánicas. El oro es disuelto por cloruros férricos u
cúpricos. El oro es algo soluble en una solución de carbonato de
sodio al 10 % El oro es soluble en soluciones cianuradas
3.3. MINERALURGIA.
El oro es susceptible de existir en cercanías geológicas relativamente
variadas (rocas sedimentarias, vetas intra plutónicas o peri plutónicas).
El oro es químicamente inerte en ambientes naturales y es poco
afectado durante el intemperismo y descomposición de la roca que lo
contiene.
3.4. TIPOS DE YACIMIENTO
Vetas de cuarzo con oro: Los placeres jóvenes compuesto por areniscas
y grava no consolidada, están en los cauces de los ríos. Los placeres
antiguos o fósiles se forman en el precámbrico han sido titificados o
conglomerados.
Oro diseminado: En estos yacimiento la rocas al bergantes son calizas
dolomíticas o carbonaceas, el oro esta diseminado, en tamaño de 0.1 –
10 micrones.
Oro como subproducto: Con otros metales como el cobre, plata y plomo.
18
3.5. MINERALES DE ORO
El oro se encuentra en estado nativo comúnmente y se puede
representar en venas y filones de cuarzo, en este cuadro se ubican los
diseminados.
El oro se encuentra también placeres y depósitos aluviales de corrientes
antiguas y modernas.
El oro nativo de zonas de oxidación y de los placeres frecuentemente
contiene plata en pequeñas proporciones así como otros metales.
El oro nativo puede ser Oro limpio, oro empañado, oro revestido,
electrum, oro cuprífero.
El oro en otros minerales, como producto secundario, con las especies
de cobre, plata, plomo, arsénico y antimonio
El oro asociado a la pirita y a la arsenopirita, se presenta como solución
sólida y oro extremadamente fino, también se encuentra como ampolla
de inclusiones, micro venillas, rellenos de intersticios, remplazamientos
etc.
El tamaño del grano de oro es determinante en el proceso metalúrgico
elegido, se divide por el tamaño en Oro grueso que viene a ser el oro
aluvial en forma de pepitas, el oro filoniano en forma de escamas o hilos,
hasta un tamaño no menor a 0.2 mm. El denominado oro fino sería un
rango de tamaños del oro grueso y el oro ultra fino, estaría entre 0.2 mm
( 200 micrones) y los 10 micrones, quedando el denominado oro ultra
fino que estaría libre o encapsulado menor a 10 micrones.
“El tratamiento de los minerales de oro se basan fundamentalmente en
las propiedades del oro, su alto peso específico, su carácter hidrofóbico
y su solubilidad en soluciones cianuradas” dando lugar a varios
esquemas de tratamiento metalúrgico para recuperar el oro”
19
3.6. OPERACIONES Y PROCESOS METALÚRGICOS PARA RECUPERAR
EL ORO.
3.6.1. ASPECTOS GENERALES
La operaciones convencionales de Chancado, molienda y
clasificación, se llevan a cabo en los minerales de oro de acuerdo
al grado de liberación que se quiera obtener del mineral
El tamaño de grano del oro libre y el grado de asociación del oro
con otros minerales, es determinante en la elección del Proceso
metalúrgico a seguir, se conocen tres grandes procesos
adecuados: La gravimetría, la Flotación y la Cianuración.
El oro denominado “Grueso” será sometido a la Gravimetría, el
fundamento de la Gravimetría se basa en el alto peso específico
del Oro. Hay equipos que se vienen diseñando con el objeto de
recuperar el oro libre Fino.
El oro denominado “Fino” y “ultra fino”, si esta totalmente libre y
expuesto, lo mas conveniente es el Proceso de Cianuración
convencional. Si el oro esta asociado (en solución sólida)
íntimamente con los sulfuros entonces se aplicará la flotación
convencional para recuperar los sulfuros que acompañan al oro.
La decisión de realizar “Liberación del mineral” depende
exclusivamente de la evaluación económica del mineral a
procesar. Si bien es cierto se requiere al oro totalmente libre para
aplicar cualquiera de los procesos elegidos, esta “liberación” pasa
por una evaluación de costo-beneficio, de acuerdo a estas
decisiones se practican los procesos de Gravimetría y la
Cianuración.
A continuación expondremos los fundamentos básicos de la
Gravimetría y la Cianuración que nos permitan evaluar nuestra
20
práctica actual, en la búsqueda de mejorar la calidad de vida del
mineral artesanal y mitigar en gran medida la contaminación
ambiental.
3.7. EL PROCESO DE GRAVIMETRIA-AMALGAMACION
FUNDAMENTOS
Gravimetría
La Gravimetría es un proceso metalúrgico de concentración de metales
y/o minerales pesados, se basa en la diferencia de densidad entre la
Mena pesada (oro, galena, cerusita etc) y la ganga que es liviana que
son los estériles (óxidos de fierro, sílice etc).
Amalgamación
La amalgamación consiste en poner en contacto el metal Oro o la Plata
con el mercurio líquido para formar una amalgama, decir una aleación de
mercurio-oro-plata, dando lugar a partículas de metal revestidas de
mercurio, las partículas amalgamadas se adhieren unas a otras, para
formar una mayor llamada amalgama.
El mercurio
Es el único metal que a temperatura ordinaria se encuentra en estado
líquido, su nombre proviene de Hidrargyrium, su símbolo es Hg., su peso
específico es 13.5, su punto de fusión 39ºC y su punto de ebullición es
357ºC.
No es atacable por los ácidos clorhídrico y ácido sulfúrico, pero si por el
ácido nítrico, forma amalgama con todos los metales comunes con
excepción del hierro y platino.
21
Las especificaciones comerciales del mercurio son: Frasco de 76 libras,
Mercurio virgen con 99.99 % de pureza.
Consecuencias del uso del mercurio
Durante el proceso de Gravimetría- amalgamación se introduce mercurio
metálico al ambiente en:
1. Los relaves de amalgamación producidos durante el deslamado.
2. Durante la preparación de la amalgama hasta obtener la amalgama
sólida
3. Durante el proceso de refogado al sopletear la “bola”. Tanto el
mercurio líquido, como el vapor de mercurio condensado, terminan
en los cursos de agua y por acción de los microorganismos
acuáticos se transforman en compuestos altamente tóxicos uno de
los cuales es el metilmercurio, que es fácilmente absorbido a través
de la piel, vía respiratoria y vía gastrointestinal.
El mercurio ataca al sistema nervioso central de los seres humanos
produciendo alteraciones motoras (ataxias) y sensoras (ceguera-
sordera) de carácter irreversible. Generalmente el mercurio no mata
inmediatamente, generalmente el envenamiento es gradual, crónico e
irreversible.
Los síntomas de envenenamiento por el mercurio son los siguientes:
cólicos, calambres abdominales, diarreas, falta de apetito, desgano,
inflamación y sangramiento de las encías, disminución de la visibilidad
hasta la ceguera, temblores musculares, irritabilidad, afectación del
sistema nervioso y estado anímico depresivo.
Reglas de seguridad para el uso del mercurio
a) Nunca eche ni utilice el mercurio en las canaletas
b) Al amalgamar, no permita que el mercurio entre en contacto con su
piel, utilice guantes
22
c) No ingiera alimentos, ni fume cuando utilice el mercurio.
d) No use recipientes que hayan contenido mercurio para guardar
alimentos o bebidas.
e) Guardar siempre el mercurio cubierto con agua.
f) No guarde mercurio en su vivienda, lave sus manos cuidadosamente
antes de comer.
g) El mercurio (vapores) ataca a los mas débiles: niños y mujeres
embarazadas. Alejarlos del manipuleo del mercurio.
h) Para quemar el mercurio utilice un buen recuperador de mercurio.
i) El quemado de la amalgama hacerlo lejos de las viviendas y al aire
libre.
j) En caso de sentir dolor de cabeza y molestias estomacales
permanentes, acuda a un centro médico, puede estar intoxicado con
mercurio.
3.8. OPERACIONES METALURGICAS DE GRAVIMETRIA
AMALGAMACION
3.8.1. Operación de Gravimetría
El mineral es molido a una granulometría no menos del 30 %
malla –200, en circuito cerrado de molienda y clasificación, la
pulpa obtenida es diluida a un 5-20 % en peso y es alimentado a
los concentradores como : Canaletas, concentradores Knelson,
concentradores Knudsen, concentradores de espiral, Jibs, mesas
vibratorias, en las que se obtienen dos productos: Un concentrado
de Oro con radios de hasta 1/100 del mineral original y un relave
de gravimetría con contenidos de oro fino que no son
recuperables por este método.
23
3.8.2. Operación de amalgamación
El concentrado de alta ley en oro obtenido en la gravimetría se
mezcla con el mercurio líquido en un molino amalgamador de
medidas 3’ x 3’, con una carga mínima de bolas, con una dilución
de agua de 2/1 y un PH= 12, puede ser Batch o continuo, la
amalgama liquida de oro-mercurio se separa de la pulpa con agua
a presión y en contracorriente, la amalgama liquida es escurrido
con un filtro a presión con aire, el queque o amalgama sólida ( en
la que están en proporción de 1/3 el oro y el mercurio), es
sometido a fuego dentro de una Retorta para sublimar el oro y
obtener el oro Refogado o esponja de oro, de una pureza que
dependerá de la presencia de la plata en la “bola de oro”. El
mercurio es recuperado para ser usado nuevamente, no se pierde
mercurio al ambiente.
3.8.3. Operación de Gravimetría y amalgamación en el método
artesanal
Los mineros artesanales procesan el mineral directamente en el
quimbalete, previamente muelen el mineral en molinos
polveadores, el mineral molido (polveado) es alimentado al
quimbalete con adición de agua y el mercurio líquido, después de
un tiempo de mezcla, se comienza a desaguar y deslamar
la mezcla quedando en el fondo lo mas pesado que es la
amalgama de mercurio con oro, se retira la amalgama, se le
limpia de las impurezas de ganga y se exprime (ahorca) con una
tela fina, quedando la amalgama sólida que a continuación es
sopleteado para eliminar el mercurio al medio ambiente.
Obteniéndose finalmente el oro refogado o “bola de oro” que va a
comercialización.
24
Toda esta operación de obtención de oro refogado, en cada una
de sus etapas se da una alta contaminación de mercurio, cuyo
mayor porcentaje de perdidas están en los relaves de
amalgamación, que son amontonados incluso dentro o cerca de
las viviendas originando fuerte contaminación en las personas que
habitan en el lugar de la obtención del oro refogado
3.9. EL PROCESO DE CIANURACION CONVENCIONAL
3.9.1. FUNDAMENTOS DE LA CIANURACION.
3.9.1.1 Termodinámica de la Cianuración
Los diagramas de Pourbaix que relacionan el potencial de oxido-
reducción (Eh) del metal con el PH del Medio (ver Fig. 1) ,
muestran que compuestos como: Au(OH)3 ; AuO2 ; (HAuO3) -2 y
también el ión ( Au) +3 requieren elevados potenciales Redox
(superiores al de la descomposición del oxígeno) para formarse.
La lixiviación del oro metálico es, por lo tanto, muy difícil a causa
de la gran estabilidad de este último.
Fig. N° 1. Diagrama de estabilidad Au-H2O-CN
25
En el diagrama Au-H2O-CN , no obstante la reacción : Au(CN)2 +
e = Au + 2 CN se lleva a cabo dentro de los límites de estabilidad
del agua. El campo de estabilidad del complejo aurocianuro esta
limitado por una recta que inicialmente muestra una pendiente
pronunciada (efecto de la hidrólisis del cianuro a PH menor a 9 )
tornándose luego casi horizontal debido a la acción oxidante del
oxígeno en medio básico, hecho que a su vez permite que se
haga efectiva la reacción de lixiviación por formación de
aurocianuros.
En el mismo gráfico se puede observar que los compuestos
Au(OH)3, Au +3 y( HAuO3) –2 son reducidos por la introducción
del cianuro.
3.9.1.2 Mecanismo electroquímico
La disolución del oro está regida por los principios electroquímicos
de la Corrosión, la explicación esquemática de este fenómeno se
facilita (mediante el grafico 2), la reducción del oxígeno sobre la
superficie metálica en la zona catódica va acompañada por la
oxidación del oro en la zona anódica de acuerdo a las siguientes
reacciones :
O2 + 2H2O + 2e - __________ H2O2 + 2OH - ____ (1)
2 Au __________ 2 Au + + 2e - ____ (2)
Au + + 2 CN - __________ Au(CN) –2 ____ (3)
Ecuación fundamental de la Cianuración
4Au + 8 NaCN + O2 + 2 H2O ------ 4 NaAu(CN)2 + 4 NaOH
26
3.9.1.3 Cinética de disolución del Oro
Una reacción fisicoquímica en el cual se hallan involucradas una
fase sólida y otra líquida se consuma en las cinco etapas
siguientes:
Difusión de los reactantes desde la solución hasta la interfase
sólido-líquido. Adsorción de los reactantes en la superficie del
sólido.
Reacción en la superficie.
Desorciòn de los productos de la reacción de la superficie del
sólido. Difusión de estos productos de la interfase sólido-líquido a
la solución.
3.9.1.4. Efectos aceleradores y retardadores
Efecto del oxígeno en la disolución de oro
El alto consumo de oxígeno retarda la reacción, existen altos
consumidores de oxígeno como la pirrotina, se descomponen
fácilmente formando hidróxidos que se oxidan con el oxígeno.
Para estos caso es necesario usar agentes oxidante como el
peróxido de oxigeno o en todo caso airear la pulpa para
compensar el consumo excesivo del oxigeno.
Efecto del cianuro libre en la disolución de oro
La presencia del cianuro libre, retarda la disolución en el caso que
se de un alto consumo de cianuro debido a: La formación de
complejos cianurados, la producción de un sulfuro auroso
insoluble sobre la superficie del oro, la deposición de peróxidos, la
aparición de cianuros insolubles, la absorción sobre la ganga
especialmente de cuarzo y aluminosilicatos, la presencia de
27
zantatos en el mineral flotado que forma una capa fina de zantato
aurico insoluble que evita la disolución de oro, la degradación del
cianuro por hidrólisis, el cual depende de la cantidad de álcali
libre. Las concentraciones bajísimas de cianuro menores a 0.001
% que no disuelven oro.
Efecto del tamaño de partícula en la disolución del oro
El tamaño de partícula es determinante en el tiempo de
disolución, a mayor diámetro, mayor será el tiempo de disolución,
el denominado oro grueso, si asumimos una reducción de 3.36
micrones por hora (datos encontrados por Barsky), un grano de
oro de 44 micrones de espesor (malla 325) tomaría no menos de
13 horas para disolver, otro grano de 119 micrones (malla 100)
tomaría no menos de 44 horas para su disolución. Si la asociación
es con plata metálica es mayor el tiempo. Cuando el oro grueso
libre ocurre en los minerales, la práctica usual es superarlo con
gravimetría previa.
Efecto de la alcalinidad sobre la disolución de oro
- Evita perdidas de cianuro por hidrólisis.
- Evita perdida de cianuro por acción del dióxido de carbono del
aire
- Descompone los bicarbonatos en el agua antes de ser usados
en cianuración.
- Neutraliza los compuestos ácidos contenidos en el mineral
- Neutraliza los contenidos en el agua, sales ferrosas y férricas
etc.
- Ayuda en la sedimentación de partículas finas.
- Mejora la extracción cuando se trata minerales conteniendo
por ejemplo telururos.
28
Fig. N°2. Formación de cianuro de hidrogeno y ciauro libre en
soluciones acuosas en función del pH
3.9.1.5 El Cianuro
Generalidades
En general se aplica aun grupo de sustancias químicas que
contienen carbono y nitrógeno (CN-). El cianuro a sido producido
por el hombre para usos industriales como la Minería, también se
encuentra en la Naturaleza.
El cianuro se forma naturalmente las plantas y animales la
producen y la utilizan como mecanismos de protección.
Existe en muchas frutas y verduras, semillas entre ellas en:
durazno, maíz, maníes, soya , yuca etc.
Además el cianuro es producido por los escapes de automóviles,
el del cigarrillo etc.
29
Actualmente el cianuro se produce industrialmente mediante la
combinación de gas natural y amoniaco a altas temperaturas y
presiones para producir cianuro de hidrógeno (HCN) gaseoso,
posteriormente es combinado con hidróxido de sodio (NaOH) para
producir cianuro de sodio (NaCN) en forma de briquetas blancas y
sólidas cuya producción anual alcanza 1.4 millones de toneladas.
En el mundo hay tres productores primarios del cianuro de sodio:
DUPONT en los Estados Unidos, ICI en Inglaterra y GUSSA
CORPORATION en Alemania.
Usos del cianuro
El cianuro se usa en la Industria Química Orgánica como el nitrilo,
el nylon, los plásticos acrílicos, otras operaciones como la
Galvanoplastía, para el endurecimiento del acero, aplicaciones
fotográficas, producciones de goma sintética, en medicina en
insecticidas y pesticidas.
En la industria Minería se usa en la Flotación como reactivo
depresor de la ganga y piritas, en la separación de cobre-bismuto
y molibdeno caso Antamina, la mayor cantidad se usa en
Cianuración del Oro.
Manipuleo y destrucción del cianuro
La clave para su uso es la implementación de sólidas prácticas de
manipuleo del cianuro
Las briquetas de cianuro producidas se mantienen a temperatura
y humedad controladas las que son colocadas en contenedores
roturados y sellados.
Todos los embarques de cianuro de sodio se acompañan con
hojas de seguridad (MSDS) donde figuran los datos químicos y de
30
toxicidad del cianuro de sodio y las instrucciones de su manipuleo
con las medidas de seguridad adecuadas.
En los procesos continuos de cianuración en la que se desechan
soluciones cianuradas con porcentajes permisibles de cianuro
libre, se dispone de tecnologías de destrucción de Cianuro de los
residuos de cianuración como también los métodos de
recirculación y recuperación del Cianuro.
Los métodos mas comunes son adición de hipoclorito de sodio en
solución, el peroxido de sodio en solución, la biodegradación
usando microorganismos y la degradación natural volatilizándose
en forma de HCN.
3.9.1.6 Carbón activado
Generalidades
El carbón activado es usado en la Cianuración para absorber el
oro en solución, se fabrica de materiales duros como la cáscara
de coco, se granula y se tamiza a diversos tamaños los mas
usados son el 6’ x 12’ y el 6’ x 16’ especialmente en el método de
Cianuración Carbón en Pulpa.
El carbón activado en la cianuración
Las paredes internas y externas del carbón activado está formado
por macro poros y micro poros donde por atracción electrostática
se aloja los complejos cianurados de oro y otros, esta etapa se
llama Absorción, la velocidad de cinética de absorción del oro es
alta y en menor grado son las de la plata y mercurio, la proporción
de carbón que se alimenta la proceso es de acuerdo a un balance
31
de metales y las capacidades de captación de oro o metal por al
carbón esta de acuerdo a la calidad y cantidad de carbón usado.
Se conoce que un carbón CALGON (el mas duro), tiene una
capacidad de captación de 30 a 40 gramos de metal por
kilogramo de carbón, estas eficiencias van perdiendo a medida
que se sigue reutilizando en los procesos, unos 20 usos sería el
optimo para descartarlo.
La reactivación de carbón activado es de dos clases. La mas
simple es el ataque ácido (clorhídrico) para limpiar las impurezas
de los macro porros (sulfatos, carbonatos etc.) y la reactivación
térmica se realiza para devolverle la eficiencia de captación de
metales, limpia los micro poros.
En la mayoría de casos es mas económico reponer carbón nuevo
en un porcentaje que hacerle servicio de Reactivación térmica.
3.9.2. METODOS DE CIANURACION
La decisión de aplicar tal o cual método de Cianuración a los
minerales para recuperar el oro, es eminentemente económica,
previa evaluación metalúrgica, para cada uno de los casos
tenemos los siguientes métodos.
- Método de cianuración tipo DUMP LEACHING
- Método de cianuración tipo HEAP LEACHING
- Método de cianuración tipo VAT LEACHING
- Método de cianuración tipo AGITACIÓN CARBÓN EN PULPA
En todos los métodos de Cianuración del oro se va a obtener una
solución cargada de oro, la recuperación o captación del oro en
solución se logra en dos forma una es la del Carbón activado en
CIC (Carbón en columna) o en CIP (Carbón en pulpa).
32
La otra forma de recuperar el oro en solución es la del Merril
Crowe, que es la precipitación del oro con polvos de Zinc.
3.9.2.1 Método de Cianuración tipo “DUMP LEACHING”
Este método consiste en el amontonamiento del mineral tal como
sale de la Mina, con el menor manipuleo del material, se procesan
en gran volumen ( millones de toneladas) con camas de una
altura de mas de 80 metros, su sistema de riego es por goteo con
soluciones cianuradas de bajísima concentración, los contenidos
de oro en los minerales es bajo están alrededor de 1 gramo por
tonelada de mineral. Es el caso de Minera Yanacocha y de Minera
Pierina.
La recuperación de oro en solución la realizan usando el Merril
Crowe, el cemento de oro y plata obtenido lo funden y lo
comercializan.
3.9.2.2 Método de Cianuración tipo “HEAP LEACHING”
Este método es similar al Dump Leach, es el apilamiento o lo que
es lo mismo formar pilas de mineral para ser rociadas por
soluciones cianuradas por el sistema de goteo, aspersión o tipo
ducha.
El volumen de material es menor que el Dump pero los contenidos
de oro son mayores a 1 gramos por tonelada, lo que permite en la
mayoría de las operaciones Heap una etapa de chancado a un
tamaño de ¼ de pulgada al 100 %. En muchas partes del mundo
se continua haciendo Heap leach con chancado del mineral,
aprovechando la alta porosidad que tienen los minerales.
33
3.9.2.3 Método de Cianuración tipo “VAT LEACHING”
El nombre del método esta referido a que el mineral esta en un
recipiente tipo Batea, entonces el Vat leaching sería el
acumulamiento de mineral en una batea o un equivalente que
puede ser pozas de concreto o mantas transportables, en el que
se agrega las soluciones cianuradas por INUNDACIÓN, las
operaciones pueden ser de diverso tamaño, las leyes en oro
deben justificar la molienda, previamente a los riegos de
soluciones cianuradas, se realiza una aglomeración al material
molido.
Este método mayormente se aplico a los relaves de
amalgamación de la zona, por los costos bajos y la metodología
casi artesanal, en el sistema de mantas transportables.
Para el caso de minerales frescos evaluar el costo beneficio frente
a una operación continua de agitación Carbón en Pulpa.
3.9.2.4 Método de Cianuración por agitación
La Cianuración por Agitación es el Método que requiere de la
máxima liberación del mineral, para obtener buenas
recuperaciones en oro, si el oro es mas expuesto a las soluciones
cianuradas, mayor será su disolución del oro. La recuperación de
oro de las soluciones “ricas” se realiza en dos formas . una es la
del Carbón activado (CIP) y la otra técnica es la de precipitar con
polvos de zinc ( Merril Crowe).
Finalmente, hay que usar algunas técnicas como la Desorciòn del
carbón activado, La electro deposición del oro y la Fundición y
Refinación del oro para obtener el oro de alta pureza.
34
Fig. 3. Metalurgia del oro.
35
CAPITULO IV
DESCRIPCION DETALLADA DE LA AMPLIACION DE LA PLANTA
4.1. CAPACIDAD DE LA PLANTA
La capacidad actual de la Planta de Beneficio Laytaruma es de 340 TPD,
el emplazamiento existente en cada una de las secciones y el área
circundante (accesos) de las instalaciones de la planta se encuentran
involucrados en la Ampliación de la planta.
La Planta de Beneficio “Laytaruma” se abastece de mineral por medio de
la compra a pequeños productores mineros legales.
Las instalaciones de procesamiento se encuentran dentro de un área
debidamente cercada y llana, donde se tienen establecidas lozas de
concreto y cimentación de concreto armado que sirven como base de los
equipos, la ampliación de la Planta incluyó la creación de plataformas
adicionales.
36
A continuación se hace una breve descripción de cada una de las obras
principales ejecutadas en los componentes del proyecto para la
Ampliación de la Planta de Beneficio:
a. Movimiento de Tierra
Para el montaje de los equipos y estructuras que se requiere en los
circuitos en los que se ha implementado las ampliaciones no se requirió
mayores movimientos de tierra, las obras que competen en este rubro
corresponden a la excavación para la cimentación y construcción de las
plataformas. Básicamente en los circuitos de molienda y adsorción se
produce la mayor parte de las actividades de implementación para la
ampliación de Planta de Beneficio.
b. Infraestructura de Concreto
Como parte del diseño civil de las instalaciones para la ampliación de la
Planta de Beneficio Laytaruma, se ha considerado el diseño de la
infraestructura de concreto armado que se requiere para el montaje de
los equipos que adicionalmente se instalan en la Planta:
Se da a conocer los requerimientos en función al elemento
estructural que representan en el Circuito de Molienda, se requiere
para este caso volúmenes de concreto armado (f´c = 210kg/cm²), que
se indican en la siguiente tabla:
37
Tabla Nº 2.- Volumen calculado de Concreto Armado en la
Sección Molienda
Cantidad Descripción de los equipos Volumen de Plataforma de
concreto (m3)
2 Molino de Bolas 6ft x 6 ft 5.8
1 Molino de Bolas 6ft x 10ft 2.1
1 Molino de Bolas 5ft x 6ft 2.4
Los requerimientos que se tienen en función al elemento estructural
que representa para el Circuito de Adsorción, se han calculado los
volúmenes de concreto armado que se indican en la siguiente tabla:
Tabla Nº 3.- Volumen calculado de Concreto Armado en
Sección Adsorción
Cantidad Descripción de los equipos Volumen de
Plataforma de concreto (m3)
6 Tanque de Adsorción 18 ft x 18 ft 39.60
1 Tanque de 11ft x 14ft 4.08
1 Tanque de 30ftx30ft 24.20
c. Montaje de Ampliaciones de Planta de Beneficio
Para la Ampliación de Planta de Beneficio, como parte del diseño civil de
las instalaciones en cada una de las secciones se realiza el montaje en
función a los pernos de anclaje que se deja en los pilares de concreto,
estos pernos de anclaje son de dimensiones variadas y están
38
relacionadas a las dimensiones de los equipos, van desde 1” hasta 1 ½
“y 2” de diámetro. El Uso de tecles y cargadores frontales en el
transporte y apoyo para el montaje está considerado dentro de la
infraestructura y equipos de apoyo.
4.2. AREA DE RECEPCION
El área de control y recepción de minerales se encarga de cualificar,
cuantificar, y almacenar el mineral acopiado para el cual se dispone de
una balanza electrónica de camiones de 50.0 TM, Mettler Toledo,.
Ubicada en la zona de entrada de la planta. El mineral es pesado y
llevado hacia la zona superior adyacente a la planta de procesamiento
llamada cancha de minerales donde este es almacenado de acuerdo a
su procedencia.
Fig. Nº 4: Área de recepción de mineral
39
4.3. CIRCUITO DE CHANCADO
El Área de Chancado está conformado por tres circuitos de chancado
que trabajan en paralelo, que cuentan cada uno de ellos con una
Chancadora de Quijada (chancado primario) y una Chancadora Cónica
(chancado secundario), estos circuitos son alimentados con mineral
grueso proveniente de las minas, posteriormente reducidos a tamaños a
-½” aproximadamente, los finos serán almacenados en una tolva cuya
capacidad es de 40 Ton, los gruesos recircularán al circuito de chancado
, utilizándose para ello cedazos vibratorios de -3/4” y -1/2”
Estos circuitos cuentan con fajas transportadoras (que transportan el
mineral) y cedazos vibratorios (que tamizan el mineral).
Esta etapa del proceso se realiza de manera independiente y está
adaptado a las características de acopio del mineral que proviene de
diferentes lugares.
40
CIRCUITO DE CHANCADO Nº 1
Tabla Nº 4.- Circuito de Chancado Nº 1
SECCION Nº DESCRIPCION MARCA MODELO SERIE
CIRCUITO DE CHANCADO Nº 1
1 Chancadora Cónica 1" KUIKEN
25618,8
2 Motor 18 HP DELCROSA NV160L8 13252MS
3 Bomba de aceite Chancadora Cónica
S/M
4 Motor 0,5 Hp KOALBACH
710884
5 Chancadora de quijada 9 x12 MQ.M
6 Motor 12 HP DELCROSA NV132M4 1324M3
7 Zaranda de Cabeza S/M
8 Motor 2,4 Hp DELCROSA NV100JG 13701M2
9 Shute de zaranda de Cabeza
10 Faja transportadora Nº 1
11 Motor 3 HP ABB MX44339125P M97J593
12 Reductor
13 Shute de faja Nº1
14 Faja transportadora Nº2
15 Motor 6,6 Hp DELCROSA NV112M4 137307M3
16 Reductor
17 Shute de faja Nº2
18 Faja transportadora Nº 3
19 Motor 2,4 HP DELCROSA NV90L4 132824M2
20 Reductor
21 Shuter de faja Nº3
22 Vibrador de tolva MAGNETOS 55S 3009482
23 Tolva 2,9x3 m
24 Imán
41
CIRCUITO DE CHANCADO Nº 2
Tabla Nº 5.- Circuito de Chancado Nº 2
SECCION Nº DESCRIPCION MARCA MODELO SERIE
CIRCUITO DE CHANCADO Nº 2
1 Chancadora Cónica 2" SYMONS
2 Motor 40 HP DELCROSA NV200L6 135914
3 Chancadora de quijada 10x16 COMESA
4 Motor 18 Hp DELCROSA 710884
5 Zaranda
6 Motor 4,8 HP DELCROSA NV100l4 134123M4
7 Shute de Zaranda
8 Bomba de aceite
9 Motor 3 HP DELCROSA B90L4EDER 64410506
10 Faja transportadora Nº 1
11 Motor 6,6 HP DELCROSA NV112 131754M8
12 Reductor
13 Shute de faja Nº1
14 Faja transportadora Nº2
15 Motor 3,5 Hp ENCLOSED M
16 Reductor
17 Shute de faja Nº2
18 Faja transportadora Nº 3
19 Motor 4,8 HP SIEMENS 100L P9617115
20 Reductor
21 Shuter de faja Nº3
22 Vibrador de tolva MAGNETOS 55S
23 Tolva 2,9x3 m
24 Imán
42
CIRCUITO DE CHANCADO Nº 3
Tabla Nº6.- Circuito de Chancado Nº 3
SECCION Nº DESCRIPCION MARCA MODELO SERIE
CIRCUITO DE CHANCADO Nº 3
1 Chancadora Cónica 2" SYMONS
2 Motor 36 HP DELCROSA NV200L6 177883M3
3 Chancadora de quijada 10"x16"
4 Motor 18 Hp DELCROSA NV160M4 133027M12
5 Zaranda
6 Motor 6 HP DELCROSA B112MA4EDER 36010106
7 Shute de Zaranda Nº1
8 Zaranda 2
9 Motor DELCROSA B90L4EDER 64410506
10 Reductor
11 Shute de Zaranda Nº1
12 Bomba de aceite
13 Motor 3 HP DELCROSA
14 Faja transportadora Nº1
15 Motor 4 Hp DELCROSA 8100LA4EDER 85281104
16 Reductor
17 Shute de faja Nº1
18 Faja transportadora Nº 2
19 Motor 5 HP DELCROSA 8100L4ADER 383911106
20 Reductor
21 Shuter de faja Nº2
22 Faja transportadora Nº 3
23 Motor 3HP DELCROSA B90L4EDER 39610208
24 Reductor
25 Shute de faja Nº3
26 Faja transportadora Nº4
27 Motor 3HP DELCROSA B90L4EDER 39610208
28 Reductor
29 Shute de faja Nº3
30 Vibrador de tolva 2,4Hp
31 Tolva 2,8 x 2,8 x 3m
32 Imán
43
Los circuitos de chancado N° 2 y N° 3 han sido adicionados al proceso,
los equipos que conforman esta ampliación son descritos en las tablas
Nº 04 y Nº 05 respectivamente.
4.4. CIRCUITO DE MOLIENDA
Debido a la diversidad mineralógica que recepcionamos, dichos
minerales son clasificados para su posterior proceso. Esta clasificación
se basa en:
1. Tamaño de grano en la que se presenta el oro.
2. Consumo de cianuro del mineral.
3. Grado de moliendabilidad y disolución.
44
Fig. Nº 5.- FLOW SHETT CIRCUITO DE MOLIENDA
45
Tabla N° 7.- Descripción de equipos de molienda
Descripción Código_
TAG EGI Marca Dimensiones
RPM motor
RPM Molino
In 440 HP
Molino de Bolas N° 1 102ML001 ML10 FUNCAL 8' x 8' 1180 22 365.0 300
Molino de Bolas Nº 2 102ML002 ML08 COMESA 6' x 8' 1188 24 224.0 180
Molino de Bolas N° 3 102ML003 ML06 MAGENSA 6' x 6' 1185 22 158.0 130
Molino de Bolas N° 4 102ML004 ML07 HECHIZO 6' x 10' 1786 23 180.0 150
Molino de Bolas N° 5 102ML005 ML09 FUNCAL 6' x 6' 1180 23 158.0 130
Una vez realizado el blending, dicho material es almacenado en la tolva
de finos de 40 TM de capacidad el cual es descargado por dos aberturas
inferiores hacia fajas que conducen el mineral a la entrada de dos
molinos respectivamente. Particularmente el circuito de molienda trabaja
con dos circuitos que detallaremos a continuación:
En el circuito, el mineral alimenta a un molino de bolas 8'x8' (M10) donde
además se adiciona solución cianurada, y agua con el fin de formar la
pulpa e iniciar la cianuración en el interior.
La descarga del molino 8'x8' (M10) constituye el alimento a otro molino
de bolas 6'x8' (M8) cuya descarga de este es clasificada mediante un
hidrociclón D-6 de donde los gruesos retornan al mismo molino, mientras
que los finos sirven de alimento al molino de bolas 6'x6' (M6).
La descarga del molino de bolas 6'x6' (M6) es clasificada mediante dos
hidrociclones ESPIASA D6, cuyos gruesos retornan al molino, mientras
que los finos constituyen el alimento para otro molino de bolas 6’x10’
(M7), cuya descarga de este es clasificada por 2 hidrociclones ESPIASA
46
D6, del cual el grueso retorna al molino, mientras que los finos son
alimentación para el nido de hidrociclones.
El nido de hidrociclones ICBA está constituido por 8 ciclones D4 en el
cual la pulpa de ambos circuitos es clasificada, en donde los finos son
conducidos a la zaranda de limpieza vibratoria y constituyen el alimento
para el circuito de lixiviación, mientras que los gruesos van a un cajón de
distribuidor.
Desde el cajón distribuidor, la pulpa es repartida a dos molinos 5'x6' (M1
y M3) en el cual su descarga es nuevamente clasificada por
hidrociclones Cavex D6 de donde los gruesos retornan a los molinos y
los finos son conducidos al nido de hidrociclones.
La sección cuenta con tres operadores, los cuales se encargan de
mantener los parámetros de operación, chequear los equipos, limpieza
de la sección y de alimentar bolas.
4.4.1. Balance granulométrico sección molienda planta de
cianuración
Tabla N° 8.- Análisis Granulométrico M-1.
MOLINO 1
MALLA Abertura Peso % Peso %Ac(+) % PASANTE
20 841 7.90 3.16 3.16 96.84
30 595 8.60 3.44 6.60 93.40
50 297 29.20 11.68 18.28 81.72
100 149 44.60 17.84 36.12 63.88
200 74 41.40 16.56 52.68 47.32
270 53 19.00 7.60 60.28 39.72
325 44 7.90 3.16 63.44 36.56
400 37 2.50 1.00 64.44 35.56
-400
88.90 35.56 100.00 0.00
250 100.00
47
Tabla N° 9.- Análisis Granulométrico M-2.
MOLINO 2
MALLA Abertura Peso % Peso %Ac(+) % PASANTE
20 841 0.60 0.24 0.24 99.76
30 595 5.40 2.16 2.40 97.60
50 297 12.90 5.16 7.56 92.44
100 149 40.90 16.36 23.92 76.08
200 74 49.60 19.84 43.76 56.24
270 53 23.60 9.44 53.20 46.80
325 44 10.20 4.08 57.28 42.72
400 37 2.90 1.16 58.44 41.56
-400
103.90 41.56 100.00 0.00
250 100.00
Grafica. Nº 1.- Distribución de tamaño alimento y producto M-2.
0
20
40
60
80
100
10 100 1000
% A
cum
ula
do P
asan
te A
c (-
)
Tamaño de Partícula, Micrones
MOLINO N° 2
DISTRIBUCIÓN POR TAMAÑO ALIMENTO Y PRODUCTO
ENTRADA M-2 SALIDA M-2
48
Tabla N° 10.- Análisis Granulométrico M-5.
Grafica. Nª 2.- Distribución de tamaño alimento y producto M-5.
Molino 2 U/F Cicl % Ac(+) % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso % Peso % Ac(+) % PASANTE
10 0 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 100.00
20 841 0.24 0.04 0.14 99.86 0.10 0.04 99.96 0.00 0.00 100.00 0.10 0.04 0.04 99.96
30 595 2.40 0.20 1.35 98.65 0.30 0.12 99.84 0.00 0.00 100.00 0.40 0.16 0.20 99.80
50 297 7.56 4.76 6.23 93.77 6.10 2.44 97.40 1.60 0.64 99.36 11.40 4.56 4.76 95.24 0.91
100 149 23.92 31.52 27.54 72.46 44.30 17.72 79.68 24.10 9.64 89.72 66.90 26.76 31.52 68.48 0.90
200 74 43.76 60.40 51.69 48.31 63.40 25.36 54.32 55.20 22.08 67.64 72.20 28.88 60.40 39.60 0.90
270 53 53.20 69.28 60.86 39.14 25.60 10.24 44.08 28.20 11.28 56.36 22.20 8.88 69.28 30.72 0.92
325 44 57.28 72.48 64.52 35.48 10.40 4.16 39.92 12.20 4.88 51.48 8.00 3.20 72.48 27.52 0.93
400 37 58.44 73.60 65.67 34.33 2.80 1.12 38.80 3.70 1.48 50.00 2.80 1.12 73.60 26.40 0.90
-400 100.00 100.00 100.00 97.00 38.80 125.00 50.00 0.00 66.00 26.40 100.00
250.0 100.00 250.0 100.00 250.00 100.00 0.91
ANALISIS GRANULOMETRICO MOLINO 5
MALLA MicronesALIMENTO COMPUESTO TROMEL M - 5 OVER/FLOW CICLON UNDER/FLOW CICLON
CC
0
20
40
60
80
100
10 100 1000
% A
cum
ula
do P
asan
te A
c (-
)
Tamaño de Partícula, Micrones
MOLINO N° 5
DISTRIBUCIÓN POR TAMAÑO ALIMENTO Y PRODUCTO
ALIMENTO COMBINADO DESCARGA TROMEL
49
Grafica. Nª 3.- Eficiencia del hidrociclon D-6 del Molino 5.
Tabla N° 10.- Análisis Granulométrico M-4.
0
20
40
60
80
100
10 100 1000% A
cum
ula
do P
asan
te A
c (-
)
Tamaño de Partícula, Micrones
CICLON D-6 MOLINO N° 5
TROMEL M - 5 OVER/FLOW CICLON UNDER/FLOW CICLON
O/F M-5 U/F Cicl % Ac(+) % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso % Peso % Ac(+) % PASANTE
20 841 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 100.00 0.00
30 595 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 100.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 100.00
50 297 0.64 5.56 2.98 97.02 0.50 0.20 99.80 0.10 0.04 99.96 1.40 0.56 0.56 99.44 0.44
100 149 10.28 16.40 13.20 86.80 24.50 9.80 90.00 15.50 6.20 93.76 39.60 15.84 16.40 83.60 0.59
200 74 32.36 53.24 42.31 57.69 83.70 33.48 56.52 76.60 30.64 63.12 92.10 36.84 53.24 46.76 0.68
270 53 43.64 68.28 55.38 44.62 37.10 14.84 41.68 36.20 14.48 48.64 37.60 15.04 68.28 31.72 0.70
325 44 48.52 73.48 60.42 39.58 11.80 4.72 36.96 12.70 5.08 43.56 13.00 5.20 73.48 26.52 0.63
400 37 50.00 76.12 62.45 37.55 5.90 2.36 34.60 4.30 1.72 41.84 6.60 2.64 76.12 23.88 0.68
-400 100.00 100.00 100.00 86.50 34.60 104.60 41.84 59.70 23.88 100.00
250.0 100.00 250.0 100.00 250.00 100.00 0.62
ANALISIS GRANULOMETRICO MOLINO 4
MALLA MicronesALIMENTO COMPUESTO TROMEL M - 4 OVER/FLOW CICLON UNDER/FLOW CICLON
CC
50
Grafica. Nª 4.- Distribución de tamaño alimento y producto M-4.
Grafica. Nª 5.- Eficiencia del hidrocición D-6 del Molino 4.
0
20
40
60
80
100
10 100 1000
% A
cum
ula
do P
asan
te A
c (-
)
Tamaño de Partícula, Micrones
MOLINO N° 4
DISTRIBUCIÓN POR TAMAÑO ALIMENTO Y PRODUCTO
ALIMENTO COMBINADO Series2
0
20
40
60
80
100
10 100 1000
% A
cum
ula
do P
asan
te A
c (-
)
Tamaño de Partícula, Micrones
CICLON D-6 MOLINO N° 4
TROMEL M - 4 OVER/FLOW CICLON UNDER/FLOW CICLON
51
Tabla N° 11.- Análisis Granulométrico Nido de Hidrociclones.
Grafica. Nª 6.- Eficiencia del hidrocición D-3 Nido de Hidrociclones
ANALISIS GRANULOMETRICO NIDO DE CICLONES
O/F M-5 U/F Nido % Ac(+) % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso % Peso % Ac(+) % PASANTE
20 841 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00
30 595 0.00 0.00 0.00 100.00 0.00 0.00 0.00 0.00 100.00
50 297 0.64 0.44 0.54 99.46 0.00 100.00 1.10 0.44 0.44 99.56
100 149 10.28 15.12 12.59 87.41 3.20 1.28 98.72 36.70 14.68 15.12 84.88 4.46
200 74 32.36 56.84 44.03 55.97 40.50 16.20 82.52 104.30 41.72 56.84 43.16 2.07
270 53 43.64 71.00 56.68 43.32 34.20 13.68 68.84 35.40 14.16 71.00 29.00 1.78
325 44 48.52 75.64 61.45 38.55 13.90 5.56 63.28 11.60 4.64 75.64 24.36 1.74
400 37 50.00 77.08 62.91 37.09 3.40 1.36 61.92 3.60 1.44 77.08 22.92 1.75
-400 100.00 100.00 100.00 154.80 61.92 57.30 22.92 100.00
250.0 100.00 250.00 100.00 2.36
CCMALLA MicronesALIMENTO COMPUESTO OVER/FLOW NIDO UNDER/FLOW NIDO
0
20
40
60
80
100
10 100 1000
% A
cum
ula
do P
asan
te A
c (-
)
Tamaño de Partícula, Micrones
NIDO DE CICLONES
ALIMENTO COMPUESTO OVER/FLOW NIDO UNDER/FLOW NIDO
52
Fig. N° 7.- DIAGRAMAA DE FLUJOS CON SUS CORRESPONDIENTES BALANCES ANUAL DE MATERIA Y
AGUA DE CADA UNO DE LOS PROCESOS Y OPERACIONES DE PRODUCCION DE LA PLANTA
METALURGICA
340 tpd
TOLVA DE FINOS 14.16 2.75 5.149 TMSH G.e. M³H
1.4 M3H 3.862 78.57 3.862 TMH(a) %SOL. M³H(a)
33.32 2.75 12.12 18.02 2000 9.011 1.001 M3H TMH(p) D.p. M³H(p)
11.44 74.44 11.44
44.77 1900 23.56
14.16 2.75 5.149
4.863 74.44 4.863
3.62 M3H 19.02 1900 10.01
33.32 2.75 12.12 10.89 2.75 3.961
12.83 72.20 12.83 13.744 44.21 13.74
46.15 1850 24.95 24.6363 1391.5 17.7
58.38 2.75 21.23 14.16 2.75 5.149
CICLONES D-10 35.06 62.48 35.06 8.504 62.48 8.504 0.73 M3H
O/F 93.43 1660 56.29 22.66 1660 13.65 ZARANDA
10.9 2.75 3.9648
8.6505 55.76 8.6505
19.554 1550 12.615
U/F O/F
44.22 2.75 16.08
26.55 62.48 26.55
70.77 1660 42.63 5.8 14.149 2.75 5.145
30.07 2.75 10.93 18.55 43.27 18.55
5.704 84.05 5.704 32.699 1380 23.69
35.77 2150 16.64 3.257 2.8 1.163 CONCENTRADO FALCON
0.582 84.85 0.582 2.8 0.0039
3.838 2200 1.745 0.70 1.54 0.697
33.32 2.75 12.12 0.71 1010 0.7009 O/F NIDO DE CICLONES D-4 (2)
14.39 69.84 14.39 15.564 2.75 5.66
47.71 1800 26.51 10.848 58.93 10.85
0.05 26.412 1600 16.51
14.15 2.8 5.053
20.85 40.43 20.85
35 1351 25.9
U/F 10.85 M3H
7.782 2.75 2.83 1.78
2.673 74.44 2.673 7.782 2.75 2.83
10.45 1900 5.502 M3H 2.673 74.44 2.673
0.69 10.45 1900 5.502 0.69 M3H
29.713 2.75 10.8
17.844 62.48 17.84
47.557 1660 28.65 15.564 2.75 5.66
10.848 58.93 10.85
26.412 1600 16.51
7.782 2.75 2.83
7.782 2.75 2.83 3.36 69.84 3.36
3.36 69.84 3.36 11.14 1800 6.19
11.14 1800 6.19 0.7
7.075 2.75 2.573
3.055 69.84 3.055
10.13 1800 5.627 14.149 2.75 5.145
7.075 2.75 2.573 17.365 44.90 17.36
3.055 69.84 3.055 31.514 1400 22.51
10.13 1800 5.627
Cantidad de agua
fresca para el proceso454.0
0.0165 0.022
0.0165
M³H
0.011
CIRCUITO DE REMOLIENDA
0.012
0.009
0.022
CIRCUITO DE MOLIENDA PRIMARIA
LEYENDA
NaCN %
NaOH %
FALCON SB 750
MOLINO 8´X 8´
MOLINO 6´X 8´
MOLINO 6´X 6´
MOLINO 6´X 6´
MOLINO 6´X 10´
53
4.5. SECCION DE CIANURACION:
El overflow de la zaranda de limpieza constituye el alimento al circuito
de cianuración; este circuito es una modificación del proceso de carbón
en pulpa (CIP), consta de 19 tanques de agitación neumática y
mecánica, dispuestos en serie y de seis agitadores verticales con
agitación únicamente por aire comprimido (Brown o Pachuca).
Tabla N°12.- Descripción de tanques de lixiviación
# ANTERIOR # NUEVO (m) (pies) (m) (pies) ALT. (m) BASE (m)
T-1 T-1 2.68 9 2.36 8 0.70 0.60 0.00 8.26 11.40 5.10
T-2 T-2 4.84 16 3.35 11 0.95 0.70 2.31 30.54 42.14 18.86
T-3 T-3 5.00 16 3.36 11 0.70 0.60 2.31 33.89 46.77 20.93
T-4 T-4 4.48 15 3.62 12 0.90 0.70 2.31 34.43 47.51 21.26
T-5 T-5 4.55 15 4.19 14 0.95 0.70 2.31 47.03 64.91 29.05
T-6 T-6 4.28 14 4.28 14 0.80 0.80 2.31 46.69 64.44 28.84
T-7 T-7 5.36 18 5.17 17 1.00 1.00 0.00 91.74 126.61 56.66
NUEVO T-8 9.08 30 9.15 30 0.00 0.00 0.00 580.62 801.26 358.56
T-18 T-9 4.54 15 3.20 10 0.00 0.00 1.54 31.76 43.83 19.61
T-10 T-10 9.15 30 9.15 30 0.00 0.00 0.00 575.36 794.00 355.31
T-9 T-11 4.54 15 3.20 10 0.00 0.00 1.54 31.76 43.83 19.61
T-8 T-12 9.15 30 9.15 30 1.80 2.07 0.00 507.40 700.21 313.34
T-11 T-13 9.15 30 9.15 30 1.80 2.07 0.00 507.40 700.21 313.34
T-12 T-14 4.54 15 3.20 10 0.70 0.60 1.54 28.42 39.22 17.55
T-13 T-15 6.05 20 5.16 17 1.00 1.00 0.00 105.82 146.04 65.35
T-14 T-16 4.54 15 3.20 10 0.70 0.60 1.54 28.42 39.22 17.55
T-15 T-17 5.80 19 5.22 17 1.00 1.00 0.00 102.93 142.04 63.56
T-16 T-18 5.51 18 5.22 17 1.00 1.00 0.00 96.72 133.47 59.73
T-17 T-19 4.54 15 3.20 10 0.70 0.60 1.54 28.42 39.22 17.55
P-1 P-1 3.64 12 2.19 7 0.60 0.60 0.38 10.58 14.60 6.53
P-2 P-2 3.65 12 2.29 8 0.60 0.60 0.38 11.63 16.04 7.18
P-3 P-3 3.88 13 2.29 8 0.60 0.60 0.38 12.57 17.35 7.76
P-4 P-4 3.83 13 2.28 7 0.60 0.60 0.38 12.26 16.92 7.57
P-5 P-5 3.80 12 2.26 7 0.60 0.60 0.38 11.92 16.45 7.36
P-6 P-6 3.80 12 2.29 8 0.60 0.60 0.38 12.24 16.90 7.56
CONO CONCRETOTANQUES ALTURA TOTALØ
PESO DE
PULPA
TMS
MINERAL
TMSCARBON
m3
PULPA
m3
VOLUMEN
54
Fig. Nº 8.- FLOW SHETT CIRCUITO DE LIXIVIACION
55
En este circuito se utiliza tanques de lixiviación, para la cianuración y
adsorción simultánea, en donde en seis de estos tanques, la pulpa
mezclada (contactada) con carbón activado granulado (11’ x 16’), que
preferentemente adsorbe oro y plata a partir de la solución según la
pulpa y que fluye por rebose desde un tanque al siguiente, vía un tamiz
estático (m 20), a través del cual el carbón granulado no puede pasar,
los otros seis tanques restantes son netamente de lixiviación.
El circuito finaliza con los seis agitadores verticales (pachucas),
dispuestos en serie, los cuales todos tienen carbón activado.
Debemos tener en cuenta en el circuito de cianuración ciertos detalles
de suma importancia, tales como la concentración de carbón, en los
tanques, el proceso de transferencia, “cosecha de carbón cargado y
reactivación de carbón desorvido”.
La pulpa después de permanecer en los tanques por 98 horas, sale por
el último tanque de éste tipo, donde se encuentra un tamiz para
recuperar parte del carbón grueso que pueda haberse escapado del
sistema.
Comparación de tiempo de retención con la inclusión de un tanque de
cianuración.
56
TABLA N° 13 Tiempo de Residencia sin Tanque 30’x30’
m pie m pie Altura Base Dmenor Cono (m3)
T-1 2.68 9 2.36 8 0.70 0.60 1.16 1.77 11.72 9.95 8.46 0.00 0.00 0.35 11.68 5.00
T-7 5.36 18 5.17 17 1.00 1.00 3.17 13.92 112.52 98.60 83.81 0.00 0.00 3.50 115.66 49.54
T-8
T-10 9.15 30 9.15 30 0.00 0.00 9.15 0.00 601.66 601.66 511.41 0.00 0.00 21.34 705.75 302.30
T-12 9.15 30 9.15 30 1.80 2.07 5.01 72.88 601.66 528.78 449.46 0.00 0.00 18.75 620.26 265.68
T-13 9.15 30 9.15 30 1.80 2.07 5.01 72.88 601.66 528.78 449.46 0.00 0.00 18.75 620.26 265.68
T-15 6.05 20 5.16 17 1.00 1.00 3.16 13.85 126.52 112.66 95.76 0.00 0.00 4.00 132.15 56.61
T-17 5.80 19 5.22 17 1.00 1.00 3.22 14.25 124.13 109.88 93.40 0.00 0.00 3.90 128.89 55.21
m pie m pie Altura Base Dmenor Cono (m3)
T-2 4.84 16 3.35 11 0.95 0.70 1.95 5.36 42.66 34.99 29.74 3000 2.31 1.24 41.04 17.58
T-3 5.00 16 3.36 11 0.70 0.60 2.16 4.25 44.33 37.77 32.11 3000 2.31 1.34 44.31 18.98
T-4 4.48 15 3.62 12 0.90 0.70 2.22 6.14 46.11 37.66 32.01 3000 2.31 1.34 44.17 18.92
T-5 4.55 15 4.19 14 0.95 0.70 2.79 9.21 62.74 51.22 43.54 3000 2.31 1.82 60.08 25.74
T-6 4.28 14 4.28 14 0.95 0.70 2.88 9.68 61.58 49.59 42.15 3000 2.31 1.76 58.16 24.91
T-9 4.54 15 3.20 10 0.00 0.00 3.20 0.00 36.51 34.97 29.73 2000 1.54 1.24 41.03 17.57
T-11 4.54 15 3.20 10 0.00 0.00 3.20 0.00 36.51 34.97 29.73 2000 1.54 1.24 41.03 17.57
T-14 4.60 15 3.35 11 0.80 0.70 1.95 4.52 40.55 34.49 29.32 2000 1.54 1.22 40.46 17.33
T-16 4.50 15 3.35 11 0.90 0.80 1.75 4.75 39.66 33.38 28.37 2000 1.54 1.18 39.15 16.77
T-18 5.50 18 5.32 17 1.00 1.00 3.32 14.91 122.21 107.30 91.20 3000 2.31 3.81 125.86 53.91
T-19 4.54 15 3.20 10 0.70 0.60 2.00 3.78 36.51 31.19 26.51 2000 1.54 1.11 36.59 15.67
P-1 3.64 12 2.19 7 0.60 0.60 0.99 1.25 13.71 12.08 10.27 500 0.38 0.43 14.17 6.07
P-2 3.65 12 2.29 8 0.60 0.60 1.09 1.40 15.03 13.25 11.26 500 0.38 0.47 15.54 6.66
P-3 3.88 13 2.29 8 0.60 0.60 1.09 1.40 15.98 14.19 12.06 500 0.38 0.50 16.65 7.13
P-4 3.83 13 2.28 7 0.60 0.60 1.08 1.39 15.64 13.87 11.79 500 0.38 0.49 16.26 6.97
P-5 3.80 12 2.26 7 0.60 0.60 1.06 1.36 15.24 13.50 11.48 500 0.38 0.48 15.84 6.79
P-6 3.80 12 2.29 8 0.60 0.60 1.09 1.40 15.65 13.86 11.78 500 0.38 0.49 16.26 6.97
3.78 días
Volumen Total (sin
considerar el
cono)
TQAltura Diametro Cono de concreto
Volumen Total 1
TQAltura Diametro Cono de concreto
Volumen Total 1
Volumen Total (sin
considerar el
cono)
Volumen de
Trabajo (pulpa)
Volumen de
Trabajo (pulpa)
Peso del Carbon
(kg)
Volumen del
Carbón (m3)
Tiempo de
residencia (hr)
Peso de pulpa
(TM)Mineral (TMS)
TIEMPO DE RETENCION
Volumen total 1: Volumen general calculado de manera matematica.
Volumen total 2 : Volumen de pulpa sin considerar el volumen del cono ni el volumen ocupado por el carbón.
Volumen de Trabajo: Volumen ocupado solamente por la pulpa (se aplica un factor del 85% por el volumen que ocupa los sistemas de agitación, volumen de pulpa llenado hasta cierto punto, etc).
Peso del Carbon
(kg)
Volumen del
Carbón (m3)
Tiempo de
residencia (hr)
Peso de pulpa
(TM)Mineral (TMS)
57
TABLA N° 14 Tiempo de Residencia con Tanque 30’x30
’
m pie m pie Altura Base Dmenor Cono (m3)
T-1 2.68 9 2.36 8 0.70 0.60 1.16 1.77 11.72 9.95 8.46 0.00 0.00 0.35 11.68 5.00
T-7 5.36 18 5.17 17 1.00 1.00 3.17 13.92 112.52 98.60 83.81 0.00 0.00 3.50 115.66 49.54
T-8 9.08 30 9.15 30 0.00 0.00 9.15 0.00 597.06 597.06 507.50 0.00 0.00 21.18 700.35 299.99
T-10 9.15 30 9.15 30 0.00 0.00 9.15 0.00 601.66 601.66 511.41 0.00 0.00 21.34 705.75 302.30
T-12 9.15 30 9.15 30 1.80 2.07 5.01 72.88 601.66 528.78 449.46 0.00 0.00 18.75 620.26 265.68
T-13 9.15 30 9.15 30 1.80 2.07 5.01 72.88 601.66 528.78 449.46 0.00 0.00 18.75 620.26 265.68
T-15 6.05 20 5.16 17 1.00 1.00 3.16 13.85 126.52 112.66 95.76 0.00 0.00 4.00 132.15 56.61
T-17 5.80 19 5.22 17 1.00 1.00 3.22 14.25 124.13 109.88 93.40 0.00 0.00 3.90 128.89 55.21
m pie m pie Altura Base Dmenor Cono (m3)
T-2 4.84 16 3.35 11 0.95 0.70 1.95 5.36 42.66 34.99 29.74 3000 2.31 1.24 41.04 17.58
T-3 5.00 16 3.36 11 0.70 0.60 2.16 4.25 44.33 37.77 32.11 3000 2.31 1.34 44.31 18.98
T-4 4.48 15 3.62 12 0.90 0.70 2.22 6.14 46.11 37.66 32.01 3000 2.31 1.34 44.17 18.92
T-5 4.55 15 4.19 14 0.95 0.70 2.79 9.21 62.74 51.22 43.54 3000 2.31 1.82 60.08 25.74
T-6 4.28 14 4.28 14 0.95 0.70 2.88 9.68 61.58 49.59 42.15 3000 2.31 1.76 58.16 24.91
T-9 4.54 15 3.20 10 0.00 0.00 3.20 0.00 36.51 34.97 29.73 2000 1.54 1.24 41.03 17.57
T-11 4.54 15 3.20 10 0.00 0.00 3.20 0.00 36.51 34.97 29.73 2000 1.54 1.24 41.03 17.57
T-14 4.60 15 3.35 11 0.80 0.70 1.95 4.52 40.55 34.49 29.32 2000 1.54 1.22 40.46 17.33
T-16 4.50 15 3.35 11 0.90 0.80 1.75 4.75 39.66 33.38 28.37 2000 1.54 1.18 39.15 16.77
T-18 5.50 18 5.32 17 1.00 1.00 3.32 14.91 122.21 107.30 91.20 3000 2.31 3.81 125.86 53.91
T-19 4.54 15 3.20 10 0.70 0.60 2.00 3.78 36.51 31.19 26.51 2000 1.54 1.11 36.59 15.67
P-1 3.64 12 2.19 7 0.60 0.60 0.99 1.25 13.71 12.08 10.27 500 0.38 0.43 14.17 6.07
P-2 3.65 12 2.29 8 0.60 0.60 1.09 1.40 15.03 13.25 11.26 500 0.38 0.47 15.54 6.66
P-3 3.88 13 2.29 8 0.60 0.60 1.09 1.40 15.98 14.19 12.06 500 0.38 0.50 16.65 7.13
P-4 3.83 13 2.28 7 0.60 0.60 1.08 1.39 15.64 13.87 11.79 500 0.38 0.49 16.26 6.97
P-5 3.80 12 2.26 7 0.60 0.60 1.06 1.36 15.24 13.50 11.48 500 0.38 0.48 15.84 6.79
P-6 3.80 12 2.29 8 0.60 0.60 1.09 1.40 15.65 13.86 11.78 500 0.38 0.49 16.26 6.97
4.66 díasTIEMPO DE RETENCION
Peso del Carbon
(kg)
Volumen del
Carbón (m3)
Tiempo de
residencia (hr)
Peso de pulpa
(TM)Mineral (TMS)TQ
Altura Diametro Cono de concretoVolumen Total 1
Volumen Total (sin
considerar el
cono)
Volumen de
Trabajo (pulpa)
Volumen de
Trabajo (pulpa)
Peso del Carbon
(kg)
Volumen del
Carbón (m3)
Tiempo de
residencia (hr)
Peso de pulpa
(TM)Mineral (TMS)
Volumen total 1: Volumen general calculado de manera matematica.
Volumen total 2 : Volumen de pulpa sin considerar el volumen del cono ni el volumen ocupado por el carbón.
Volumen de Trabajo: Volumen ocupado solamente por la pulpa (se aplica un factor del 85% por el volumen que ocupa los sistemas de agitación, volumen de pulpa llenado hasta cierto punto, etc).
Volumen Total (sin
considerar el
cono)
TQAltura Diametro Cono de concreto
Volumen Total 1
58
Fig Nº 8.- Plano de Tanque de Agitacion 30’x30’
59
4.6. SECCION DE CARBON ACTIVADO.
El carbón activado, se cargará por el último tanque Pachuca en una
cantidad de 350 Kg y cada 15 días se trasladará al tanque inmediato
superior, colocándose carbón fresco en el tanque anteriormente
desocupado, se proseguirá hasta llegar al tanque 11 de donde se
trasladará al tanque 9 y de este al tanque 6, 5, 4 y de este al tanque 3 y
tanque 2 donde al cabo de dos días se retirará del sistema para su
Desorción.
Se estima una merma de 100 a 150 Kg de carbón al mes, debido al
trizado del mismo y que no puede atraparse en la malla final. El control
se hace pesando el carbón cuando es inicialmente introducido al circuito
y al extraerse de él, la diferencia de peso es la que ha sido remolido y no
puede ser atrapado por las mallas de ningún tanque, descartándose en
el relave.
4.6.1. Concentración de carbón en los tanques
La concentración de carbón en los tanques y pachucas es muy
importante para el proceso, actualmente el peso promedio de
carbón que está en el circuito es de 27 000 kg (peso seco), siendo
su distribución la siguiente:
60
Tabla Nº 15.- Concentración de carbón en tanques de CIP
TANQUE BANDEJA +
CARBON CARBON SECO (Kg)
T-2 1900 2912
T-3 1900 2912
T-4 1750 2895
T-5 1500 2890
T-6 1500 2890
T-14 1600 1992
T-9 1600 1992
T-11 1600 1992
T-16 1600 1992
T-19 1600 1992
PACHUCA BANDEJA +
CARBON CARBON SECO
(Kg)
P-1 1250 475
P-2 1250 475
P-3 1250 475
P-4 1250 475
P-5 1250 475
P-6 1150 378
T. CARBON EN EL CIRCUITO (Kg)
27215
Peso de Bandeja 3.0Kg.
61
4.6.2. Proceso de transferencia de carbón cargado
En este proceso el carbón es transferido de tanque a tanque
mediante bombeo con aire (air-lift), este bombeo se realiza
mediante una tubería de 6” de diámetro y que al aplicársele aire
por ésta, produce una fuerza centrifuga haciendo que la pulpa con
carbón suba a través de la tubería y se transfiera al otro tanque en
sentido opuesto al de la circulación de la pulpa. La transferencia
de carbón dura aproximadamente de 4 a 5 horas dependiendo de
factores como: la concentración del carbón en el tanque, presión
del aire aplicado, fluidez, etc.
4.6.3. Proceso de cocecha de carbón cargado
Mediante el sistema de transferencia, el carbón cargado de oro y
plata es concentrado en el segundo tanque, de aquí el carbón es
removido de la pulpa mediante un zarandeo y cargado a un
reactor que mediante presión, el carbón es llevado hacia otro
reactor ubicado en el laboratorio de Desorción, en este lugar, se
separa el adsorbato (ión auro-cianuro) del adsorbente (carbón
activado).
La cosecha del carbón cargado dura de de 3 a 4 horas y se
realiza periódicamente cada 60 horas.
El proceso de descarga de carbón desorbido (cosecha anterior),
se realiza culminando la cosecha de carbón cargado; debido a la
diferencia de niveles que hay entre el laboratorio de Desorción y
la planta de cianuración, el carbón desorbido es llevado con agua
hacia el reactor activador de carbón ubicado en la planta,
posteriormente este carbón es llenado en costales, muestreado y
pesado.
62
4.6.4. Reactivación del carbón
Este es uno de los factores críticos en la determinación del éxito
de una planta. En la planta de cianuración de Laytaruma, se utiliza
los tratamientos tanto: químico como térmico, con el fin de que la
capacidad de adsorción del carbón desorbido sea restaurada a su
capacidad original.
Posteriormente el carbón es regenerado, es tamizado para
eliminar los finos por un tamiz de malla 20 y es agregado
nuevamente.
4.6.5. Regeneración química del Carbón Activado
El carbón es desorbido es almacenado en un reactor de lavado
acido, para posteriormente ser lavado con solución acida (acido
clorhídrico al 33% + agua) la solución acida es recirculada por
medio de una bomba hidrostal y un eductor, por un lapso de
tiempo de 45 min. Aprox. Luego se procede a enjuagar por un
tiempo de 30 min, con mínimo de 2 enjuagues.
La función del ácido es remover el calcio y la sílice desde el
carbón, y si no es removido, las impurezas afectarán la capacidad
de adsorción del carbón.
Una vez culminado este proceso, este carbón es trasladado a una
tolva de carbón de 6 toneladas para luego ser transferida a un
tanque de almacenamiento para luego ser agregado directamente
al circuito o ser llenado en costales y quede lista para el proceso
de regeneración térmica.
63
4.6.6. Regeneración térmica de Carbón Activado
La planta de cianuración de Laytaruma, cuenta con un equipo de
regeneración térmica “OILON”, en la cual el carbón obtenido de
tratamiento químico, es calentado a temperaturas que oscilan
entre 500 a 600 °C con el fin de eliminar alguna materia orgánica
cogida por el carbón al proceso de cianuración para extraer los
valores de oro que puedan contener las soluciones que estamos
cosechando.
Fig. Nº 9.- Horno Regeneración Térmica 440v
64
CAPITULO V
PRUEBAS EXPERIMENTALES
5.1. OPTIMIZACION EN LA PREPARACION DEL CIANURO DE SODIO
5.1.1. Antecedentes:
Tanque de Preparación
El Cianuro de Sodio solido es disuelto en agua clara para ser
adicionado en planta, para neutralizarlo y regular el pH > 10 se
adiciona Hidróxido de Sodio (Soda Caustica) y evitar la formación
de gas Cianhídrico.
Volumen Efectivo de Tanque: 1820 lt.
La proporción de trabajo es de 200 kls NaCN con 150 kls de
Soda para este tanque.
Concentración de CN: 11.0 % a pH: 13.5
65
5.1.2. Desarrollo de pruebas metalúrgicas
Se realizaron 3 pruebas metalúrgicas con el fin de determinar la
proporción óptima, variando la concentración de NaCN en cada
prueba.
Estas son las proporciones de Preparación que se van a trabajar:
Prueba 1: Concentración de NaCN: 8.3 % (150 kilos de NaCN)
Concentración de Na(OH): 8.3 % (150 kilos de Soda)
pH : 13.5
Prueba 2: Concentración de NaCN: 11.0 % (200 kilos de NaCN)
Concentración de Na(OH): 8.3 % (150 kilos de Soda)
pH : 13.5
Prueba 3: Concentración de NaCN: 13.7 % (250 kilos de NaCN)
Concentración de Na(OH): 8.3 % (150 kilos de Soda)
pH : 13.5
Desarrollo de las pruebas
Se realizó 3 pruebas Metalúrgicas a diferentes concentraciones
de Cianuro
Mineral: 1 kl.
Volumen de Agua: 2 lt.
Densidad: 1330 gr/lt
pH inicial de pulpa: 8
66
Se realizó la preparación de Soluciones de Cianuro a diferentes
Concentraciones para la realización de las pruebas.
Volumen Adicionado: 25.0 ml de solución a diferentes
concentraciones
Tabla Nº 16.- Consumo de cianuro
CONCENTRACION DE CIANURO
TIEMPO 8.3 % CN 11.0 % CN 13.7 % CN
HORAS % CN libre % CN libre % CN libre
0 10.4 0.10 0.14 0.17
3 10.5 0.094 0.124 0.147
6 10.2 0.063 0.086 0.107
12 10.1 0.04 0.069 0.091
24 10.0 0.026 0.056 0.083
48 9.8 0.0075 0.03 0.045
PH
CONCENTRACION DE CIANURO
67
Grafica. Nª 7.- Consumo de Solución Cianurada
ANALISIS DE RECUPERACIÓN
Se trabajó con un mineral Oxidado
Ley de Cabeza: 0.384 Oz/TC
68
Tabla Nº 17.- Porcentaje de recuperación
Como observamos en el cuadro la extracción se ve afectada por la
concentración de Cianuro, La Recuperación en la primera prueba es menor
porque ya se consumió el reactivo y ya no hay lixiviación, entonces si se ve
afectada directamente.
6 0.157 59.1 0.159 58.6 0.156 59.4
12 0.081 78.9 0.079 79.4 0.078 79.7
24 0.037 90.4 0.031 91.9 0.034 91.1
48 0.025 93.5 0.010 97.4 0.011 97.1
% Extracción de ORO
TIEMPO
HORAS
8.3 % NaCN 11.0 % NaCN 13.4 % NaCN
Residuo
Oz/TC% Rec. Residuo
Oz/TC% Rec. Residuo
Oz/TC% Rec.
69
Fig. Nº 10.- Concetración vs Velocidad de Disolución
Efecto de la velocidad de disolución con respecto a la
concentración de Cianuro
La velocidad de disolución varia dependiendo el Oxigeno Disuelto
en la solución
En la prueba se comprobó que se tubo un valor de 5.7 mg /lt. Para
este mineral
70
5.2. CONCLUSIONES DE RESULTADOS
a. Se debe seguir preparando la solución de Cianuro de Sodio en la
proporción que se está haciendo que es de 200 kg. NaCN con
150 kg. Na(OH).
b. Esta proporción garantiza una concentración de 11 % de Cianuro
en la Solución de stock para trabajo en planta, lo mínimo es de
10%.
c. Que a estas concentraciones evitan que se esté adicionando a cada
rato más solución de Cianuro y en mayor flujo para que se asegure
la lixiviación.
d. Con respecto al tiempo de lixiviación la relación es directamente
proporcional, a mayor tiempo más consumo de cianuro.
e. A mayores concentraciones de Cianuro ( < 15% ) Cabe la
posibilidad de que se eleve valores de Cianuro libre en la Cola.
71
PANEL FOTOGRAFICO: EQUIPOS DE LABORATORIO
Fig. 11 Molino Bond Fig. 12 Agitadores de Pulpa
Fig. 13 Bureta Digital TE REX
Fig. 14 Planca de Secado
Fig. 15 Ro-tap Fig. 16 Filtros de Aire
72
CAPITULO VI
EVALUACION DE COSTOS
73
6.1. RESUMEN DE COSTOS DE IMPLEMENTACION DE TANQUE DE
AGITACIÓN
Cuadro Nº 1.- Detalle de gastos e insalacion de tanque de agitación 30’ x 30’
T A N QUE D E A GIT A C IÓN 30 X 30 S/ . 183,575.17 U$ 68,349.64
Costo afectado por el metrado (1.00) S/. ######### U$ 42,593.19
Descripción Recurso Unidad Cantidad Precio S/. Parcial S/. Precio U$ Parcial U$
Mano de Obra
AYUD. SOLDADOR MLV hh 30.0000 12.45 373.50 4.48 134.40
MECÁNICO HCR hh 48.0000 16.11 773.28 6.17 296.16
MECÁNICO JBQ hh 5.0000 11.73 58.65 4.42 22.10
SOLDADOR FMP hh 15.0000 10.18 152.70 3.73 55.95
SOLDADOR JCC hh 15.0000 10.76 161.40 4.12 61.80
MECANICO FTM hh 5.0000 11.73 58.65 4.42 22.10
SOLDADOR RVC hh 5.0000 11.73 58.65 4.42 22.10
PINTOR WCC hh 95.0000 11.73 1,114.35 4.49 426.55
SOLDADOR JNR hh 35.0000 11.14 389.90 4.01 140.35
PINTOR DSR hh 37.0000 10.48 387.76 3.77 139.49
PINTOR AVC hh 93.0000 10.48 974.64 3.77 350.61
SOLDADOR JBA hh 15.0000 12.45 186.75 4.48 67.20
SOLDADOR - CTS hh 3.0000 10.48 31.44 3.77 11.31
AYUDANTE SOLDADOR - YCR hh 5.0000 9.91 49.55 3.63 18.15
AYUDANTE SOLDADOR CMN hh 5.0000 9.91 49.55 3.63 18.15
PINTOR JCC hh 25.0000 11.73 293.25 4.24 106.00
5,114.02 1,892.42
TANQUE METÁLICO
74
Materiales
PLANCHA FE 1/4" x 1500 x 3000 und 16.0000 399.53 6,392.48 151.80 2,428.80
PLANCHA FE 3/8"x 1500x 3000 und 16.0000 584.17 9,346.72 225.06 3,600.96
PLANCHA FE 3/8" X 1500 X 3000 ROLADO INT. 30 PIES DIAMETRO und 20.0000 864.46 17,289.20 315.50 6,310.00
PLANCHA FE 5/16" X 1500X3000 ROLADO INTERIOR 30 PIES DE DIAMETRO und 20.0000 774.04 15,480.80 283.26 5,665.20
PLANCHA FE 1/4" X 1500X3000 ROLADO INTERIOR 30 PIES DE DIAMETRO und 20.0000 576.30 11,526.00 211.10 4,222.00
SOLDADURA SUPERCITO 1/8" kg 64.7500 11.08 717.43 4.26 275.84
SOLDADURA CELLOCORD 1/8" kg 43.5000 10.13 440.66 3.93 170.96
SOLDADURA SUPERCITO 5/32" kg 61.5000 9.77 600.86 3.73 229.40
SOLDADURA CELLOCORD 5/32" kg 120.0000 10.06 1,207.20 3.73 447.60
SOLDADURA SUPERCORTE 1/8" kg 0.5000 13.87 6.94 5.37 2.69
MANHOLE DE TANQUE und 1.0000 1,135.60 1,135.60 423.73 423.73
CANAL U DE 8" X 11.5 LB PIE ROLADO A 30 PIES CORREAJE SUPERIOR und 5.0000 512.20 2,561.00 187.53 937.65
CANAL U DE 6" X 10.5 LBS/PIE ROLADO INTERIOR A 30 PIES CORREAJE und 5.0000 465.15 2,325.75 170.30 851.50
FIERRO CORRUGADO DE 3/4" v ar 6.5000 57.63 374.60 22.17 144.11
PERNO HEX UNC-2 FE 3/4" X 4" und 8.0000 1.68 13.44 0.63 5.04
TUERCA HEX UNC -2 FE 3/4" und 8.0000 0.45 3.60 0.17 1.36
ANILLO PLANO FE 3/4" und 16.0000 0.19 3.04 0.07 1.12
ANILLO DE PRESIÓN FE 3/4" und 8.0000 0.16 1.28 0.06 0.48
PINTURA ESMALTE COLOR ROJO OXIDO gln 23.0000 30.24 695.52 10.68 245.64
PINTURA ANTICORROSIVA COLOR ROJO gln 22.7500 45.75 1,040.81 17.05 387.89
THINER ACLIRICO ESTÁNDAR gln 12.2500 12.45 152.51 4.69 57.45
TUBO DE ACERO SCH-80 Ø 8" X 6M und 0.2500 807.99 202.00 299.70 74.93
BRIDA SLIP ON FE ANSI 150 LB. DE 6" und 2.0000 71.96 143.92 27.00 54.00
VALVULA COMPUERTA 6" C/BRIDA und 1.0000 1,329.84 1,329.84 499.00 499.00
ESCOBA PERFECTA CON CERDA DE PLASTICO und 1.0000 6.78 6.78 2.61 2.61
72,997.96 27,039.93
Equipos
DISCO DE CORTE 7" x 1/8"x 7/8" PARA FE und 50.0000 6.26 313.00 2.40 120.00
DISCO DE DESBASTE 7" x 1/4"x 7/8" und 39.0000 7.67 299.13 2.96 115.44
DISCO DE DESBASTE 4 1/2" X 1/4" X 7/8" und 15.0000 4.11 61.65 1.58 23.70
CEPILLO CIRCULAR COPA TRENZADO DE 4 1/2" und 1.0000 24.32 24.32 9.28 9.28
TRAPO INDUSTRIAL kg 2.7500 2.51 6.90 0.94 2.59
705.00 271.01
Subcontratos
SC M. O. FABRICACIÓN DE TANQUE 30 X 30 (CANDELA) glb 1.0000 36,165.93 36,165.93 13,389.83 13,389.83
36,165.93 13,389.83
75
FABRICACION DE BAFLES
Costo afectado por el metrado (1.00) S/. 5,812.91 U$ 2,159.55
Descripción Recurso Unidad Cantidad Precio S/. Parcial S/. Precio U$ Parcial U$
Mano de Obra
MECÁNICO HCR hh 40.0000 16.11 644.40 6.17 246.80
SOLDADOR HCV hh 65.0000 14.68 954.20 5.37 349.05
SOLDADOR RVC hh 25.0000 11.73 293.25 4.42 110.50
SOLDADOR OTP hh 45.0000 11.73 527.85 4.42 198.90
SOLDADOR JNR hh 10.0000 11.14 111.40 4.01 40.10
SOLDADOR JBA hh 35.0000 12.45 435.75 4.48 156.80
SOLDADOR ACY hh 60.0000 11.73 703.80 4.42 265.20
AYUDANTE SOLDADOR - SCN hh 60.0000 11.73 703.80 4.24 254.40
SOLDADOR - CTS hh 50.0000 10.48 524.00 3.77 188.50
4,898.45 1,810.25
Materiales
SOLDADURA SUPERCITO 1/8" kg 37.0000 11.08 409.96 4.26 157.62
SOLDADURA CELLOCORD 1/8" kg 14.7500 10.13 149.42 3.93 57.97
SOLDADURA SUPERCITO 3/32" kg 13.0000 10.47 136.11 3.91 50.83
SOLDADURA CELLOCORD 5/32" kg 10.0000 10.06 100.60 3.73 37.30
796.09 303.72
Equipos
DISCO DE CORTE 7" x 1/8"x 7/8" PARA FE und 6.0000 6.26 37.56 2.40 14.40
DISCO DE DESBASTE 7" x 1/4"x 7/8" und 10.0000 7.67 76.70 2.96 29.60
DISCO DE DESBASTE 4 1/2" X 1/4" X 7/8" und 1.0000 4.11 4.11 1.58 1.58
118.37 45.58
76
Cuadro Nº 2.- Montaje de Sistema de Transmision Tanque 30’ x 30’
Costo afectado por el metrado (1.00) S/. 19,994.35 U$ 7,572.41
Mano de Obra Descripción Recurso Unidad Cantidad Precio S/. Parcial S/. Precio U$ Parcial U$
AYUD. SOLDADOR MLV hh 30.0000 12.45 373.50 4.48 134.40
MECÁNICO HCR hh 10.0000 16.11 161.10 6.17 61.70
MECANICO FTM hh 10.0000 11.73 117.30 4.42 44.20
SOLDADOR RVC hh 50.0000 11.73 586.50 4.42 221.00
SOLDADOR OTP hh 3.0000 11.73 35.19 4.42 13.26
SOLDADOR RAH hh 30.0000 11.73 351.90 4.42 132.60
MECÁNICO JAC hh 10.0000 11.43 114.30 4.49 44.90
SOLDADOR FEB hh 68.0000 11.73 797.64 4.24 288.32
PINTOR DSR hh 10.0000 10.48 104.80 3.77 37.70
PINTOR AVC hh 10.0000 10.48 104.80 3.77 37.70
SOLDADOR JBA hh 110.0000 12.45 1,369.50 4.48 492.80
AYUDANTE SOLDADOR - SCN hh 30.0000 11.73 351.90 4.24 127.20
SOLDADOR - CTS hh 10.0000 10.48 104.80 3.77 37.70
SOLDADOR - MCF hh 76.0000 11.43 868.68 4.24 322.24
Materiales 5,441.91 1,995.72
CANAL "U" DE 1/4" X 2" X 6" X 6 MTS und 1.0000 178.00 178.00 68.50 68.50
TEE DE FE 1/8" X 1" X 6 MT v ar 1.0000 15.52 15.52 5.97 5.97
VIGA DE FE "H" DE 18" X 55 LBS/PIE X 6 MT und 2.2000 1,170.00 2,574.00 450.00 990.00
VIGA DE FE "H" DE 18" X 76 LBS/PIE X 9 MT und 2.4600 2,425.10 5,965.75 932.73 2,294.52
VIGA DE FE "H" DE 16" X 36 LBS/PIE X 6 MT und 0.4600 765.83 352.28 294.55 135.49
PLANCHA FE 3/4" x 1500 x 3000 und 2.0000 1,477.03 2,954.06 559.71 1,119.42
PLANCHA FE 1/2" X 1200 X 2400 und 1.0000 500.54 500.54 191.63 191.63
SOLDADURA SUPERCITO 1/8" kg 31.0000 11.08 343.48 4.26 132.06
SOLDADURA CELLOCORD 1/8" kg 33.5000 10.13 339.36 3.93 131.66
SOLDADURA SUPERCITO 3/32" kg 0.5000 10.47 5.24 3.91 1.96
SOLDADURA SUPERCITO 5/32" kg 23.0000 9.77 224.71 3.73 85.79
PERNO HEX UNC-2 FE 1" X 4" und 10.0000 0.30 3.00 0.11 1.10
Equipos PERNO 1" X 5 1/2" und 4.0000 7.43 29.72 2.86 11.44
TUERCA HEX UNC -2 FE 1" und 10.0000 1.29 12.90 0.43 4.30
ANILLO PLANO FE 1" und 20.0000 0.45 9.00 0.17 3.40
ANILLO PLANO FE 1 1/8" und 26.0000 1.15 29.90 0.44 11.44
ANILLO DE PRESION FE 1" und 10.0000 0.61 6.10 0.23 2.30
ANILLO DE PRESION 1 1/8" und 26.0000 2.44 63.44 0.94 24.44
PINTURA ANTICORROSIVA COLOR ROJO gln 1.0000 45.75 45.75 17.05 17.05
THINER ACLIRICO ESTÁNDAR gln 1.5000 12.45 18.68 4.69 7.04
TUBO DE FE 4" X 6 MTS STANDAR und 1.0000 220.42 220.42 82.58 82.58
TUBO CUADRADO 4" X 4" X 6 MTS und 2.0000 209.16 418.32 80.65 161.30
14,310.17 5,483.39
DISCO DE CORTE 7" x 1/8"x 7/8" PARA FE und 4.0000 6.26 25.04 2.40 9.60
Mano de Obra DISCO DE DESBASTE 7" x 1/4"x 7/8" und 12.0000 7.67 92.04 2.96 35.52
DISCO DE CORTE 4 1/2" X 1/8" X 7/8" und 12.0000 3.24 38.88 1.25 15.00
DISCO DE DESBASTE 4 1/2" X 1/4" X 7/8" und 21.0000 4.11 86.31 1.58 33.18
242.27 93.30
FABRICACION Y MONTAJE DE SISTEMA DE TRANSMISION Y PUENTE
77
FAB. DE SOPORTE DE MOTOR
Costo afectado por el metrado (1.00) S/. 1,807.32 U$ 667.16
Descripción Recurso Unidad Cantidad Precio S/. Parcial S/. Precio U$ Parcial U$
AYUD. LUBRICADOR DCQ hh 5.0000 9.56 47.80 3.50 17.50
SOLDADOR MPF hh 30.0000 11.79 353.70 4.24 127.20
SOLDADOR JCC hh 10.0000 10.76 107.60 4.12 41.20
SOLDADOR FEB hh 20.0000 11.73 234.60 4.24 84.80
Materiales PINTOR DSR hh 5.0000 10.48 52.40 3.77 18.85
PINTOR AVC hh 5.0000 10.48 52.40 3.77 18.85
SOLDADOR ACY hh 10.0000 11.73 117.30 4.42 44.20
SOLDADOR - MCF hh 20.0000 11.43 228.60 4.24 84.80
1,194.40 437.40
ANGULO FE 1/4" X 4" X 6 MTS und 1.0000 172.75 172.75 61.28 61.28
PLANCHA DE FE 5/8" X 1200 X 2400 und 0.2870 726.24 208.43 278.36 79.89
SOLDADURA SUPERCITO 1/8" kg 5.5000 11.08 60.94 4.26 23.43
SOLDADURA CELLOCORD 1/8" kg 4.5000 10.13 45.59 3.93 17.69
SOLDADURA SUPERCITO 5/32" kg 6.5000 9.77 63.51 3.73 24.25
PINTURA ESMALTE COLOR ROJO OXIDO gln 0.2500 30.24 7.56 10.68 2.67
PINTURA ANTICORROSIVA GRIS gln 0.2500 37.38 9.35 14.02 3.51
PINTURA ANTICORROSIVA COLOR ROJO gln 0.2500 45.75 11.44 17.05 4.26
THINER ACLIRICO ESTÁNDAR gln 0.2500 12.45 3.11 4.69 1.17
582.68 218.15
DISCO DE CORTE 7" x 1/8"x 7/8" PARA FE und 3 6.26 18.78 2.4 7.2DISCO DE CORTE 4 1/2" X 1/8" X 7/8" und 1.0000 3.24 3.24 1.25 1.25
DISCO DE DESBASTE 4 1/2" X 1/4" X 7/8" und 2.0000 4.11 8.22 1.58 3.16
30.24 11.61
78
VIAS DE ACCESO
Equipos Costo afectado por el metrado (1.00) S/. 16,952.73 U$ 6,294.56
Descripción Recurso Unidad Cantidad Precio S/. Parcial S/. Precio U$ Parcial U$
AYUD. SOLDADOR MLV hh 72.0000 12.45 896.40 4.48 322.56
SOLDADOR MPF hh 10.0000 11.79 117.90 4.24 42.40
SOLDADOR JCC hh 5.0000 10.76 53.80 4.12 20.60
AYUD. SOLDADOR JCH hh 10.0000 11.13 111.30 4.20 42.00
SOLDADOR ALRF hh 150.0000 12.45 1,867.50 4.48 672.00
SOLDADOR RVC hh 20.0000 11.73 234.60 4.42 88.40
PINTOR WCC hh 35.0000 11.73 410.55 4.49 157.15
SOLDADOR JNR hh 78.0000 11.14 868.92 4.01 312.78
Mano de Obra SOLDADOR FEB hh 20.0000 11.73 234.60 4.24 84.80
PINTOR DSR hh 20.0000 10.48 209.60 3.77 75.40
PINTOR AVC hh 65.0000 10.48 681.20 3.77 245.05
SOLDADOR JBA hh 90.0000 12.45 1,120.50 4.48 403.20
AYUDANTE SOLDADOR - SCN hh 60.0000 11.73 703.80 4.24 254.40
AYUDANTE SOLDADOR - YCR hh 120.0000 9.91 1,189.20 3.63 435.60
AYUDANTE SOLDADOR RCB hh 20.0000 11.79 235.80 4.24 84.80
SOLDADOR ARRF - Molles hh 60.0000 11.73 703.80 4.24 254.40
PINTOR JCC hh 15.0000 11.73 175.95 4.24 63.60
SOLDADOR YHB hh 40.0000 11.14 445.60 4.01 160.40
Materiales 10,261.02 3,719.54
ANGULOS DE ACERO DE 1 1/2"X1 1/2"X3/16" X 6M v ar 2.0000 35.92 71.84 13.75 27.50
ANGULOS DE ACERO DE 1 1/2" X 1 1/2" X 1/4" X 6M v ar 1.0000 59.77 59.77 22.08 22.08
ANGULO DE ACERO DE 2"X2" x 3/16" X 6M v ar 5.5000 52.57 289.14 19.97 109.84
ANGULO DE ACERO DE 2" X 2" X 1/4" X 6M v ar 3.0000 69.79 209.37 26.36 79.08
ANGULO DE ACERO DE 3" X 3" 1/4" X 6M v ar 1.0000 97.40 97.40 37.99 37.99
CANAL "U" DE 1/4" X 2" X 6" X 6 MTS und 5.0000 178.00 890.00 68.50 342.50
PLATINA DE FE 3/16" X 1" X 6 MTS v ar 197.0000 13.17 2,594.49 5.10 1,004.70
TEE DE ACERO DE 1 1/4"X1 1/4"X1/8" und 2.0000 27.87 55.74 10.54 21.08
SOLDADURA SUPERCITO 1/8" kg 11.5000 11.08 127.42 4.26 48.99
Equipos SOLDADURA CELLOCORD 1/8" kg 40.5000 10.13 410.27 3.93 159.17
SOLDADURA SUPERCITO 3/32" kg 1.0000 10.47 10.47 3.91 3.91
SOLDADURA SUPERCORTE 1/8" kg 6.0000 13.87 83.22 5.37 32.22
PERNO HEX UNC-2 FE 1/2" X 2" und 31.0000 0.51 15.81 0.19 5.89
PERNO HEX UNC-2 FE 1/2" X 1 1/2" und 42.0000 0.41 17.22 0.15 6.30
PERNO HEX UNC-2 FE 5/8" X 2" und 4.0000 0.80 3.20 0.30 1.20
TUERCA HEX UNC -2 FE 5/8" und 4.0000 0.26 1.04 0.10 0.40
TUERCA HEX UNC -2 FE 1/2" und 73.0000 0.13 9.49 0.05 3.65
ANILLO PLANO FE 1/2" und 130.0000 0.06 7.80 0.02 2.60
ANILLO PLANO FE 5/8" und 8.0000 0.14 1.12 0.06 0.48
ANILLO DE PRESIÓN FE 5/8" und 4.0000 0.11 0.44 0.04 0.16
ANILLO DE PRESIÓN FE 1/2" und 84.0000 0.05 4.20 0.02 1.68
Mano de Obra PINTURA ESMALTE AMARILLO MD gln 2.5000 32.20 80.50 12.36 30.90
PINTURA ANTICORROSIVA GRIS gln 1.2500 37.38 46.73 14.02 17.53
PINTURA ANTICORROSIVA COLOR ROJO gln 0.2500 45.75 11.44 17.05 4.26
THINER ACLIRICO ESTÁNDAR gln 2.2500 12.45 28.01 4.69 10.55
MASILLA PLASTICA PARA CARRO + CATALIZADOR und 1.7500 7.40 12.95 2.84 4.97
CODO SCH-40 O 1¼" und 64.0000 2.12 135.68 0.81 51.84
TUBO DE FE 1 1/4" X 6 MTS STANDAR und 20.2500 38.58 781.25 14.77 299.09
TUBO CUADRADO FE 3" X 6.71MM X 6 MTS und 3.0000 153.19 459.57 58.92 176.76
6,515.58 2,507.32
DISCO DE CORTE 7" x 1/8"x 7/8" PARA FE und 3.0000 6.26 18.78 2.40 7.20
DISCO DE DESBASTE 7" x 1/4"x 7/8" und 1.0000 7.67 7.67 2.96 2.96
DISCO DE CORTE 4 1/2" X 1/8" X 7/8" und 2.0000 3.24 6.48 1.25 2.50
DISCO DE DESBASTE 4 1/2" X 1/4" X 7/8" und 6.0000 4.11 24.66 1.58 9.48
DISCO DE CORTE METAL PARA TRONZADORA. 14" X 7/64" X 1" und 6.0000 18.06 108.36 6.95 41.70
LIJA PARA FE N° 40 plg 2.0000 1.97 3.94 0.75 1.50
LIJA PARA FE N° 80 und 4.0000 1.56 6.24 0.59 2.36
176.13 67.70
79
6.2. OTROS COSTOS OPERATIVOS
Tabla 18.- Consumo de Insumos
Fuente: Gerencia de Operaciones Planta
ENERO FEBRERO MARZO ABRIL MAYO JUNIO JULIO AGOSTO SEPTIEMBRE OCTUBRE NOVIEMBRE DICIEMBRECANTIDAD
TOTALVALOR S/.
ACETATO DE PLOMO (ton) 0.06 0.20 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.20 0.00 0.20 0.66 9,164.272
ACIDO NITRICO QP (TON) 0.17 0.20 0.24 0.10 0.14 0.17 0.14 0.20 0.17 0.24 0.24 0.20 2.21 16,382.730
ACIDO NITRICO Tec. (TON) 0.88 0.53 0.56 0.84 0.49 0.49 0.74 0.18 0.60 0.94 0.46 0.35 7.03 9,750.700
ACIDO SULFURICO (kg) 50.00 100.00 50.00 100.00 0.00 50.00 50.00 50.00 50.00 50.00 50.00 50.00 650.00 769.600
AGUA FRESCA (m3) 2,443.63 2,298.87 2,443.64 2,409.19 2,084.10 2,394.39 2,483.58 2,483.56 2,423.98 2,483.57 2,409.17 2,489.50 28,847.18 162.698
AGUA RECIRCULADA (m3) 5,297.70 5,106.04 5,297.75 5,282.16 4,039.34 5,230.37 5,437.53 5,437.48 5,333.94 5,437.50 5,282.10 5,458.24 62,640.13 -
ALCOHOL ETILICO 47,000.00 39,400.00 41,500.00 38,100.00 28,400.00 33,100.00 35,300.00 33,120.00 28,700.00 31,800.00 31,500.00 31,680.00 419,600.00 889,132.400
BOLAS DE ACERO PARA MOLIENDA (ton) 26.35 26.80 18.30 17.38 19.37 22.62 25.01 22.73 20.47 19.30 16.67 23.62 258.61 870,306.620
BORAX (ton) 1.13 1.13 0.88 0.70 0.33 0.65 0.80 1.05 0.88 0.85 0.78 0.90 10.05 31,063.516
CARBON ACTIVADO (ton) 2.00 1.00 0.00 4.00 3.00 2.00 0.00 7.00 1.00 0.00 0.00 4.00 24.00 198,253.416
CARBONARO DE SODIO (ton) 0.60 0.85 0.88 0.53 0.43 0.65 0.70 0.68 0.68 0.78 0.68 0.88 8.30 13,197.000
CIANURO DE SODIO (ton) 58.80 48.05 41.30 40.90 30.75 41.60 44.30 42.30 48.60 54.25 52.65 50.35 553.85 134,807.090
ENERGIA ELECTRICA COMPRADA Kwh 0.00 2,054,191.740
E.P.P. 935.37 935.37 935.37 935.37 935.37 935.37 935.37 935.37 935.37 935.37 935.37 935.37 11,224.48 11,224.483
PETROLEO (gal) 39,291.00 39,661.00 33,410.00 27,350.00 25,701.00 24,457.00 27,087.00 28,956.00 29,072.00 31,660.00 35,315.00 29,946.00 371,906.00 3,785,996.364
SILICE (Kg) 320.00 400.00 320.00 240.00 240.00 200.00 360.00 280.00 280.00 320.00 280.00 360.00 3,600.00 3,735.059
TOTAL S/. 8,028,137.687
TOTAL U$ 2,995,573.764
FUENTE: GERENCIA DE OPERACIONES PLANTA
80
Tabla 20.- Balance Metalúrgico 2013
Fuente: Ministerio de Energia y Minas, Direccion General de Mineria. EXTRANET.
CONTENIDO
METALICO Au
CONTENIDO
METALICO Ag
Ag Oz/TC Au g/TM DORE DORE Ag Oz/TC Au g/TM
ENERO 10,500 1.039411 20,416.62 269,987.92 280,628.41 23,392.43 3.37 28.13 95 60 280,628.41 23,392.43
FEBRERO 9,520 1.066335 20,708.29 278,291.05 296,751.49 24,341.21 3.87 32.81 95 60 296,751.49 24,341.21
MARZO 10,500 1.015364 20,999.96 224,568.80 228,019.08 23,504.15 3.38 22.86 95 60 228,019.08 23,504.14
ABRIL 10,200 1.361017 20,708.29 202,400.09 275,469.96 31,067.91 4.61 28.43 95 60 275,469.96 31,067.91
MAYO 10,200 1.249687 21,437.45 184,864.43 231,022.67 29,531.03 4.25 23.16 98 62 231,022.67 29,531.03
JUNIO 10,200 1.038723 20,999.96 221,374.90 229,947.20 24,044.87 3.56 23.73 95 60 229,947.20 24,044.87
JULIO 10,200 1.329682 21,583.29 182,620.93 242,827.76 31,635.14 4.56 24.34 98 62 242,827.76 31,635.13
AGOSTO 9,800 0.895598 20,999.96 259,567.20 232,467.87 20,731.74 3.20 24.97 95 60 232,467.87 20,731.74
SEPTIEMBRE 9,125 1.299769 21,583.29 171,156.46 222,463.86 30,923.46 5.12 25.66 95 60 222,463.86 30,923.45
OCTUBRE 9,100 1.144450 23,041.62 182,989.21 209,422.00 29,067.93 4.83 25.57 90 60 209,422.00 29,067.92
NOVIEMBRE 8,330 1.232131 23,333.28 182,977.23 225,451.92 31,691.07 5.75 30.07 90 60 225,451.92 31,691.07
DICIEMBRE 9,800 1.331319 21,874.95 186,923.70 248,855.07 32,102.10 4.95 28.21 90 60 248,855.07 32,102.10
CONTENIDO
METALICO Ag
CONTENIDO
METALICO AuRECUP % AgRECUP % AU
BALANCE - 2013
AÑO 2013 TMORO DORE
TM
LEYES DORES LEYES MINERAL
FUENTE: Ministerio de Energia y Minas, Direccion
General de Mineria
81
Tabla 21: Consumo de Agua
Fuente: Gerencia de Operaciones Planta.
MES TMS
H2O
FRESCA
m3
H2O
RECIRCULA
DA m3
H2O
PROCESO
m3
ENERO 10,500 1401.32 12611.84 14,013.16
FEBRERO 9,520 1270.53 11434.74 12,705.26
MARZO 10,500 1401.32 12611.84 14,013.16
ABRIL 10,200 1361.28 12251.50 13,612.78
MAYO 10,200 1361.28 12251.50 13,612.78
JUNIO 10,200 1361.28 12251.50 13,612.78
JULIO 10,200 1361.28 12251.50 13,612.78
AGOSTO 9,800 1307.89 11771.05 13,078.95
SEPTIEMBRE 9,125 1217.81 10960.29 12,178.10
OCTUBRE 9,100 1214.47 10930.26 12,144.74
NOVIEMBRE 8,330 1111.71 10005.39 11,117.11
DICIEMBRE 9,800 1307.89 11771.05 13,078.95
156,780.55
* PARA EL CONTROL DE POLVOS EN CHANCADO SE USA 19 m3 PROMEDIO POR DIA
* PARA LAVADO DE CARBON SE USA 11 m3 PROMEDIO POR DIA
TOTAL
* DEL CONSUMO TOTAL DE AGUA SE USA EL 10% DE AGUA FRESCA Y EL 90% DE AGUA RECIRCULADA
82
Tabla 22: Consumo de Agua Planta, Chancado Regeneración de Carbón.
Fuente: Gerencia de Operaciones Planta.
MES TMS
H2O
PROCESO
m3
H2O
CHANCAD
O m3
H2O
LABADO DE
CARBON m3
TOTAL AGUA
m3
ENERO 10500 1401.32 589.00 341.00 2,331.32
FEBRERO 9520 1270.53 532.00 308.00 2,110.53
MARZO 10500 1401.32 589.00 341.00 2,331.32
ABRIL 10200 1361.28 570.00 330.00 2,261.28
MAYO 10200 1361.28 589.00 341.00 2,291.28
JUNIO 10200 1361.28 570.00 330.00 2,261.28
JULIO 10200 1361.28 589.00 341.00 2,291.28
AGOSTO 9800 1307.89 589.00 341.00 2,237.89
SEPTIEMBRE 9125 1217.81 570.00 330.00 2,117.81
OCTUBRE 9100 1214.47 589.00 341.00 2,144.47
NOVIEMBRE 8330 1111.71 570.00 330.00 2,011.71
DICIEMBRE 9800 1307.89 589.00 341.00 2,237.89
26,628.05TOTAL
83
Tabla 23: Costo Total
Fuente: Gerencia de Operaciones Planta.
COSTO TOTAL (U$) 3,063,923.404
COSTO TANQUE DE AGITACION 30 X 30 (U$)
COSTO DE INSUMOS, AGUA,ETC (U$)
68,349.640
2,995,573.764
84
Fig. 17 Reconocimiento de zona de
trabajo
Fig. 18 Desquinchado de ladera de
cerro
Fig. 19 Poza de agua 50 m3
Fig. 20 Lineas de agua en nueva
poza de agua
85
CONCLUSIONES
La utilización de agua recuperada es un factor importante a controlar debido
a que su utilización minimiza los gastos de reactivos y provoca un ahorro de
agua, por consiguiente la recuperación de agua en nuestros circuitos debe
de ser prioridad para nuestra operación.
Mayor control en la medición de densidades, ya que al tener una densidad
muy alta también se eleva su granulometría por ende su cinética de
cianuración será lenta.
La implementación del tanque 30’ x 30’ permite una mayor capacidad de
tratamiento producción.
Se ve claramente una notable diferencia en cuanto a tiempo de residencia
se refiere con la implementación de un tanque, lo que permite una mayor
capacidad de tratamiento del mineral.
La adicion de aire en el tanque 30’ x 30’, permite el incremento en la
disolución de los valores y un incremento de producción.
Esta proporción garantiza una concentración de 11 % de Cianuro en la
Solución de stock para trabajo en planta, lo mínimo es de 10%.
A mayores concentraciones de Cianuro ( < 15% ) Cabe la posibilidad de
que se eleve valores de Cianuro libre en la Cola.
86
SUGERENCIAS
Es necesario que el laboratorio cuente con equipos de mayor precisión para
obtener resultados más exactos el cual nos pueda proporcionar una
información verdadera y optima.
Tener un mantenimiento de todos los equipos de laboratorio, ya que de
estos equipos dependen los resultados de nuestros análisis.
Calibrar constantemente los equipos de medición del circuito de molienda
(balanzas, equipo de medición de velocidad de fajas).
Se sugiere tener más control en la adición de solución cianurada en la zona
de milienda, un flujo que oscile entre 20 ml/seg a 40 ml/seg.
Mayor control con respecto al collar de bolas en cada molino ya que tener
una granulometría adecuada en cada molino permite que su cianuración de
valores sea más rápida, caso contrario su cinética seria lenta.
87
BIBLIOGRAFÍA
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2. Memoria Descriptiva, Minera Laytaruma S.A. 2013
3. Módulo de capacitación Técnico Ambiental, SACC Ingenieros S.R.L.,
Lima 2004.
4. Preparación mecánica de minerales” Arthur Taggart, Ed. Reverte,
México 1985.
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New York, 237 pp.
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Cerda Bernal, Chile 2012
7. “IV Taller de Difusión Minera Centro de Investigación Minera y
Metalúrgica” Eduardo Catalano Cortés, Copiapó - Chile 2006
8. “Evaluación de un Circuito de Molienda y Clasificación”, Tesina de
Graduación, Jorge Washington Vargas González, Ecuador 2010
9. Módulo de Lixiviación, Minera Barrick Misquichilka, Alto Chicama, La
Libertad 2005.
88
10. Programa Integral Metalurgia del Oro. Tecsup, Lima 2010.
11. Ministerio de Energía y Minas, Dirección de General de Minería.
12. Datos Extraídos Área Laboratorio Planta, 2013.
13. Datos Extraídos Gerencia de Operaciones Planta, 2013.