Balance de Agua
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CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1. OBJETIVO DEL ESTUDIO
A la fecha contamos con significativas reservas de mineral en la
mina Animón y se decidió elevar la producción de la planta de
beneficio de minerales sulfurados, entonces tenemos que analizar y
crear las condiciones para ampliar la capacidad de tratamiento de
mineral de la planta de procesamiento de minerales de 3 000
toneladas a 4 200 Toneladas métricas secas por día, diseñando
maquinarias y equipos todo ello observando estándares, normas,
leyes y otros aspectos relacionados para tal fin, bajo condiciones
de rentabilidad para obtener mayores ganancias por la continua alza
de precios de los metales en el mercado internacional
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1.2 UBICACIÓN
La planta concentradora y la mina se ubica en el distrito de
Huayllay en las coordenadas U.T.M.: N-8’780,728 y E-344654 a una
altitud de 4,600 m.s.n.m. dentro de la hoja 23-K-Ondores.
La mina Animón está ubicada en el flanco oriental de la cordillera
occidental, geomorfológicamente dentro de la superficie puna en un
ambiente glaciar, y la zona presenta un clima frígido y seco típico de
puna, la vegetación son pastos conocidos como “ichus”;
1.3. ACCESO
El acceso a la mina Animón es a través de las tres rutas
siguientes:
~El principal acceso es por la carretera central Lima - Oroya -
Cruce de Villa de Pasco - Animon: haciendo un total de 304 Km; y
es la más transitada por diferentes motivos (comercio, turismo, etc.).
~El otro acceso es por la carretera Lima – Huaral – Animon; que
tiene una extensión total de 225 Km., siendo la segunda ruta más
transitada.
~La ruta № 3 es por la carretera Lima – Canta – Animon y tiene una
extensión de 219 Km., esta vía está bastante descuidada puesto
que recién se están haciendo los trabajos civiles por esos tramos.
3
Fig. No. 1.1 Plano de Ubicación de la Mina Animón.
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Tabla No. 1.1 acceso a la mina Animón
RUTA Distancia
(Km)
Tiempo
(hrs)
1 Lima - Oroya - C. de Pasco - Animón 328 6
2 Lima - Huaral - Animón 225 4
3 Lima - Canta - Animón 219 4
1.4. GEOMORFOLOGÍA
Se halla ubicada dentro de la zona puna, en un ambiente glaciar,
con superficies suaves y altitudes desde 4,200 m.s.n.m.; la Mina
esta a 4,600 m.s.n.m.
La zona presenta un clima frígido y seco, típico de Puna, con
temperaturas de: 3 - 4° C bajo cero, entre los meses de Enero y
Marzo se presentan precipitaciones pluviales y el resto del año es
seco con presencia de heladas entre Abril - Junio.
La vegetación en la zona es muy escasa debido al clima frígido,
también se puede decir que la vegetación es casi escasa porque en
la mayor parte existen pocos lugares en los que se encuentra
material aluvial favorables a la vegetación.
La vegetación de la zona es típica de la región puna y cordillera, y
consta así en su totalidad de pastos ICHUS y pastos SILVESTRES.
5
1.5. RECURSOS NATURALES
La zona cuenta con un recurso vital primario, como es el agua ya
que se toma directamente de las Lagunas: Llacsacocha, Naticocha y
Huaroncocha; que nos sirve tanto para las actividades mineras como
para el consumo doméstico.
La zona no cuenta con otros recursos vitales primarios, por lo que
los centros de abastecimiento de material y otros productos son:
Lima, Cerro de Pasco, Huancayo, Huánuco, Oroya y las demás
ciudades colindantes; los cuales afortunadamente están unidos por
carreteras y Ferrocarril.
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CAPITULO II
GEOLOGIA GENERAL
El área se caracteriza por presentar geoformas variadas que van
desde los relieves bajos hasta las altas cumbres. La estratigrafía
se presenta desde el NEOPROTEROZOICO hasta el cuaternario
reciente, diferenciada por rocas metamórficas, sedimentarias,
volcánicas e ígneas.
La estratigrafía del área esta conformada por las siguientes
unidades:
a.- Formación Casapalca.
b.- Grupo Calipui.
c.- Formación Huayllay.
d.- Depósitos Cuaternarios: Morrénico, Fluvio glaciares,
bofedales.
e.- Roca Intrusiva.
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2.1 GEOLOGÍA REGIONAL
Las Unidades litoestratigráficas que afloran en la región minera de
Animón - Huarón están constituidos por sedimentitas de ambiente
terrestre de tipo “molasico” conocidos como “Capas Rojas”, rocas
volcánicas andesíticas y dacíticas con plutones hipabisales.
En la región abunda las “Capas Rojas” pertenecientes al Grupo
Casapalca que se encuentra ampliamente distribuida a lo largo de
la Cordillera Occidental desde la divisoria continental hacia el este
y está constituido por areniscas arcillitas y margas de coloración
rojiza ó verde en estratos delgados con algunos lechos de
conglomerados y esporádicos horizontes lenticulares de calizas
grises, se estima un grosor de 2,385 metros datan al cretáceo
superior terciario inferior (Eoceno).
En forma discordante a las “Capas Rojas” y otras unidades
litológicas del cretáceo se tiene una secuencia de rocas volcánicas
con grosores variables constituido por una serie de derrames
lávicos y piroclastos mayormente andesíticos, dacíticos y riolíticos
pertenecientes al Grupo Calipuy que a menudo muestran una
pseudoestratificación subhorizontal en forma de bancos medianos
a gruesos con colores variados de gris, verde y morados.
Localmente tienen intercalaciones de areniscas, lutitas y calizas
muy silicificadas que podrían corresponder a una interdigitación
con algunos horizontes del Grupo Casapalca. Datan al cretáceo
8
superiorterciario inferior (Mioceno) y se le ubica al Suroeste de la
mina Animon.
Regionalmente ocurre una peneplanización y depósitos de rocas
volcánicas ácidas tipo “ignimbritas” tobas y aglomerados de
composición riolítica que posteriormente han dado lugar a figuras
“caprichosas” producto de una “meteorización diferencial” conocida
como “Bosque de Rocas” datan al plioceno.
Completan el Marco Geológico-geomorfológico una posterior
erosión glaciar en el pleistoceno que fue muy importante en la
región siendo el rasgo más elocuente de la actividad glaciar la
creación de grandes cantidades de lagunas.
2.2 GEOLOGÍA LOCAL
El yacimiento de Animón, litológicamente está conformado por
sedimentitas que reflejan un periodo de emersión y una intensa
denudación. Las “Capas Rojas” del Grupo Casapalca presentan
dos ciclos de sedimentación: El ciclo más antiguo es el más
potente con 1,400 a 1,500 metros de grosor y el ciclo más joven
tiene una potencia de 800 a 900 metros. Cada ciclo en su parte
inferior se caracteriza por la abundancia de conglomerados y
areniscas, en su parte superior contienen horizontes de chert, yeso
y piroclásticos. La gradación de los clastos y su orientación indican
9
que los materiales han venido del Este, probablemente de la zona
actualmente ocupada por la Cordillera Oriental de los Andes.
En el distrito minero se distinguen dos formaciones bien marcadas:
Formación Inferior y Formación Superior.
2.2.1 FORMACIÓN INFERIOR
Está conformado por tres unidades:
- Unidad Inferior
Está constituida por margas y areniscas, se ubica en la parte
central y más profunda del anticlinal de Huarón su grosor
debe sobrepasar los 800 mts.
- Unidad Media
Aflora en el flanco Este del anticlinal y es continuo por varios
kilómetros con un grosor de 485 mts. Se distinguen los
siguientes horizontes:
~Horizonte Base.- Conformada por el conglomerado
Bernabé que es un “metalotécto” importante de la región con
un grosor de 40 metros y está constituido por clastos de
cuarcita de 10 cm. de diámetro y matriz arenosa.
~ Horizonte Central.- Constituido por areniscas y margas
rojas tiene una potencia de 420 metros
~Horizonte Techo.- “Metalotécto” calcáreo chertico de Sevilla
y Córdova de color violáceo y gris claro, masivo, lacustrino
con un grosor de 25 metros.
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- Unidad Superior
En la base tiene 5 niveles de conglomerados que juntos
alcanzan un grosor de 80 metros. Sus sedimentos son
detríticos provenientes de la erosión de la Unidad media; se
tienen grandes bloques de chert “redepositados”, sigue una
secuencia de areniscas moradas y niveles calcáreos. En total
esta unidad tiene un grosor de 300 metros.
2.2.2 FORMACIÓN SUPERIOR (Serie Abigarrada)
Tiene un grosor de 800 metros, es la única masa rocosa
presente en ambos flancos del anticlinal. En el flanco Este es
poco silicificada, se inicia con conglomerados gruesos
favorables para la mineralización, es otro de los
“metalotectos” importantes de la región conocida como
“Conglomerado San Pedro” se tiene clastos grandes de
cuarcita y caliza estos últimos son fácilmente reemplazados
por sulfuros. El Conglomerado San Pedro tiene un grosor de
20 a 50 metros, luego se tiene una alternancia de areniscas
con detrítos volcánicos, conglomerados intermedios, arcosas,
areniscas conglomeradicas, areniscas y niveles calcáreos
chérticos de 30 metros y areniscas margosas. Esta “serie
abigarrada” se encuentra mayormente en la zona de
Quimacocha.
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2.3 RECURSO Y RESERVAS
Las reservas de mineral probado, . probable se presentan en la
tabla No 2.1 y las leyes del mineral proyectado para la nueva
producción ampliada se presenta en la Tabla No. 2.2.
Estos datos fueron reportados por el Departamento de Geología de
la Empresa.
Tabla No. 2.1 Reservas de la mina Animón
R E S E R V A S D E M I N E R A L P R O B A D O - P R O B A B L E
TMS
POT
LEYES
% Cu % Pb % Zn oz/ Ag
PROBADO 4,634,664 3.36 0.23 2.34 7.9 2.97
PROBABLE 2,736,396 3.09 0.24 2.09 8.16 2.88
TOTAL 7,371,060 3.26 0.23 2.25 8 2.94
Tabla No. 2.2 Leyes del Mineral proyectado a 4200 TMSD
PRODUCTOS TPD
LEYES
%Pb %Zn %Cu Ag Oz/TC
4200T
MS
D
Cabeza 4200.00 3.04 7.57 0.23 3.28
Conc. Cu 16.11 10.16 7.87 23.77 226.21
Conc. Pb 163.02 66.64 5.89 1.23 36.64
Conc. Zn 503.61 1.71 58.11 0.62 4.45
Relave 3517.26 0.25 0.41 0.02 0.54
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Los ratios de concentración son:
RC Cu: 260,73 TM Mineral / TM Conc. Cu
RC Pb: 25,76 TM Mineral / TM Conc. Pb
RC Zn: 8,34 TM Mineral / TM Conc. Zn
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CAPITULO III
SISTEMA DE PRODUCCION ACTUAL
3.1 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
La explotación de minerales se realiza a través de 6 niveles, desde
el Nv. 610 hasta el Nv. 310, en dos zonas (I Y II). La explotación de
los tajeos se realiza actualmente desde el Nv. 540 hasta el Nv. 390
y el acceso los tajeos, después de su preparación y antes de su
explotación se realiza un by pass de 3.5m x 3.0m, y desde el cual
se inicia una rampa con +13%.
En el “by pass”, la perforación se realiza mediante un jumbo de un
brazo, con 11 pies (3.30 m) de longitud de barreno, alcanzando un
avance de efectivo/disparo de 3.00 m, diámetro de taladro 45 mm,
numero de taladros/frente 25, cargados 22, logrando un avance
efectivo de 90 metros/mes y el sostenimiento se realiza con
shotcreteo, solo o con fibra, hasta un espesor de 2” con pernos
14
cementados de 7 pies espaciados a 1.20 m. De igual manera los
disparos en cada frente se realizan con voladura controlada
(smooth blasting) en el que se utilizan pentacord, fanel y explosivos
exadit de 45% de 7/8” x 7”, la malla de perforación es de 0.40 m x
0.40 m. La limpieza se realiza con scoop de 6 yd3.
En los tajeos se preparan chimeneas de servicios de 1.20 m x 1.20
m cada uno y “ventanas” de + 0% de gradiente, desde la rampa a
la veta de 3.0 m x 3.0 m. Los tajeos están conectados a un
echadero de mineral de 1.50 m x 1.50 m.
Actualmente se describe los sistemas de explotación en cada zona:
ZONA I:
Se tiene los siguientes tajos de explotación:
Nv. 540Tj. 500
Nv. 500Tj. (300, 400 y 500)
Nv. 465Tj. (100 y 300)
Nv. 390Tj. 200
Rampa de Integración de 3.2m x 3.8m; que integra los niveles (465,
390 y 355)
La perforación en breasting se realiza con jumbos de un brazo
(Quasar, Axera), en una altura de corte de 3.0 m x 3.0 m y una
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densidad de mineral de 3.2 Tn/m3; el avance efectivo en estos
tajeos es de 6 m/día, considerando ciclos de perforación, disparo,
limpieza y sostenimiento en las dos alas de 75 m cada uno,
obteniéndose en cada tajeo una producción de 86 tn/disparo de
172 tn/día y un promedio de 1032 tn/día de estos tajos en la Zona I.
El mineral roto se trasladaron Dumpers a uno de los “stocks piles”
ubicados a una distancia promedia de 250 m del lugar donde se
carga con un scoop de 3.5 Yd3 y se extrae por la Rampa Mirko con
camiones tipo volquetes N20 de 20 tn
ZONA II:
Esta zona es 80% convencional ya que se tiene todos los niveles
inferiores y se tiene los siguientes tajeos en explotación Nv. 390 Tj.
400; La explotación son por cámaras y pilares, con pilares de 2.0 m
x 2.0 m y cámaras de 2.0 m x 2.0 m, la perforación se realiza con
Jack Legs y la limpieza se realiza con rastrillos, la producción por
tajeo es en el promedio de 70 Tn/Día.
Nv. 390 Tj. 300 y Nv. 355 Tj. (100 y 200); Explotados con Jumbos
Quasar en “breasting” con una producción diaria de 172 Tn/Día.
Nv. 465 Tj. 600 E y W; estos tajos se explotan con maquina Jack
Legs, en breasting con cortes de 2.1 m x 2.4 m y densidad de
mineral de 3.2 Tn/m3; avance de 1.5 m/disparo don 2 disparos por
día, produciendo se un promedio de 70 Tn por tajeo y 140 Tn/Día
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en los dos tajeos. La voladura se realiza con explosivos exadit
45%, limpieza con scoop de 1.5 Yd3 y el sostenimiento con cuadro
de madera.
De igual manera el promedio de mineral roto de la Zona II
(Promedio 750 Tn/día), se realiza por el Pique Esperanza cuya
capacidad es de 2000 tmd, que jalando 30 skips /hora, capacidad
de cada skip de 3 Tn y trabajando un promedio de 10 hrs./Día se
extraería hasta 900 tmd.
Hay que señalar que por centralización de los tajeos, se ha
concentrado la explotación en 04 Niveles (500, 465, 390 y 355),
con una longitud de explotación de 600 a 450 m por cada nivel.
3.1.1 PARÁMETROS TÉCNICOS
Para la explotación de minerales, en los tajeos se tiene los
siguientes parámetros técnicos para el minado con “Breasting”
en el corte y relleno ascendente “C&RA -Animon”.
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Tabla No 3.1 Parámetros técnicos para el minado.
Dilución 20% - 25%
Productividad 7.20 t/h-gdía
Consumo de explosivos 0.25 Kg./t
Longitud de taladro 3.00m (con Jumbo)
Avance efectivo 3.00 m
Labores preparatorias 6.5 m/1000 TM extraídas
Prod. Labores preparatorias 10%
Recuperación de recursos 90%
Mineral roto disparado 86 TM
Sostenimiento temporal pernos, shotcrete
Para la explotación de minerales, en los tajeos de Animon se tiene
7.2 T/H-g día como productividad
3.2 VIDA ACTUAL DE LA MINA
De acuerdo a la cubicación de reservas realizada se tiene
14.475.937 Tn de mineral de mina entre Reservas, Recursos
Indicados y Recursos Inferidos, y produciendo 3000 TPD, se
tendría lo siguiente:
3000 tn/día * 30 día/mes * 12 mes / año = 1,080,000 tn/año
14,475,937 tn ÷ 1,080,000 tn/ año = 13 años
18
Por lo tanto al ritmo de 3000 tn /día; la vida de la mina seria de 13
años
3.3 EXTRACCIÓN DE MINERAL
El mineral proviene del pique Esperanza (30 %), Rampa Mirko (50
%) y Rampa Terry (20%). El transporte se realiza en volquetes de
25-30 toneladas de capacidad y recorren 3.8 Kilómetros hasta la
tolva de gruesos ubicada en la parte alta de la Planta habiendo
pasado primero por la balanza (marca TOLEDO de 100 TM de
capacidad) para su control. Esta balanza se encuentra en la zona de
Laguapuquio. La tolva de gruesos es metálica, esta techada y
cerrada para proteger al operador de la lluvia, de la nevada y del
aire; tiene una capacidad de 500 TM. En la parte superior lleva una
parrilla de dos secciones con rieles de 60 libras.
- La primera sección tiene un área total de 25.6m2;
conformada por 17 rieles separados a 8” con una inclinación
de 30°.
- La segunda sección es plana y tiene un área total de 24.5 m2,
conformada por 22 rieles separados a 8”.
- En la tolva de gruesos trabaja un operador (parrillero) por
guardia cuyo trabajo es: dirigir los vehículos para que
descarguen dentro de la tolva, hacer pasar la carga y romper
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con un combo los bancos de mineral que ruedan hacia la parte
plana de la parrilla.
- El parrillero realiza su trabajo utilizando su equipo de
protección personal (EPP): orejeras o tapones de oídos, arnés,
línea de vida, guantes de cuero, lentes de seguridad, protector
y botas con punta de acero.
3.4 TRATAMIENTO METALÚRGICO
3.4.1 CLASE DE MINERAL A TRATAR
El mineral que procesará la planta concentradora Animon es
de leyes de 3.04 % de Plomo, 7.57 % de Zinc; 0.23 % de
Cobre y 3.28 Oz /TM de Plata; con una humedad promedio de
5.5 -7.5 % y una gravedad especifica de 3.20 gr/lt.
El tipo de rocas que se procesa esta constituida por:
- El mineral valioso esta constituido por carbonatos
(rodocrocita, calcita y dolomita), cuarzo, sulfuros
económicos (El mineral predominante de zinc es la
esfalerita rubia y rojiza, el de Plomo es la galena
argentífera, con plata como inclusiones sólidas; el de
cobre es la chalcopirita) y sulfuros no económicos (pirita,
siderita).
- El desmonte esta constituido por marga roja y gris como
rocas sedimentarias. La marga gris presenta alteración
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argílica (arcillas) que es la que mayormente llega con el
mineral por dilución.
- La dureza del mineral es mediana y de la roca
encajonante es baja.
3.4.2 CAPACIDAD ACTUAL DE LA PLANTA
- La Capacidad actual de la Planta de Beneficio Animón,
autorizada, es de 3000 TMSD de acuerdo a la
Resolución N° 372-2008-MEM-DGM/V.
- Los insumos diversos que se utilizan y los consumos
promedios mensuales se presentan en la siguiente tabla.
- Estos insumos en su mayor porcentaje son traídos de la
localidad de Lima y algunos otros son importados del
extranjero.
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Tabla No 3.2 Consumo de insumos para tratar 3,000 TMSD de
mineral
INSUMOS PARA PROCESOS DE MOLIENDA Y FLOTACION
INSUMO CONSUMO DE INSUMOS
INDICE TECNICO PARA 3,000 TMSD
Kg/TM Kg / Mes
ELEMENTOS MOLTURANTES
BOLAS DE 1 1/2" 0.134 12,060
BOLAS DE 2 " 0.128 11,520
BARRAS DE ACERO DE 3" 0.394 35,460
INSUMOS PARA PROCESOS DE FLOTACION
CIRCUITO BULK
Cal Apagada 0.30 27,000
Cianuro de Sodio 0.0012 108
Sulfato de Zinc 0.124 11,160
MIBC 0.0096 864
Xantato Z-11 0.028 2,520
AR-1208 0.0072 648
Bicromato de Sodio 0.0084 756
CMC 0.0036 324
Fosfato monosódico 0.0036 324
Carbón Activado 0.018 1,620
MT 3682 0.006 540
CIRCUITO DE ZINC
Cal Apagada 1.194 107,460
Sulfato de Cobre 0.214 19,260
Xantato Z-6 0.016 1,440
MIBC 0.003 270
FILTRADO
Dewatering 634 0.018 1,620
22
CAPITULO IV
INGENIERIA DEL PROYECTO
4.1 SITUACIÓN ACTUAL DEL PROYECTO
Con la ampliación a 4200 TMSD se está proyectando producir:
503.61 TMPD de concentrado de zinc con un grado de 58% y 92%
de recuperación; 163.02 TMPD de concentrado de Plomo con un
grado de 66 % y con 86 % de recuperación, 16.11 TMPD de
concentrado de cobre con un grado de 23 % y 38 % de
Recuperación y 3517.26 TMPD de relave.
Para la ampliación de la capacidad de Beneficio de la planta
proyectado a 4200 TMSD, se adiciona el Estudio de Impacto
Ambiental “Ampliación de Operaciones Minero – Metalúrgicas a
4200 TMSD – Animón”, el EIA fue aprobado por el MEM el 14.01.09
con la Resolución Directoral Nº 005-2009-MEM/AAM.
23
Para la ampliación de la capacidad de Beneficio a 4200 TMSD, es
necesario incrementar una Tolva de Finos N°2 de capacidad 1000
TM y accesorios en la Sección de Chancado secundario, asimismo
de un Molino de Bolas de 9 ½’ x 12’ COMESA y accesorios en la
sección molienda, 5 fajas transportadoras (fajas Nº 6, 9, 10, 12 y 13),
02 bombas Wilfley 5K, 02 ciclones D-20 Krebs y 01 balanza nuclear
para la faja 12.
4.2 DESCRIPCION GENERAL DEL PROYECTO
El beneficio de los valores de zinc, plomo y cobre se realizará por
flotación previa conminución. Cada etapa dentro de nuestras
operaciones se describe a continuación.
4.2.1 CHANCADO
El circuito de chancado es abierto y tiene una capacidad de
260 TM/hr; se realiza en tres etapas: chancado primario,
chancado secundario y chancado terciario.
En la primera etapa un Alimentador de Placas NICO de 42”x18’
alimenta a la faja transportadora Nro.1 la misma que descarga
sobre un grizzly vibratorio SYMONS de 3’x 5’; el over size de
éste alimenta a una chancadora COMESA de 24”x36”. En esta
etapa el mineral es reducido desde un tamaño promedio 100%
- 8” a 100% - 4”.
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Debajo del Alimentador de Placas se ubica una faja auxiliar que
capta todos los derrames y los transporta hasta la faja Nro.5.
En la segunda etapa el under size del grizzly y la descarga de
la chancadora primaria COMESA 24" x 36" se juntan en la faja
transportadora Nro.2 la misma que alimenta este producto a un
cedazo SVEDALA modelo banana de 6’x16’ de doble cama, los
finos del cedazo son enviados por la faja 3 a la faja 5, los
gruesos +11/4” de esta clasificación van a la chancadora
secundaria cónica Standard Symons de 5 ½”; el producto final
chancado 100 % - 1” es captado por la faja N° 4, donde se
inicia la tercera etapa, el producto de la chancadora es enviado
al cedazo SVEDALA de 6’ x 16’ de doble cama , los finos del
cedazo van directamente a la faja 5, los gruesos +1” de la
clasificación van a chancadora HP 400 y el producto va a la
faja 5 y son trasladados por esta a un silo (Tolva de finos N° 1
de 1000 TM de capacidad), asimismo se depositará mediante
la faja N° 6 a la Tolva de finos N° 2 de 1000 TM de capacidad
que alimentarán al circuito de molienda.
En esta área trabajan dos operadores (chancadores) por
guardia: uno de ellos se encarga de operar el Alimentador de
Placas, el grizzly, supervisar las fajas N° 1 y auxiliar; así como
de retirar los desechos de maderas y fierros que vienen en el
mineral asegurando una alimentación constante a las
25
chancadoras; el segundo operador se encarga de la
chancadora Symons controlando que esta no se sobrecargue
(atore) debido a que el mineral generalmente es arcilloso
(panizado) y húmedo. Este operador también se encarga de
controlar y supervisar la correcta operación del cedazo
vibratorio y de las fajas 2, 3, 4, 5, asimismo se encargará de la
faja N° 6.
Los chancadores para realizar el trabajo utilizan su equipo de
protección personal (EPP): orejeras o tapones de oídos,
respirador para polvo, guantes de cuero, lentes de seguridad,
protector y botas con punta de acero.
4.2.2 MOLIENDA
La operación de molienda se realiza en 2 circuitos y consta en
dos etapas cada circuito: Molienda primaria y molienda
secundaria.
El circuito 1 la molienda primaria se realizara en un molino de
barras COMESA 9 1/2’x12’ que opera en circuito abierto.
Empieza con la descarga de la tolva de finos N° 2 de 1000 TM
a través de una compuerta manual hacia la faja N° 9 o 10, la
misma que descarga a la faja N° 11, aquí se realiza el control
del peso del mineral.
El circuito 2 la molienda primaria se realizará en un molino de
bolas COMESA 9 1/2’x12’ que operará en circuito cerrado.
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Empieza con la descarga de la tolva de finos N° 1 de 1000 TM
a través de una compuerta manual hacia la faja N° 7, la misma
que descargará a la faja N° 12, y esta descarga a la faja N° 13,
aquí se realiza el control del peso del mineral que ingresa al
molino con una balanza nuclear RONAN X96CS.
La descarga del molino de barras 9 1/2’x12’ se junta con la
descarga de la celda flash SK -240 que es el alimento a los
ciclones KREBS de 20" de diámetro uno de ellos en stand by
con su respectiva bomba WILFLEY 5K; el over flow 15% +
100 mallas y 50 % - 200 malla con una densidad de 1450 gr/Lt
y G.E. 3.20 gr/cm3 ingresa a flotación. El under flow es el
alimento a la molienda secundaria.
La molienda secundaria para el circuito 1, consta de un molino
de bolas 8' x 10' COMESA y un molino 7’x 8’ FIMA que remuele
la descarga del hidrociclón, estos dos productos de la
molienda secundaria se juntan y se alimenta a la celda flash
SK 240 con una bomba HM-150.
El Under flow del hidrociclon de el circuito 2, regresa al molino
9 1/2’x12’ de bolas para la remolienda.
En esta área trabajan dos operadores (molineros): uno de ellos
se encarga de controlar la alimentación para asegurar que se
realice en forma constante al molino de barras; el otro operador
realiza el control de las densidades y limpieza de canaletas.
27
Los molineros utilizan su EPP para realizar su trabajo: orejeras
o tapones de oídos, lentes de seguridad, guantes de cuero,
respirador para polvos, ropa de agua, protector y botas con
punta de acero.
Entonces en este circuito la expansión considera instalar un
molino de bolas de 9.5´x 12´ que va a operar en circuito
cerrado con un hidrociclón de 20” de diámetro, existe una
alternativa que puede trabajar con el molino de bolas 7´x 8´
como secundario.
El producto final alcanza aproximadamente 51 % menos 200
mallas.
4.2.3 FLOTACIÓN
El proceso de flotación se realiza en 3 circuitos:
- Circuito de flotación Bulk Plomo - Cobre.
- Circuito de separación Plomo - cobre.
- Circuito de Flotación de Zinc.
- SECCION FLOTACIÓN BULK PLOMO - COBRE
En el circuito rougher y scavenger se cuenta con 01celda flash
SK- 240 (282 ft3 ), 02 celda RCS 30 (2120 ft3) y 06 celdas
RCS 10 (355 ft3) FIMA.
La flotación en esta etapa es convencional; se flota el Pb y Cu
(bulk) con una mezcla de xantato Z-11 y xantato Z-6 (1:1)
como colector primario, promotor MT 3682 como colector
28
secundario y MIBC como espumante; se deprime el zinc y la
pirita con sulfato de zinc y cianuro de sodio a un pH de 10.5 -
11; el concentrado rougher (espumas RCS-30) entran a
limpiarse en un banco de 08 celdas DENVER Sub-A Nro. 24
(50 ft3) y el concentrado scavenger se junta con el relave del
banco de limpieza bulk y retornan al rougher. El releve general
del circuito de flotación bulk es la cabeza de flotación de zinc.
Las espumas de la ultima limpieza del concentrado bulk y las
espumas de la celda flash, ricas en plomo y cobre, entran a la
separación Pb – Cu.
La EXPANSIÓN considera incrementar 02 celdas de flotación
scavenger del tipo Sub A 24.
- SECCION SEPARACION PLOMO – COBRE
Las espumas ricas en Pb-Cu entran a un banco de 10 celdas
DENVER Sub-A Nº 24 para la separación Pb-Cu.
La separación se efectúa deprimiendo el plomo y flotando el
Cobre; el plomo se deprime con una solución de bicromato de
sodio, carboximetil celulosa de sodio (CMC) y fosfato mono
sódico; las espumas ricas en cobre entran a limpiarse a un
banco de 02 celdas DENVER Sp Nro 18 (25ft3). El concentrado
de la segunda celda es el concentrado final de cobre (22-24%
Cu) y el relave final de todo este circuito es el concentrado final
de plomo (66-68%Pb).
29
- SECCION FLOTACIÓN DE ZINC
A las colas de la flotación bulk en el cajón de las bombas se le
adiciona sulfato de cobre, cal, xantato Z- 6 y son flotadas en el
circuito rougher usando espumante MIBC; la flotación rougher
primaria se lleva a cabo en una celda RCS-50 y un banco de 2
celdas RCS 30, la flotación rougher secundaria en un banco de
3 celdas RCS 10 y el scavenger lo conforman 6 celdas RCS 10.
La limpieza del primer rougher se efectúa en una celda RCS-20
(705 ft3); su concentrado pasa a una segunda limpieza en una
celda WS220 (220 ft3) y finalmente las espumas de esta entran a
un banco de 04 celdas sub A 18Sp, cuyas espumas son el
concentrado final (57-59%Zn).
La limpieza de las espumas del segundo rougher se efectúa en
un banco de 06 celdas DENVER Sub-A Nro. 30 de las que se
obtiene un concentrado final que se junta con las espumas de la
celda WS220 que por gravedad son transportadas hacia los
espesadores (56-59%Zn). El relave de las limpiadoras
DENVER Sub-A y de la RCS 20 retorna a la cabeza. El relave
del primer rougher es el alimento de la flotación rougher
secundaria.
La expansión considera instalar una celda rougher I del tipo RCS
50 y en la etapa cleaner se instalará 06 celdas Sub A 30.
30
El relave de este circuito es el RELAVE FINAL de flotación y es
enviado por bombas al relleno hidráulico.
- ESPESAMIENTO Y FILTRADO
La etapa de espesamiento para el concentrado de plomo cuenta
con 01 espesador de 18' x 8' y para el filtrado un filtro cerámico
CC-30 y se tiene en stand by dos filtros de discos; de 6' x 3 y
6´x7, el filtrado arroja un producto con 7.5- 8.0 % de agua
promedio.
El O/F tiene un pH de 10 - 11 y descarga a las cochas de
recuperación.
Para el espesamiento del zinc se cuenta con 02 espesadores
supaflo de 50'x 10', el filtrado se realiza en un filtro cerámico CC-
45 y se tiene en stand by dos filtros de discos de 6' x 7, el
producto de la filtración esta con 8.5-10 % de agua en promedio.
El O/F de ambos espesadores tienen un pH 12; el over flow del
espesador No 1 descarga en el espesador No 2 y el over flow de
éste descarga a las cochas de recuperación.
4.2.4 REACTIVOS UTILIZADOS
Los reactivos a utilizar para la nueva producción son los mismos
solo se incrementan la cantidad como puede verse en la
siguiente tabla.
31
4.2.5 REQUERIMIENTO DE POTENCIA
La planta concentradora a una capacidad de 4200 TMSD,
requiere una potencia total instalada de 1,673 Kw o 2,243 HP.
4.2.6 BALANCE DE AGUA PARA EL PROCESO
A continuación se muestra el Balance de agua para el proceso
metalúrgico de tratamiento de 4200 TMSD, ver Fig N° 4.1
La operación total de la planta requiere de 1,762 GPM para el
proceso metalúrgico, este consumo no considera recirculación
de agua de los efluentes como relaves, rebose de espesador y
sello de bombas de vacío.
4.2.7 AIRE
Aire de alta presión para la instrumentación y otros controles se
requiere de 120 CFM a 90 PSI.
Aire de baja presión para las celdas de flotación, se requiere de
3,500 CFM a 5 PSI entregados en el eje de la celda,
considerando las pérdidas por fricción y por altura.
32
Fig N° 4.1 Balance de aguas para tratamiento de 4200 TMSD de mineral en la planta de Beneficio de Animón.
AGUA FRESCA
NATICOCHA SUR
360 M3/hr.
409.50 M3/hr.
473.00 m3/hr PLANTA CONCENTRADORA
M3/hr. %
360.00 46.784
409.5 53.216
769.50 100.00
473.00 61.468
151.62 19.704
MINA-PIQUE MONTENEGRO 144.88 18.828
769.50 100.000
AGUA RECICLADA DEPOSITO DE RELAVES(96%)
PLANTA CONCENTRADORA
CONSUMOS DE AGUA
RELLENO HIDRAULICO
BALANCE DE AGUA PROYECTADO - ANIMON 4,200 TMSD - MAYO 2009
TOMAS DE AGUA
AGUA FRESCA NATICOCHA SUR
RESERVORIO
DE AGUA 769.50 m3/hr
CHANCADO
REACTIVOS
MOLIENDA
229.74m3/hr
FLOTACION 325.24 m3/hr
Bulk Pb - Cu 76.60m3/hr.
Zinc 18.90m3/hr
FILTRADO 174.70 m3/hr
Cobre 7.21m3/hr.
Plomo 21.18m3/hr.
Zinc 30.83m3/hr.
BOMBEO DE RELAVE
278.69 m3/hr
RELLENO HIDRAULICO
278.69 m3/hr
CANCHA DE RELAVE Nº2
409.50 m3/hr
28.10 m3/hr
221.24m3/hr
95.50m3/hr
12.70 m3/hr
115.46m3/hr
RELL. HIDRAULICO
151.62m3/hr
MINA PIQUE
MONTENEGRO
144.88 m3/hr
19.60 m3/hr
8.50m3/hr
229.74 m3/hr
59.25m3/hr 265.99 m3/hr
151.62 m3/hr
171.90 m3/hr
41.09 m3/hr
192.71 m3/hr
agua que se va en la
pulpa a relleno de tajos
2.8m3/hr
agua que se va en
concentrados como
humedad
237.60 m3/hr
33
Tabla No. 4.2 de consumo de insumos para tratar 4,200 TMSD de
mineral
INSUMOS PARA PROCESOS DE MOLIENDA Y FLOTACION
INSUMO CONSUMO DE INSUMOS
INDICE TÉCNICO PARA 4,200 TMSD
Kg / TM Kg / Mes
ELEMENTOS MOLTURANTES
BOLAS DE 1 1/2" 0.134 16,884
BOLAS DE 2" 0.128 16,128
BOLAS DE 3” 0.100 12,600
BOLAS DE 4” 0.120 15,120
BARRAS DE ACERO DE 3" 0.375 47,250
INSUMOS PARA PROCESOS DE FLOTACION
CIRCUITO BULK
Cal Apagada 0.30 37,800
Cianuro de Sodio 0.0012 151
Sulfato de Zinc 0.124 15,624
MIBC 0.0096 1,210
Xantato Z-11 0.028 3,528
AR-1208 0.0072 907
Bicromato de Sodio 0.0084 1,058
CMC 0.0036 454
Fosfato monosódico 0.0036 454
Carbón Activado 0.018 2,268
MT 3682 0.006 756
CIRCUITO DE ZINC
Cal Apagada 1.194 150,444
Sulfato de Cobre 0.214 26,964
Xantato Z-6 0.016 2,016
MIBC 0.003 378
FILTRADO
Dewatering 634 0.018 2,268
34
Tabla No. 4.3 Balance sólido liquido proyectado a 4,200 TMSD
BALANCE METALURGICO CONCENTRADORA ANIMON - 4,200 TMSD
PROYECTO EXPANSION
DESCRIPCION % PESO TPD TPH SP GR DENSIDAD % SOL GPM PULPA
ALIMENTO FRESCO 100.00 4,200.00 175.0 3.20 1,450 45.14 1177.30
CONCENTRADO DE COBRE 0.41 17.22 0.72 4.18 1,110 13.03 21.8
CONCENTRADO DE PLOMO 3.97 166.74 6.95 4.37 1,193 20.98 122.8
CONCENTRADO DE ZINC 12.15 510.30 21.26 3.8 1,375 37.01 184.0
RELAVE GENERAL 83.47 3,505.74 146.07 2.89 1,300 35.29 1402.0
CONCENTRADO BULK 4.38 183.96 7.67 4.41 1,181 19.82 144.2
RELAVE BULK 95.62 4010.04 167.34 3.17 1,377 40.00 1337.8
CORRIENTES INTERMEDIAS
1 CC ROUGHER II BULK 11.09 467.68 19.41 4.30 1,129 14.89 508.4
2 MEDIOS BULK 4.57 191.94 8.00 3.39 1,043 5.85 577.2
3 CONCENTRADO BULK 4.38 183.96 7.67 4.41 1,181 19.82 144.2
4 CC SCAVENGER II ZINC 6.39 268.38 11.18 3.45 1,360 37.27 97.1
5 CC SCAVENGER I ZINC 5.24 220.08 9.17 3.45 1,640 54.95 44.8
6 RELAVE CLEANER I ZINC 3.70 155.04 6.48 3.43 1,490 46.42 41.2 7 CABEZA COMBINADA ZINC 114 4788.00 199.50 3.18 1,400 41.68 1505.5
35
4.2.8 RELAVES
El relave generado en la Planta será aproximadamente 3517
TM/Día, el cual será bombeado a través de 02 bombas HR-200
instaladas en serie hacia un nido de 4 ciclones Krebs de 10" en la
parte alta de la Planta, el U/F'(60%F) es almacenado en dos silos
para ser utilizado en la mina en el relleno hidráulico de los tajos; el
O/F'(40%F) se envía por gravedad a través de una tubería de
polietileno de 10" de diámetro de alta densidad hacia un cajón
distribuidor en la parte alta lado nor-oeste de la cancha de relaves
Nro. 3.; éste cajón tiene un tubo de rebose de 10'' y dos descargas
laterales con tubería de 6” de polietileno que alimentan a dos
tanques ubicados en lo alto a los extremos del dique este de la
relavera 2; estos tanques con tuberías de descarga de polietileno de
4” permiten disponer controladamente el relave en el perímetro de
los diques de la relavera 2.
El agua decantada es drenada por dos quenas de fierro que unidas
en su base por una tubería (Fe) de 24'' transporta el agua clara a
dos pozas de concreto, donde se encuentra 01 bomba Hidrostal
12GH(150 HP) con una stand by que recircula el agua a través de
una tubería de 8" de polietileno; ésta agua es utilizada en las
operaciones de la planta concentradora.
36
El nivel de los sólidos en el perímetro de las quenas se controla
manteniendo un espejo de agua sobre los 50cm; conforme sube el
nivel; se van colocando los tapones de madera.
La calidad de agua de la napa freática se controla con siete
piezómetros tipo Casa Grande.
Tabla No. 4.4 Parámetros de Diseño de la Cancha de Relaves
Parámetro
Valor
Capacidad de Tratamiento 4200 TMSD
% De Relave 85%(3,570
TMSD)
% De Relleno Mina 60%(2,142
TMSD)
%Almacenamiento 40%(1,428
TMSD)
Tonelaje húmedo a almacenar en el depósito de
relaves
(W= 25% agua)
1,904 TMhd
Densidad Húmeda 1.8 TM/m3
Volumen/Día 992 m3/Dia
Año 353 días
Volumen/Año 350 058 m3/Año
37
Tabla No 4.5 Potencial neto de neutralización del relave
PARAMETROS UNIDADES RESULTADOS
20/02/08 26/06/08
pH 10.82 10.74
PA KgCaCO3/TM 0.0 0.0
PN KgCaCO3/TM 48.62 99. 73
PNN KgCaCO3/TM 48.62 99.73
PA : Potencial Acido.
PN : Potencial de Neutralización.
PNN : Potencial Neto de Neutralización
La calidad del agua recirculada se puede apreciar en la siguiente
Tabla No. 4.6
Tabla No. 4.6 Monitoreo del agua recirculada
38
Punto de Monitoreo E - 5 Agua de Proceso; Recirculación de Cancha de relaves hacia Planta de Beneficio
Cuerpo Receptor: CANCHA DE RELAVES N° 1 (Escorrentía e infiltraciones naturales) E-5
J.Ramon J.Ramon J.Ramon J.Ramon J.Ramon J.Ramon J.Ramon J.Ramon J.Ramon PROMEDIO RM-011-96
14/01/08 08/02/08 07/03/08 08/04/08 02/05/08 02/06/08 05/07/08 05/08/08 02/09/08
04:55 09:15 11:45 02:30 08:20 10:25 10:00 09:40 10:30
801021 802842 804607 806642 808274 810305 813644 815582 817773
6,736 6,169 9,144 8,806 9,370 9,515 9,972 9,953 10,081 8861
PARAMETROSVARIANTE UNIDAD RESULT.
pH Generico Und. pH 11.6 11.64 11.57 NM NM 10.83 11.44 11.24 11.71 10.83-11.64 6.00-9.00
Redox Generico mV -269 -257 -234 -196 -70 NM -250 -243 -267 -223.250
Conductividad Generico uS/cm 1060 1459 1110 1531 1356 1453 1354 1214 1260 1310.778
Temperatura Generico ºC 9.4 8.1 NM 14.2 10.8 NM 10.1 9.6 9.7 10.367
TSS Generico mg/l 18.00 77.00 6.00 8.00 7.00 6.00 20.00 25.00 28.00 21.667 50
Plomo Disueltos mg/l 0.019 0.019 0.019 0.050 0.019 0.019 <0.02 <0.02 <0.02 0.024 0.4
Cobre Disueltos mg/l 0.019 0.019 0.040 0.140 0.019 0.019 <0.02 <0.02 <0.02 0.043 1
Zinc Disueltos mg/l 0.019 0.019 0.019 1.630 0.019 0.019 1.240 0.019 0.030 0.335 3
Hierro Disueltos mg/l 0.019 0.019 0.019 0.450 0.019 0.019 <0.02 <0.02 <0.02 0.091 2
Arsénico Disueltos mg/l 0.002 0.001 0.001 0.005 0.002 0.003 0.002 0.001 <0.001 0.002 1
Cianuro Libre Disueltos mg/l 0.005 0.006 0.005 0.005 0.005 0.005 0.005 0.005 <0,005 0.005
Cromo Disueltos mg/l 0.039 0.039 2.110 0.039 0.470 0.039 0.039 2.800 3.220 0.977
Manganeso Disueltos mg/l 0.009 0.010 0.010 0.730 0.009 0.009 0.009 0.009 <0,01 0.099
Codigo de Laboratorio
Flujo en punto de muestreo (m3 / dia)
Nombre del Laboratorio
Fecha de Muestreo
Hora de Muestreo
39
4.3 ANALISIS DEL DISEÑO Y CARACTERISTICAS FINALES
DE LOS EQUIPOS
Luego de realizar los cálculos de re-dimensionamiento de los
equipos que ya han sido seleccionados se llega a la siguiente
conclusión de diseño y características
- Sección Chancado: La capacidad de la chancadoras
son las siguientes:
Chancadora de Quijada: Capacidad de equipo es 220 TPH, y
define un tonelaje máximo del circuito de 5000 TPD.
Chancadora Cónica Symons STD 5-1/2´: Con capacidad de
330 TPH, marcando un tonelaje del circuito de 6900 TPD.
Chancadora Cónica HP 400 Con capacidad de 320 TPH,
marcando un tonelaje del circuito de 8400 TPD.
En conclusión el tonelaje máximo de la sección de chancado
sería de 5000 TPD a 16 horas de operación diaria.
- Sección Molienda: La capacidad del nuevo molino es
como sigue:
Molino de bolas 9.5´x 12´: La operación de este molino nos
permite incrementar el tonelaje en 1,300 TPD, adicionalmente
a la actual capacidad subiría a 4,100 TPD. Pero con la
mejora del producto de chancado, con la implementación de
la HP 400, se puede llegar a 4,200 TPD.
40
- Sección de flotación BULK: Con las nuevas celdas de
flotación se puede llegar a pasar 4,300 TPD.
- Sección de flotación de zinc: Con la inclusión de la celda RCS
50 la capacidad de esta sección llegaría a 4,500 TPD. Ver anexo
respectivo.
- Sección de Eliminación de Agua: Los espesadores para los
concentrados, tal como se ha definido, pueden alcanzar a tratar
más de 4,500 TPD.
Los filtros de vacío definidos, sólo en el caso de cobre puede
satisfacer las necesidades de diseño, para el caso del plomo
pueden trabajar DOS filtros de 6´ de diámetro por 5 D; y en el
caso del zinc, se requiere ir a la implementación del filtro
CERÁMICO.
4.4 ORIGEN DE ENERGIA Y SISTEMAS DE TRASMISION
4.4.1 ORIGEN DE ENERGÍA: OFERTA
La energía eléctrica para atender la demanda de las
Operaciones, se originan en 02 fuentes simultáneas de
alimentación: Las Centrales Hidroeléctricas de Chungar y la que
se toma del Sistema Eléctrico Interconectado Nacional (SEIN).
Se explica cada fuente:
41
Fig No. 4.1 Flujo de acuíferos fisurados Mina Animon.
ANIMON
Modelación Matemática de flujo en Acuíferos Fisurados, Mina
Animón – Cerro de Pasco
1. Autoproductor: Se cuenta con un sistema de generación
compuesta por diez (10) Mini Centrales Hidroeléctricas
ubicadas en 03 cuencas: Baños, Chicrin y San José, cada
una incluye Sub Estaciones Eléctricas. Para transportar esta
energía generada la hace a través de sus Líneas de
Transmisión de 22.9 KV y de 50 KV.
Todo este sistema eléctrico de Chungar esta interconectada
con el SEIN (Sistema Eléctrico Interconectado Nacional).
El afianzamiento hídrico es hecho de acuerdo a como se
indica :
42
Cuenca de Baños, a partir de las lagunas Vilcacocha y
Aguashamán con Cuatro Centrales, proporcionan una
potencia nominal total de 5,750 KW.
Cuenca de Chicrín, con 4 centrales a partir de las lagunas
Chungar y Yuncan, con 2,640 KW.
Cuenca de San José, con 01 central proporciona 1,500 KW a
partir de las lagunas de Shegue y Huaroncocha.
La ubicación de las Centrales Hidroeléctricas, se indican:
Baños:
Ubicada en el Distrito de Santa Cruz de Andamarca, Provincia
de Huaral, Departamento de Lima, cuenta de 04 centrales en
cascada alimentadas por 05 lagunas.
Chicrin:
Ubicada en el Distrito de Pacaraos, Provincia de Huaral,
Departamento de Lima, consta de 04 centrales en cascada
alimentadas por 03 lagunas.
San José:
Ubicada en el Distrito de Huayllay, Provincia y Departamento
de Pasco, cuenta de 02 centrales en cascada alimentadas por
02 lagunas.
A continuación se describe las características técnicas de las
Centrales Hidroeléctricas de Chungar por cuencas son:
43
Tabla No 4.7 Cuenca de Baños
DESCRIPCION BAÑOS I BAÑOS II BAÑOS III BAÑOS IV
OBRAS CIVILES G1 G2 G3 G4
Bocatoma Simple Muro de 30
m x 2,5 m de alto
Muro de 32 m x 1,5 m de alto
Muro de 20 m x 1,5 m de alto 15 m x 3m
Canal de Aducción 2,488 mt,
1,5 m2 1740 m.
1,4 m2 1270 m,
2,0 m2 1620 m. 2,6 m2 2470 m
Desarenador - Camara de Carga
Simple Uno de 21
mt. y otro de 34 m
21 m 2 de 25 m 30x10
Canal de Demasias 280 m. 1,5
m2 110 m. 1,4
m2 188 m.
1,8 m2 460 m. 0,85 m2 300m 3x1.8
Casa Fuerza 128 m2 220 m2 126 m2 438 m2
TUBERIA DE PRESION
Diámetro Interior 450 mm 900 / 800
mm 800 mm 800 mm 460 mm 900 mm
Longitud 446 mt. 250 mt. 198 mt. 170 mt. 170 mt. 175 m
TURBINAS 3 2 1 1 1 1 1
Marca Gilkes &
Gordon
Im Voith Heidenheim (Brenz)
Escher Wys
Gilkes & Gordon
Escher Wys
Escher Wys Dependable Turbines Ltda. DTL - Canada
Tipo Turgo Pelton Francis Turgo Pelton Pelton Francis
Potencia (HP) 600 760 1580 1875 690 690 3529 KW
Salto (m) 208 167 93 179 175 175 180
Caudal (m3/seg.) 0.256 0.5 1.3 0.96 0.3 0.3 2.2
Velocidad (rpm) 1200 720 900 900 900 900 900
Altitud (msnm) 4100 3921 3814 3609 3609 3609 3609
Año G1,G2 y G3(1943)
1955 1964 1981 1979 1979 2008
Situación (3)
Operativas (2)
Operativas Operativa Operativo Operativo No operativo Operativo
GENERADORES 2 2 1 1 1 1 1
Marca Westinghouse
G1( AEG, TypeEA85) G2(Electronic MFG Co)
Oerlikon Relience
Electric AEG /
Geluch
Zhejiang Linhai Electric Machinery Co. Ltd.
WEG
Potencia (kVA) 500 G1 (675) / G2 (1250)
1220 1500 500 500 4150
Tensión (V) 460 460 2300 440 460 460 4160 / 2300
Velocidad (rpm) 1200 720 900 900 900 900 900
Año 1952/1924 1979 2008 2008
Situación Operativos Operativos Operativa Operativa Operativa Operativo En etapa de pruebas
Sala de control
Excitación 128V /34 A Autoexcitado Autoexcitado
Paneles 6 4 3 3 1 3
Servicios Auxiliares 1 1 1
TRANSFORMADORES
Transformador Principal
3x333 kVA - 12,47/0,48
kV 3x1300 kVA -
12,4/24 kV
(1) 22.9 / 0.44 KV
1250 kVA - 2,3/24 Kv (Canepa Tabini,
Trifasico)
2000 kVA - 0,46/24 kV Dyn5, 50.4 A IEC76 (Delcrosa, tipo TECE3463 N° 162063 T1, 2002,
5,500Kg)
4200 KVA, 23000 / 4160 Voltios
Transformador SS.AA.
50 kVA – 0,46/0,23 kV
75 kVA - 12,47/0,23 Kv
50 kVA - 2,3/0,23 kV
10 kVA -
0,46/0,23 kV
44
Tabla No. 4.8 Central hidroeléctrica de la cuenca de Chicrin
DESCRIPCION (NUEVA)
CHICRIN I (Cacray)
CHICRIN II (Yanahuin)
CHICRIN III (Huanchay) CHICRIN IV (Shagua)
OBRAS CIVILES
Bocatoma Laguna Yanahuin 25 x 3 mt.; 2 mt. (altura) 20 x 8 mt.; 1,60 mt. (altura)
Canal de Aducción 2200 mt; 1,68 m2 3000 mt.; 1,75 m2 2000 mt.; 1,30 m2
Cámara de Carga 34 x 3,65 mt.; 2,5
mt. (altura) 30 x 4 mt.; 2,60 mt. (altura)
14 x 2,20 mt.; 1,90 mt. (altura)
Canal de Demasías
Casa de Fuerza 70 m2 80 m2 168 m2 300 m2
TUBERÍA DE PRESION
Diámetro Interior 600 mm. 600 mm 550 mm 550 mm 750 mm
Longitud 160 mt. 170 mt. 270 mt. 270 mt. 200 mt.
TURBINAS 1 1 1 1 1
Marca Talleres Grieve Voith Escher Wyss Maschinefabrik B. Meir Algesa
Tipo Pelton Francis Francis Francis Francis
Potencia (HP) 820.6 929.5
Salto (m). 90 155.6 167 154.1 120.4
Caudal (m3/seg) 0.21 1.50 0.65 0.95 1.2
Velocidad (rpm). 600 1200 1200 1200 900
Altitud (msnm). 3800
Año.
Situación. Operativo Operativa Operativa Operativa Operativa
GENERADORES 1 1 1 1 1
Marca. Siemens Shuckert AEG Oerlikon Siemens Algesa
Potencia (kVA) 280 620 1066 1380 1375
Tensión (V) 525 2400 2300 2300
Velocidad (rpm). 600 1200 1200 1260 900
Año. 1997 1981
Situación. Operativo Operativo Operativa Operativa Operativa
Sala de control. Operativo Operativo
Paneles. 1 4 3 3 5
Servicios auxiliares. 1 1 1 1
TRANSFORMADOR 600 kVA 1400 kVA 2000 kVA 1600 kVA
0,50/22,9 kV 2,3/23 kV 2,3/24 kV 2,3/23 kV
45
Tabla No. 4.9 Centrales hidroeléctricas de la cuenca de San José
DESCRIPCION (ANTIGUA)
FRANCOIS I FRANCOIS II SAN JOSE
DESCRIPCION (NUEVA)
SAN JOSE I SAN JOSE II
OBRAS CIVILES
Canal de Aducción. 1800 mt., 1,95 m2 12 000 mt.
Camara de Carga Llacsacocha (9 000 000 m3) 5 000 m3
- 33 m2; 11 mt. altura
- 36 m2; 12 mt. altura
Desarenador - 9 000 m3
TUBERIA DE PRESION
Diametro interior 406 mm 610 mm, 610 mm
Longitud 260 mt. 1100 mt., 1100 mt.
TURBINAS 1 1
Marca Voith Neyrpic GCZ
Tipo Turgo Francis Pelton
Potencia (HP) 908 2800
Salto (m). 90 90 236
Caudal (m3/seg) 0.249 1.02
Velocidad (rpm). 900 1000 720
Altitud (msnm). 4300 4300
Año. 1950 1952 2001
Situación. Operativo Inoperativo Inoperativo
GENERADORES 1 1 1
Marca. Siemens Brush
Potencia (kVA) 220 2800
Tensión (kV) 0.22 0.22 / 0.44 5.5
Velocidad (rpm). 900 1000 720
Año. 1950 1980
Situación. Operativo Inoperativo Operativo
Sala de control. Operativo Operativo
Paneles. 1 4
Servicios auxiliares. 1 1
46
Tabla No. 4.10 Afianzamiento hídrico cuenca de baños
47
Tabla No. 4.11 Cuenca de Chicrin
48
4.4.2 LINEAS DE TRANSMISION:
Para el transporte de la energía generada por nuestras Centrales
Hidroeléctricas y la que se toma del Sistema Interconectado
Nacional (en Shelby) hacia la Subestación Principal en Chungar y
desde allí se distribuye la energía hacia Operaciones: Minas, Planta
Concentradora y Servicios (Montenegro), se utilizan las Líneas de
Transmisión y las siguientes Subestaciones Eléctricas (SE), que se
indican:
77.2 kM de líneas 50 kV (Shelby-Animon y de Animon-Baños IV)
80.1 kM de líneas de 22.9 kV (Centrales de Baños-Chicrin-
Animon)
06 subestaciones de 50 kV, 23 MVA instalados.
La otra fuente es el SEIN (Sistema Eléctrico Interconectado
Nacional) y nos interconectamos en Shelby en un Nivel de Tensión
de 50 KV, a través de un contrato de suministro de energía.
Para casos de Emergencia se tienen 2 grupos electrógenos, cada
uno de 01 MW.
49
Tabla No. 4.12 Líneas de transmisión
UBICACIÒN NIVEL DE
TENSION (KV)
CAPACIDAD (Amp)
CONDUCTOR LONGITUD (KM)
S.E. ENVIO S.E. RECEPCIÒN
TIPO SECCIÒN
SHELBY SAN JOSE 50 296 AAAC 70 mm2 26.85
SAN JOSE ANIMON 50 296 AAAC 70 mm2 8.75
ANIMON BAÑOS IV 50 395 AAAC 120 mm2 41.60
ANIMON YANAHUIN 22.9 395 AAAC 120 mm2 19.20
YANAHUIN CACRAY 22.9 395 AAAC 120 mm2 0.70
YANAHUIN HUANCHAY 22.9 395 AAAC 120 mm2 3.70
HUANCHAY SHAGUA 22.9 395 AAAC 120 mm2 1.50
HUANCHAY SANTANDER 22.9 296 AAAC 70 mm2 11.00
SANTANDER BAÑOS III 22.9 174 Cu 35 mm2 17.30
BAÑOS III BAÑOS IV 22.9 100 Cu 16 mm2 2.80
TINGO BAÑOS III 22.9 174 Cu 35 mm2 18.30
ESPERANZA ISLAY 22.9 296 AAAC 70 mm2 5.60
Para comunicaciones entre las Centrales Hidroeléctricas, se
cuenta con:
a. Un sistema SCADA para comunicación digital de voz y
data, la cual tiene una cobertura de alcance entre las
subestaciones Animon, Shelby y con la central
hidroeléctrica de San José. Como proyección a futuro será
ampliado hasta la Subestación Eléctrica ubicada en Baños
50
b. Para la comunicación entre las centrales hidroeléctricas de
las 03 cuencas se realiza por radio en HF y mediante
comunicación por voz mediante telefonía satelital.
En el cuadro adjunto de Oferta de energía eléctrica para atender el
incremento de las demandas en operaciones minas y planta
concentradora, se indica la generación por cada central a través de
su potencia promedio instantánea, la toma del SEIN, el apoyo de los
grupos electrógenos solo es para casos de emergencia.
Para mejorar la oferta disponible para el 2010, se realizaron trabajos
que se indican líneas abajo, entre otros el de repotenciar los grupos
actuales y se puso en operación el Grupo Nº4 de Baños IV, con una
potencia promedio de 2,500 KW.
Trabajos realizados:
1° Nuevo Grupo Baños IV Grupo 4:
Mediante el desvío de las aguas del río Quiles, se aprovecharon
2,200 l/s los que producen 2.5 MW de Potencia Promedio (3.3 MW
Nominal) y 21,300 MWh al año. El proyecto se inicio a mediados del
2007 y se puso en servicio en Marzo del 2009. El monto de la
inversión es de 3.6 MUS$.
2° Línea de Transmisión 50 KV Baños 4:
Para evitar las excesivas pérdidas de energía en las líneas de 22.9
KV, mejorar la confiabilidad, redundancia con la LT en 22.9 KV entre
51
Chicrin – Chungar y para transportar la energía proveniente de las
cuencas de Baños; se ha construido una línea aérea en 50 kV, 10
MW de capacidad.
El proyecto se inicio a mediados del 2007 y se puso en servicio en
Junio del 2008. El monto de la inversión es de 2.8 MUS$.
3° Reparación de la líneas de 50 y 22.9 kV (2008 y 2009)
Se reemplazaron componentes, y/o tramos de líneas y cambio de
sistemas de puestas a tierras (PATs), para mejorar la confiabilidad
del sistema de transmisión de la LT en 50 KV desde Shelby y Chicrin
en 22.9 KV hasta Animon, con una inversión estimada en 0.22
MUS$.
4° Modernización de Centrales Hidroeléctricas.
Instalación de tableros de control modernos para reemplazar los
antiguos existentes en las centrales de la cuenca de Baños. El
monto invertido fue de 0.42 MUS$.
5º Repotenciación de Turbinas Hidráulicas
Se ha efectuado mantenimiento general en las centrales de San
José, Shagua, Cacray, Yanahuin, y G1 de Baños 1. El monto de la
inversión fue de 0.22 MUS$. Estos trabajos han logrado mejorar la
producción de energía.
52
6º Subestación Principal Animon
Adquisición de un transformador de 06 MVA, de 50 / 22.9 KV de
relacion de transformación, para tener capacidad suficiente para el
incremento de demanda en Operaciones Minas y Planta
Concentradora.
4.4.3 INCREMENTO DE LA DEMANDA
Incremento de la Demanda de Energía Eléctrica por incremento de
tratamiento de la Planta Concentradora a 4,200 TMS.
Cuadro de la evolución de la demanda total de energía eléctrica
consumida por Chungar, desde el 2007.
53
Tabla No. 4.13 Oferta de generación propia y la toma del
sein (Kw)
CENTRAL HIDROELECT
CC HH GRUPO DISPONIBLE 2008
KW DISPONIBLE 2009
KW
BA
ÑO
S
BAÑOS I
G1 250 250
G2 250 250
G3 200 200
BAÑOS II G1 400 400
G2 250 250
BAÑOS III G1 750 750
BAÑOS IV
G1 850 850
G2 200 0
G3 300 300
G4 0 2,500
SUB TOTAL 3,450 5,750
CHICRIN
CACRAY G1 140 140
YANAHUIN G1 350 350
HUANCHAY G1 600 650
G2 600 650
SHAGUA G1 800 850
SUB TOTAL 2,490 2,640
SAN JOSE SAN JOSE II G1 1,350 1,500
SUB TOTAL 1,350 1,500
TINGO TINGO
G1 0 0
G2 380 380
G3 400 400
G4 0 0
SUB TOTAL 780 780
SEIN S.E. SHELBY 6,500 6500
SUB TOTAL 6,500 6,500
Grupos Electrog (Emergencias)
CAT Nº 01 (900 KW) 0 0
CAT Nº 03 (900 KW) 0 0
TOTAL CAT 0 0
GRAN TOTAL 14,570 17,170
54
Tabla No. 4.14
MES TMS MWh RATIO MAXIMA
DEMANDA
Ene-07 5223.80 8.736
Feb-07 72708 4908.17 0.0675 8.956
Mar-07 80638 5402.00 0.0670 8.919
Abr-07 72094 5206.03 0.0722 9.311
May-07 87063 5578.12 0.0641 9.719
Jun-07 86551 5688.28 0.0657 9.501
Jul-07 87495 6039.27 0.0690 9.708
Ago-07 85830 5877.29 0.0685 9.889
Sep-07 79956 6113.26 0.0765 10.466
Oct-07 89696 6200.35 0.0691 10.248
Nov-07 81683 6197.99 0.0759 10.401
Dic-07 88787 6760.46 0.0761 10.956
Ene-08 88157 7077.20 0.0803 10.993
Feb-08 84433 6930.62 0.0821 11.227
Mar-08 75788 7906.12 0.1043 11.300
Abr-08 77203 7991.84 0.1035 11.45
May-08 93378 8368.15 0.0896 11.47
Jun-08 108730 8029.50 0.0738 11.65
Jul-08 120734 7991.22 0.0662 11.76
Ago-08 120549 7861.81 0.0652 11.87
Sep-08 104473 7854.61 0.0752 11.95
Oct-08 106511 7774.78 0.0730 12.21
Nov-08 98899 7732.25 0.0782 12.22
Dic-08 109316 7705.77 0.0705 12.30
Ene-09 113410 7934.25 0.0700 12.35
Feb - 09 104800 7063.76 0.0674 12.36
Mar -09 117509 8372.22 0.07125 12.39
Abr -09 114220 8603.65 0.07532 12.44
55
Tabla No. 4.15 Necesidad de potencia para el proyecto
CHANCADO kW
Faja Motor nueva Tolva 19
02 Alimentadores de faja de cadena de la nueva Tolva 38
Sub Total 56
MOLIENDA
Construcción de nueva tolva de finos
Molino 9 1/2'x12' completo 450
02 Bombas Wifley de 75 HP 113
Faja de alimentacion de molino nuevo 19
Sub Total 582
Total 638 kW
En el siguiente cuadro de demanda en KW por circuitos operativos
en el año 2009, aun así se incremente el tratamiento de la Planta
Concentradora a 4,200 TMD (equivalente en potencia activa
adicional en 0.638 MW), se tiene todavía una reserva promedio
equivalente a 3,830 KW (diferencias de oferta y demanda),
considerando el ingreso en operación del molino nuevo 9.5 X 12,
hidrociclones y la tolva de finos con sus fajas de alimentación,
garantizando la dosificación de energía.
56
Tabla No. 4.16
CIRCUITOS OPERATIVOS DEMANDA ACTUAL
(KW)
DEMANDA AMPLIACION PLANTA 4,200
TPD (KW)
MONTENEGRO 750 880
MINA 8,450 8,560
PLANTA 3,250 3,900
DEMANDA TOTAL KW 12,450 13,340
OFERTA TOTAL 14,570 17,170
DIFERENCIAS ENTRE OFERTA Y DEMANDA 2,120 3,830
A continuación se presenta el diagrama de flujo de la planta
concentradora actual de 3000 TMSD y en ella se presenta pintado
de verde los equipos a adicionar para la ampliación.
57
58
Tabla N° 4.17 Relación de equipos acumulados para 4,200 TMSD
N° CIRCUITO DE CHANCADO HP
1 TOLVA DE GRUESOS 500 TMH
2 ALIMENTADOR DE ORUGA NIKO 42"x18' 10
3 FAJA AUXILIAR 30"x140' 10
4 FAJA TRANSPORTADORA Nº1 DE 36"x108' 10
5 GRIZZLY VIBRATORIO SYMONS 3'x5' 20
6 CHANCADORA DE QUIJADA COMESA 24"x36" 125
7 FAJA TRANPORTADORA Nº2 30"x107' 15
8 DETECTOR DE METALES RAMSEY ORETRONIC III
9 IMAN
10 CEDAZO VIBRATORIO SVEDALA 6'x16' 2x20
11 CHANCADORA CONICA SYMONS STD 5 1/2' 302
12 BOMBA DE ACEITE DE CHANCADORA SYMONS 5
13 SISTEMA HIDRAULICO SYMONS 5
14 FAJA TRANSPORTADORA N°4 30"x117' 10
CEDAZO VIBRATORIO 6'x16' 2x20
CHANCADORA CONICA HP 400 400
15 FAJA TRANSPORTADORA N°3 24"x105' 10
16 FAJA TRANSPORTADORA N°5 30"x500' (Modificación) 75
FAJA TRANSPORTADORA N°6 30" x 136' 20
17 TOLVA DE FINOS Nº01 CAP:1000 TM
TOLVA DE FINOS Nº 02 CAP:1000 TM
CIRCUITO DE MOLIENDA
18 FAJA TRANSPORTADORA N°7 24"x70' 20
19 FAJA TRANSPORTADORA N°8 24"x136' 30
FAJA TRANSPORTADORA N°9 24"x 50' 20
FAJA TRANSPORTADORA N°10 24"x 50' 20
FAJA TRANSPORTADORA N°12 24"x 60' 20
FAJA TRANSPORTADORA N°13 24"x 60' 20
MOLINO DE BOLAS 9-1/2' x 12' COMESA 600
02 BOMBA WILFLEY 5K 2 X 75
02 CICLON D-20
BALANZA NUCLEAR RONAN X96CS PARA FAJA Nro. 12 0.45
20 FAJA TRANSPORTADORA N°11 30"x92' 10
21 BALANZA NUCLEAR RONAN X96CS
22 MOLINO DE EJES 9'X12' COMESA 500
23 MOLINO DE BOLAS 8'x10' COMESA 500
24 MOLINO DE BOLAS 7'x8' FIMA 250
25 02 BOMBA 5" x 4" DENVER 1x18
26 02 BOMBA CENTRIFUGA HORIZONTAL SVEDALA HM 150 1x60
27 02 BOMBA WILFLEY 5K 1x75
28 BOMBA VERTICAL FIMA DE RECUPERACION 2 1/2"x36" 10
29 BOMBA DE LUBRICACION MOLINO 9'x12' 3
30 02 CICLONES CREBS
59
CIRCUITO DE FLOTACION
FLOTACION BULK PLOMO-COBRE
31 01 CELDA FLASH SK-240 (283FT3) 40
32 01 CELDA RCS-30 (1060 FT3) ROUGHER I 75
33 01 CELDA RCS-10 (355 FT3) ROUGHER II 40
34 01 CELDA RSC-10 (355 FT3) ROUGHER II 40
35 04 CELDAS RCS-10 (355 FT3 C/U) SCANVENGER 4x40
36 01 BOMBA CENTRIFUGA VERTICAL SVEDALA SPVC VF-100 30
37 01 BOMBA VERTICAL FIMA 2 1/2"Ø DE RECUPERACION 15
38 01 BOMBA VERTICAL FIMA 3 1/2"Ø 30
39 01 BOMBA VERTICAL FIMA 3 1/2"Ø 30
40 04 CELDAS SUB-A N° 24 (50FT3 C/U) 1ra LIMPIEZA BULK 2x30
41 02 CELDAS SUB-A N°24 (50 FT3 C/U) 2da LIMPIEZA BULK 30
04 CELDAS SUB-A N°24 (50 FT3 C/U) 2da LIMPIEZA BULK (Reubicación) 30
CIRCUITO DE SEPARACION Pb – Cu
42 01 BOMBA VERTICAL FIMA 2 1/2" 10
43 ACONDICIONADOR N°1 180 FT3 20
44 TANQUE PREPARACION CARBON N°2 180 FT3 20
45 02 CELDAS SUB-A N°24 (50 FT3 C/U) SCV SEPAR Pb-Cu 30
02 CELDAS SUB-A N°24 (50 FT3 C/U) SCV SEPAR Pb-Cu (Reubicación) 30
46 02 CELDAS SUB-A N°24 (50 FT3 C/U) Ro SEPAR Pb-Cu 30
47 02 CELDA SUB-A N°24 (50FT3 ) 1ra LIMPIEZA Cu 20
48 02 CELDA SUB-A N°24 (50FT3) 2da y 3ra LIMPIEZA Cu 20
49 01 CELDA SUB-A N°18 SP(24FT3) 4ta y 5ta LIMPIEZA Cu 15
50 02 BOMBA CENTRIFUGA VERTICAL SVEDALA SPVC VF-80 1X15
51 01 BOMBA VERTICAL FIMA 2 1/2" DE RECUPERACION 10
CIRCUITO DE FLOTACION Zn
52 01 BOMBA VERTICAL FIMA 2 1/2" DE RECUPERACION 18
53 02 BOMBAS DENVER SRL 10"x8" 1x75
01 SOPLADOR DE 600 ICFM 1.5 psig
54 02 CELDA RCS-30 (1060 FT3) ROUGHER I 2x75
01 CELDA RCS-50 (1060 FT3) ROUGHER I 100
55 01 CELDA RCS-20 (705 FT3) 75
56 01 CELDA WS 220 (220FT3) 30
57 04 CELDAS SUB-A N°18 sp . 2x20
58 03 CELDA RCS-10 (355 FT3) ROUGHER II 3x30
59 02 CELDAS SUB-A N°30 (100 FT3 C/U) 30
60 02 CELDAS SUB-A N°30 (100 FT3 C/U) 1ra LIMPIEZA 30
61 02 CELDAS SUB-A N°30 (100 FT3 C/U) 2da LIMPIEZA 30
62 01 BOMBA CENTRIFUGA VERTICAL SVEDALA SPVC VF-100 30
01 BOMBA CENTRIFUGA VERTICAL SVEDALA SPVC VF-150 40
63 03 CELDAS RCS-10 (355 FT3 C/U) SCAVENGER I 3x30
64 03 CELDAS RCS-10 (355 FT3 C/U) SCAVENGER II 3x30
65 01 BOMBA CENTRIFUGA VERTICAL SVEDALA SPVC VF-100 30
01 BOMBA CENTRIFUGA VERTICAL SVEDALA SPVC VF-150 40
01 BOMBA CENTRIFUGA VERTICAL SVEDALA SPVC VF-150 40
66 04 BOMBA CENTRIFUGA A REPOTENCIAR HR-200 (RELAVE) 4x100
60
CIRCUITO DE ESPESAMIENTO Y FILTRADO
ZINC 02 ESPESADOR OUTOKUMPU SUPAFLO 50'x10' 30
67 01 ESPESADOR DENVER 30'x10' 9
69 02 BOMBAS DENVER SRL 5"x4" 1x36
70 01 BOMBA VERTICAL 2 1/2" FIMA 10
02 BOMBAS DENVER SRL 5"x4" (1 STAND BY) 1x36
01 BOMBA VERTICAL 2 1/2" FIMA RECUPERACION 10
71 PISO SUMIDERO
72 02 COCHAS DE PIE BAROMETRICO DEL ZINC
73 01 BOMBA DE VACIO NASH 4000 CL 200
74 02 BOMBAS DE VACIO NASH 1000 CL (stand by) 2x75
FILTRO CERAMICO CC45 – LAROX 40
75 01 FILTRO DE DISCOS DOOR OLIVER 6'Øx7 DISCOS 7.5
76 01 FILTRO DE DISCOS DOOR OLIVER 6'Øx7 DISCOS 7.5
77 01 FILTRO DE TAMBOR 12'x12' (NO OPERA) 18
78 01 SOPLADOR 7.5
PLOMO
79 01 ESPESADOR 18'x8' DENVER (Reubicación en Cobre) 18
80 01 BOMBA DENVER SRL 3"x3" (Reubicación en Cobre) 18
81 01 BOMBA DENVER SRL 4"x3" (Reubicación en Cobre) 18
82 01 BOMBA DE VACIO NASH HYTOR 1000 CL 66
01 FILTRO CERAMICO CC-30 30
83 01 FILTRO DE DISCOS DOOR OLIVER 6'Øx3 DISCOS (a Cobre) 7
84 01 FILTRO DE DISCOS DOOR OLIVER 6'Øx7 DISCOS 7.5
85 01 SOPLADOR 7.5
86 03 COCHAS DE RECUPERACION DE Pb
COBRE
87 01 BOMBA DE VACIO NASH 66
88 02 DISTRIBUIDORES DE PULPA
89 02 FILTROS DE BANDEJAS DENVER 5"X5"
90 02 FILTROS DE BANDEJAS DENVER 4"X4"
91 01 COCHA DE RECUPERACION DE COBRE
RECUPERACION DE FINOS
92 03 COCHAS DE RECUPERACION DE ZINC
93 02 COCHAS DE RECUPERACIO DE PLOMO
94 01 BOMBA VERTICAL 2 1/2" x 36" 10
AGUA INDUSTRIAL
95 02 QUENAS PARA DRENAJE DE AGUA
96 POZA DE BOMBEO PARA RECIRCULACION CAP:734.32m3
97 01 BOMBA HIDROSTAL 12 GH-05-08 150
98 01 BOMBA FLYGT (stand by) 150
99 01 BOMBA HIDROSTAL 14 GM-05-08 300
01 BOMBA HIDROSTAL 14 GM-05-08 300
100 01 BOMBA HIDROSTAL 12 GH-05-08 150
61
101 BOMBA BAYRON YACKSON 75
102 RESERVORIO DE CONCRETO PARA AGUA 300m3
RELAVE- RELLENO HIDRAULICO
103 DISTRIBUIDOR DE CARGA A LOS CICLONES
104 04 HIDROCICLONES D-10
105 SILO N°1 DE RELLENO HIDRAULICO. 200m3
106 SILO N°2 DE RELLENO HIDRAULICO 200m3
107 ACONDICIONADOR 180- FT3 20
108 06 BOMBAS WARMAN CH-3"x2" 6X20
REACTIVOS Y AIRE
109 TOLVIN DE CAL CAP: 2 TM
110 FAJA ALIMENTADORA DE CAL 5
111 ACONDICIONADOR DE CAL 10'x10' 15
112 TANQUES DE REACTIVOS (Cap. 1000 lt. Y 600 lt.)
113 02 SOPLADOR SPENCER 6000CFM(01 stand by) 1X200
114 01 COMPRENSORA GARDNER DENVER 30
115 01 COMPRESORA INGERSOL RAND 10
62
Tabla No. 4.18 Relación de equipos adicionales a implementarse
para incrementar el tratamiento de 3000 a 4200 TMSD
RELACION DE EQUIPOS PARA 4200 TMSD
Cantidad Descripción
1 Tolva de finos Nº 2 de 1000 TM
5 Fajas transportadoras
Faja transportadora N° 6 30" x 136'
Faja transportadora N° 9 24" x 50'
Faja transportadora N° 10 24" x 50'
Faja transportadora N° 12 24" x 60'
Faja transportadora N° 13 24" x 60'
1 Molino de Bolas 9 1/2' x 12' COMESA
2 Bombas Wilfley 5K (02 EA)
2 Ciclones D-20 Krebs
1 Balanza nuclear Ronan X96CS para la faja 12
63
4.5 OBRAS CIVILES
La Ampliación de la Capacidad Instalada de 3000 a 4200 TMSD, se
realizará dentro del área que comprende las instalaciones actuales
de la Planta de Beneficio Animón, debido a que cuenta con
infraestructura y espacio suficiente para la instalación de equipos
nuevos.
El proyecto de ampliación se basará en la instalación de equipos
nuevos dentro de la secuencia propia de proceso.
Las actividades e infraestructura necesarias para la ampliación no
interrumpirán las operaciones actuales y serán llevadas a cabo de
acuerdo al cronograma de trabajo establecido por el Área de
Proyectos.
Se incrementará la producción de relaves, la cual será cubierta
mediante el depósito de relaves.
Las necesidades de energía eléctrica serán mayores que las
actualmente disponibles por lo que serán cubiertas por las CCHH
actuales.
4.5.1 CRITERIOS DE DISEÑO
Estos criterios de diseño, definen los requerimientos mínimos
para el desarrollo de la Ingeniería de Detalle, correspondientes
al Proyecto Ampliación de Planta Animón de 3000 TMSD a 4200
TMSD y tienen como finalidad proveer las bases sobre las
64
cuales se desarrollarán los diseños de las estructuras, mecánica,
instalaciones eléctricas y proceso en general.
4.5.2 TOPOGRAFIA DE LA PLANTA CONCENTRADORA;
TOLVA DE FINOS Y MOLINO
Los levantamientos topográficos para la implantación de la
Nueva Tolva de Finos de 1000 TM y Molino 9 ½ x 12’ permitirán
ilustrarnos las dimensiones, superficies y ubicación espacial de
cada elemento a ubicarse.
El relieve topográfico en el área de Tolva de Finos y molienda de
la planta Concentradora es un macizo rocoso que va ser cortado
para la implantación de obras; se encuentra en la parte inferior
del reservorio de agua industrial; reservorio que se encuentra en
la parte alta de la planta Concentradora, con altitudes que varían
entre los 4 655 y 4 646 msnm, con una extensión de una
hectárea aproximadamente. El área de la Tolva de finos se halla
limitada por el Oeste con un afloramiento rocoso con relieve
topográfico inclinado, por el este con la sección de flotación, por
el Norte con un afloramiento rocoso con relieve topográfico
inclinado y por el Sur con la sección de Molienda
4.5.3 GEOTECNIA
Toda la zona de estudio esta dentro de un macizo rocoso, al NW
de la Planta de Beneficio; para la implantación de las obras se
ha tenido que cortar el cerro a requerimiento del proyecto.
65
El área donde se implantarán las obras anteriormente
mencionadas, son íntegramente rocas de origen sedimentario,
por lo que el Estudio de Diseño Geotécnico, se centrará dentro
de los parámetros geomecánicos del macizo, para determinar su
carga portante.
El talud del cerro al W de la planta fue cortado en
aproximadamente 20m, el cual fue soportado con concreto
lanzado (shotcrete), perno de compresión y fricción axial, malla
electro-soldada y muros de concreto en la base.
4.5.4 CARACTERÍSTICAS DE LA EXPANSIÓN:
Chancado: Chancado terciario, que se realizará en una
chancadora cónica del tipo Short Head, modelo HP 400, con un
set de 3/8”, que operará en un circuito abierto previo tamizado
en una zaranda vibratoria de 6’x16’ tipo Banana Screen.
La ampliación de la molienda, considera instalar un molino de
bolas de 9’x12’ que va operar en circuito cerrado con un hidro-
ciclón de 20”de diámetro, existe una alternativa que puede
trabajar con el molino de bolas de 7’x8’ como secundario.
Instalación de una Faja Transportadora, cuya edificación se
encuentra sobre estructuras metálicas.
Construcción de una tolva de Finos de capacidad 1000
toneladas; entre otras obras menores.
66
4.5.5 GEOMECÁNICA DE LA ZONA DE ESTUDIO
A continuación mencionamos las características del basamento
rocoso. Todo el basamento del proyecto está emplazada en
rocas sedimentarias, conocidas principalmente como margas
rojas y algunos planos de discontinuidad con pátinas de marga
gris.
Sus características físicas son:
Marga roja
Densidad (d) = 2.67
Resistencia a la compresión (Rc) = 25 a 45 MPa
Resistencia a la Tracción (Rt) = 2,6 a 4,8 MPa
Ángulo de fricción () = 25º
Marga gris
Densidad (d) = 2.55
Resistencia a la compresión (Rc) = 10 a 25 MPa
Resistencia a la Tracción (Rt) = 2,1 a 3,6 MPa
Ángulo de fricción () = < 20º
Considerando que la roca donde se emplazará el proyecto es en
marga roja, a continuación detallaremos sus propiedades
geológico ingenieriles obtenidas in situ.
67
4.5.6 DESCRIPCIÓN DEL ANÁLISIS DEL FRAGMENTO
ROCOSO DE LA MARGA ROJA:
- Por su génesis: Roca Sedimentaria, denominada Marga Roja.
- Color: Rojo Grisáceo.
- Dimensiones de granos componentes de la roca: limo arcilla
con venillas de calcita.
- Textura: estratiforme.
- Meteorización: el fragmento de roca presenta de ligera a
moderada meteorización, ligera decoloración a gris en los
planos de discontinuidad producto de la alteración de sus
componentes.
- Resistencia: Roca moderadamente resistente, requiere de
más de un golpe para ser rota con el martillo de geólogo, es
demasiado dura para cortarla con la mano, para lograr un
espécimen triaxial.
- Durabilidad: la prueba de duración que se realizó a los
especimenes nos indica que es una roca de bajo
debilitamiento y desintegración al ser sumergida al agua y con
el tiempo.
- Porosidad: ligera.
- Permeabilidad: secundaria.
- Densidad seca: 2.67 gr/cm3
68
4.5.7 DESCRIPCIÓN DEL ANÁLISIS DEL MACIZO
ROCOSO EN LA ZONA DEL PROYECTO:
- Discontinuidades: el macizo presenta discontinuidades en tres
sistemas principales, algunas fracturas se encuentran con
relleno de calcita y otras limpias.
- Persistencia de discontinuidad: las discontinuidades
presentan una persistencia muy baja menores de 1.0m.
- Espaciamiento de discontinuidades: es medio entre 0.15 a
0.60m.
- Separación de las superficies de discontinuidades:
extremadamente estrecha a cerrada entre 1.0 a 0.0 mm.
- Rugosidad: en las discontinuidades es ligeramente áspera a
medianamente rugosa ondulante.
- Relleno de discontinuidad: en las discontinuidades se tiene
como relleno a la calcita, carbonatos y en algunos casos es
limpia.
- Humedad y permeabilidad: la roca y los materiales de relleno
de discontinuidad están secos a ligeramente húmedos, pero
no existe agua libre, ni flujos, la permeabilidad de la zona es
secundaria.
- Aguas subterráneas: la circulación de aguas en la roca de
zona de estudios es nula.
69
- Grado de alteración de la roca: presenta una alteración leve o
poco alterada, donde la decoloración es en la parte superficial
de los planos de discontinuidad; además, presenta cierta
debilidad en la parte superficial siendo fresca en la parte
interna del fragmento rocoso.
- Número de familias de discontinuidades: la roca caja techo,
presenta tres sistemas de discontinuidades siendo
predominante la que es paralela a los planos de estratificación
hacia el cuerpo del macizo.
- Tamaño de bloques y la resistencia al cizallamiento: la unión
entre los bloques determinan el comportamiento a la carga
mecánica del macizo rocoso bajo un nivel dado de tensiones,
en este caso son cúbicos formados por las tres familias de
discontinuidades aproximadamente ortogonales, formando
bloques equi-dimensionales de alta capacidad de soporte.
- Grado de fracturamiento: es Muy Fracturado (MF), formando
bloques medianos con una densidad de 20 diaclasas por
metro cúbico.
- Grado de dureza in situ a la picota de geólogo, mediana se
rompe con más de dos golpes.
4.5.8 CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA:
Para tener mayor sustento de resistencia de la zona de
cimentación se calificará la roca de cada proyecto mediante los
70
Sistemas de Clasificación RMR (Rock Mass Rating) de
Bieniawsky, Clasificación NGI o Índice Q de Barton et al, RSR de
Wickman, Tiedemann y Skinner; se han tomado rangos o
parámetros promedio de calidades de macizos rocosos para
cimientos; estas calificaciones son:
Tabla No. 4.19 Clasificación Geomecánica (CSIR) según RMR,
del Consejo Sudafricano de Ciencia y Tecnología de Bieniawsky
CIMENTACIÓN EN MACIZO ROCOSO MARGA ROJA
Parámetros considerados:
Resistencia a la Compresión Uniaxial:
Índice de la Calidad de la Roca
(RQD):
Espacio entre discontinuidades:
Condición de las discontinuidades:
Condición de Infiltración de agua:
Orientación de las discontinuidades:
RMR:
Tipo de Roca III:
Cohesión de la roca:
Ángulo de Fricción de la Roca:
Valuación
4
13
10
20
10
- 2
55
Regular
100-200 Kg. Pa
25º a 35º
71
Tabla No. 4.20 Clasificación Geomecánica (NGI) según el Índice
Q, de Bartón, Lien y Lunde; del Instituto Geotécnico de Noruega.
CIMENTACIÓN EN MACIZO ROCOSO MARGA ROJA
Parámetros considerados:
RQD (Índice de la calidad de roca):
Jn (Nº de familias de discontinuidades):
Jr (Rugosidad planos de discontinuidades):
Ja (Alteración de discontinuidades):
Jw (Presencia de agua):
SRF (Factor de reducción de Esfuerzos):
Q = RQD/Jn x Jr/Ja x Jw/SRF
Índice Q:
Tipo de Roca:
Valuación
63%
9
2,0
1,0
1,0
2,5
5,6
Regular
CONSTANTES DE HOEK Y BROWN
Relación m/m1:
Valor de la Constante s:
0.0183
0.0015
72
Tabla No. 4.21 Clasificación según RSR, de Wickman, Tiedemann
y Skinner
CIMENTACIÓN EN MACIZO ROCOSO MARGA ROJA
Parámetros considerados:
A. Geología de la zona:
B. Influencia de Diaclasas:
C. Efecto de Agua:
RSR = A + B + C
RSR:
12
26
10
48
4.6 RIESGO SÍSMICO
Según el estudio de riesgo sísmico de los componentes del EIA
Ampliación de Operaciones Minero Metalúrgicas 4200 TMSD, para
la ejecución del proyecto se ha considerado los siguientes datos:
Aceleración diseño: 0,48 g
Aceleración efectiva de Diseño: 0.36 g
4.6.1 CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO:
En base a la información desarrollada sobre la caracterización
del macizo rocoso descrito anteriormente y utilizando el criterio
de clasificación Geomecánica RMR (Rock Mass Rating) de
Bieniawsky; la clasificación NGI o Índice “Q” de Barton y la
Tabla GSI, se han tomado rangos de calidades de macizo
rocoso para cimientos.
73
Estos resultados son:
RMR: 55
Índice Q: 7
RSR: 48
Calidad del macizo para cimientos: Buena
4.6.2 ENSAYOS DE LABORATORIO:
Con los ensayos de laboratorio se verificó los datos que ya se
tenían y sobre las que se trabajaron en el diseño del método de
explotación y en las obras civiles de la mina, estos nos dan
valores similares a los que se cuenta en nuestros archivos; los
ensayos se realizaron en el Laboratorio de Mecánica de Rocas
de la Facultad de Ingeniería Geológica, Minas y Metalurgia, de la
Universidad Nacional de Ingeniería; se ejecutaron los siguientes
ensayos:
Ensayos de Compresión Simple, según las Normas ASTM
D2938.
Ensayos de Propiedades Físicas, según la Norma ASTM C 97-
02.
Ensayos de Propiedades Elásticas.
Ensayos de Corte Directo.
74
4.6.3 CONTROL DE ESTABILIDAD DE TALUDES PLANTA
CONCENTRADORA
La zona indicada para la implantación del Molino y la Tolva de
Finos es sobre un macizo rocoso de origen sedimentario,
denominado marga roja, se ubicará al pie de un talud, para el
cual se presenta el informe para el control de la estabilidad.
Se realizó el análisis Geotécnico para el control de la estabilidad
de taludes de las obras de infraestructura que se vienen
realizando al pie de los taludes.
4.6.4 ZONA DE DESBROCE PARA INSTALAR MOLINO 9 ½
x 12’:
El talud frontal con falla geológica de poco desplazamiento y
fracturamiento intenso, presencia de rocas sueltas por
aflojamiento; signos evidentes de relajación; se debe reforzar
para continuar bajando el talud. El refuerzo de los hastiales debe
ser con el mismo tipo de sostenimiento.
Se requiere refuerzo con shotcrete estructural vía seca 2” de
espesor, más pernos hydrabolt de 7’ de longitud instalados
sistemáticamente en cuadrícula de 1.5x1.5m.
4.6.5 BASE DE TOLVA DE FINOS Nº 2:
Se está realizando el desbroce de los alrededores de la base de
la tolva de finos, esto genera una menor superficie de apoyo del
macizo rocoso, por ende mayor presión y empujes hacia la cara
75
libre, evidenciados con aberturas en las superficies de
discontinuidad.
Se requiere aplicación de Concreto Lanzado vía seca 3” de
espesor, en toda la zona desbrozada. Se indicará la instalación
de pernos Hydrabolt en forma puntual.
4.7 PLAN DE MANEJO AMBIENTAL
4.7.1 ACTIVIDADES Y DISTRIBUCIÓN DE FUNCIONES
Las aguas a recircular provienen de la cancha de relaves Nº 2;
esta recibe el flujo de la porción fina de la batería de
hidrociclones que trata el flujo total de relaves de la planta
concentradora de minerales. La parte gruesa de estos ciclones
va a relleno hidráulico de mina.
4.7.2 ACTIVIDADES PARA CONTROLAR LOS IMPACTOS
NEGATIVOS DE LOS DESECHOS
Las actividades desarrolladas para realizar el manejo ambiental
de los desechos líquidos y sólidos de planta se expone a
continuación:
- Sedimentación de los sólidos en suspensión
Por decantación natural en espejos de agua artificiales que se
forman en la relavera. Los sólidos en suspensión que se drenen
en el agua de decantación esta en razón inversa al tiempo de
76
retención de los espejos de agua el cual se controla con la altura
de las descargas de las quenas de desagüe.
- Control de la estabilidad de los sólidos sedimentados y
acumulados en la cancha de relaves
Se controlan con el estudio periódico de los aspectos de
estabilidad sísmica e hidrológica de los taludes. Donde se
considera el mantenimiento de la cuenca de drenaje, control
meteorológico para poder predecir la ocurrencia de eventos
máximos y poder calcular el balance de agua que sirven para el
mantenimiento de los canales y ductos que conforman la
cuenca de drenaje y la estructura de derivación. Mantenimiento
del borde libre en los diques de contención más de un metro,
para lo cual se realizaran pruebas periódicas de: Determinación
de la densidad y resistencia al corte de los materiales que
conforman la presa, Ensayo de densidades máximas y
mínimas/proctor de los materiales que conforman la presa.
Ensayo triaxial (no drenado, no consolidado) del material de
préstamo, Análisis granulométrico del relave, Análisis del
potencial de licuefacción, Análisis de estabilidad en condiciones
estáticas. Se cuentan con seis piezómetros eléctricos en los
diques de la presa 2, con el fin de controlas la estabilidad física
de estos diques.
77
-La estabilidad química de los sólidos sedimentados del
relave.
Como se ha demostrado con los análisis químicos, estos relaves
no generaran aguas ácidas en el futuro. El pH en el depósito de
decantación (Espejo de Agua) en la relavera se mantiene sobre
once (pH = 11).
Los residuos de reactivos utilizados en flotación acompañan a
las aguas de decantación se mantienen por debajo de los
limites máximos permitidos por la ley a excepción del pH que es
alto, para poder controlar se están realizando los estudios de
neutralización de agua mediante el uso de ablandadores. Los
reactivos de flotación son: cal, ditiofosfatos, xantatos, cromatos,
sulfitos, sulfato de cobre, sulfato de zinc, ácidos grasos,
alcoholes, aceites y cianuro entre otros; la mayoría de ellos se
manejan en pequeñas cantidades cuyas concentraciones finales
en el vertimiento no afectan la metalurgia de la planta con la
recirculación y no son considerados tóxicos para la vida de los
microorganismos. Por otra parte se esta controlando la cantidad
utilizada de reactivos en flotación lo mínimo necesario para las
operaciones y se tiene el control de consumo de reactivos en
Kg/TMS, haciendo un seguimiento continuo para asegurar que
los restos de reactivos en el efluente de la cancha de relaves
78
estén por debajo de los niveles de toxicidad a la vida acuática, si
fuera necesario.
La posible contaminación del aire por la migración de sólidos,
por efecto de los vientos se controla mediante la distribución de
la pulpa en forma simultanea, en los bordes, para mantener la
playa siempre húmeda, para lo cual se utiliza cuatro líneas de
distribución de tubería de polietileno de cuatro pulgadas de
diámetro. Y se tiene un punto de monitoreo de calidad de aire
ubicado en la cabecera de la cancha de relaves, en el que se
mide, con una frecuencia mensual, el polvo en PM 10, la
concentración del plomo y el arsénico, así como el SO2,
cumpliendo con la Resolución Ministerial N° 315-1996-EM y la
Resolución Ministerial N° 074-2001-EM.
La posible contaminación del aguas de la napa freática se
controla por la naturaleza del suelo que esta constituido de
margas rojas arcillosas, las mismas que fueron compactadas en
el momento de la cimentación, haciendo prácticamente
imposible la infiltración del agua , y de esta forma la migración
iónica hacia la napa freática. Para esto se monitorea, con una
frecuencia mensual, la calidad de agua y el nivel freático en tres
pozos abiertos, en las siguientes estaciones de monitoreo: PZ–1,
PZ–2, P05, P12 PZ–14, actualmente están instalados los
79
piezómetros Casa Grande para mejorar el monitoreo de las
aguas frente a los diques de las relaves.
Para eliminar la posibilidad de muerte de animales por caída se
ha realizado el cercado en el perímetro de la cancha de relaves,
con postes de madera y alambre púas.
4.8 ESTACIONES DE CONTROL
En la siguiente tabla se muestran los puntos de monitoreo ambiental
(agua y aire).
Tabla No. 4.22
Efluente
Este Norte
CP-1 344775 8780995 Efluente del cono profundo
Piezometros
Este Norte
PZ-2 345433.697 8779881.67
Piezometro en la base de la relavera 3 y botadero de
desmonte
PZ-4 345541.991 8779853
Piezometro en la base de Desmontera y laguna
Yanamachay
PZ-5 345267 8780360 Piezometro ubicado en la zona norte de la relavera 3
PZ-12 345504.749 8780143.68
Piezometro en la parte superior y norte de la
desmontera
PZ-13 345741.983 8779888.83 Piezometro en dique este de la Desmontera
PZ-14A 345743.212 8779814.74 Piezometro en dique Este de la Desmontera
PZ-15 345683.15 8779781.91
Piezometro entre dique sur de la Desmontera y laguna
Yanamachay
PZ-16 345143.775 8780580.18 Piezometro ubicado cerca de PZ-9
PZ-19 344858.391 8779690.49
Piezometro ubicado camino al cono profundo, contiguo
al manantial
PZ-20 345359.452 8780288.04
Piezometro en ladera del cerro, aguas arriba de la
relavera 3 ( Norte), y Noroeste de la Desmontera
PUNTOS DE MONITOREO DE AGUA
Descripcion de la ubicación
Descripcion de la ubicación
Coordenadas UTM
Estacion
Coordenadas UTM
Estacion
80
4.9 GEOTECNIA
Respecto al programa de Monitoreo Geotécnico se contemplo la
instalación de 04 piezómetros perimetrales al depósito, además se
considero la instalación de 6 piezómetros de tipo cuerda vibrante y
12 piezómetros abiertos en todo el complejo de presas incluyendo la
zona de presa de contingencia. La frecuencia de monitoreo de los
puntos de monitoreo establecidos será mensual.
Tabla No. 4.23 Puntos de monitoreo de aire.
PUNTOS DE MONITOREO DE AIRE
Este Norte
CAA2=EM-1 345251 8780220
Ubicado al norte de la cancha de relave 3. Al Nor
Oeste de la desmontera y al Sureste de la Planta
Concentradora
EM-5 345928 8779732
Ubicado al borde de la laguna
Yanamachay(Huaroncocha)
Estacion
Coordenadas UTM
Descripcion de la ubicación
4.10 PRESUPUESTO Y CRONOGRAMA DETALLADO
Se elaboraron los presupuestos de cada actividad y también a nivel
general, con hojas de metrados, Análisis de Precios Unitarios con
cronogramas respectivos.
Estos detalles fueron elaborados por los contratistas que llevan a
cabo la ejecución del proyecto.
81
CAPITULO V
PRESUPUESTO Y EVALUACION ECONOMICA
5.1 ESTIMADO DE COSTO DE INVERSIÓN
Los costos de inversión fueron evaluados inicialmente de acuerdo a
cálculos rapidos que existe en la literatura de formulación y
evaluación de proyectos, una vez decidido su ejecución se obtuvo
los datos directamente de las empresas constructoras elaborando el
proyecto final de inversión.
Se han involucrado diferentes tipos de profesionales y los costos
finales que corresponde al presupuesto de ampliación de la Planta
de Beneficio a 4200 TMSD se presenta en la siguiente tabla No. 5.1,
allí se puede apreciar el costo total instalado.
82
Tabla No. 5.1 Presupuesto de las obras a efectuarse.
MESES Subtotal Total
Cantidad Descripción 1 2 US$ US$
1 Tolva de finos 233,000.00 233,000.00
cimentacion 40,000.00 40,000.00
montaje 27,000.00 27,000.00
300,000.00
5 Fajas transportadoras
Faja transportadora N° 6 30" x 136' ( incluye montaje ) 98,636.00 98,636.00
Faja transportadora N° 9 24" x 50' ( incluye montaje ) 30,000.00 30,000.00
Faja transportadora N° 10 24" x 50' ( incluye montaje ) 30,000.00 30,000.00
Faja transportadora N° 12 24" x 60' ( incluye montaje ) 54,762.00 54,762.00
Faja transportadora N° 13 24" x 60' ( incluye montaje ) 54,000.00 54,000.00
267,398.00
1 Molino de Bolas 9 1/2' x 12' 673,000.00 673,000.00
cimentacion 101,000.00 101,000.00
montaje 38,000.00 38,000.00
812,000.00
2 Bombas Wilfley 5K (02 EA) 130,000.00 130,000.00
montaje 15,000.00 15,000.00
145,000.00
2 Ciclones D-20 Krebs 30,000.00 30,000.00
montaje y estructura de soporte 15,000.00 15,000.00
45,000.00
1 Balanza nuclear Ronan X96CS para la faja 12 19,152.00 19,152.00
montaje 2,800.00 2,800.00
21,952.00
Total US$ 1,591,350.00
EQUIPOS
83
5.2 FINANCIAMIENTO
El financiamiento en su totalidad será asumida por la empresa, por el
momento no se está observando la actuación de ningún banco
financiero.
5.3 VALOR DE LA PRODUCCIÓN
Los Productos finales principales son: Concentrado de Cobre,
Concentrado de Plomo y Concentrado de Zinc, los mismos que se
transportan mediante camiones, debidamente protegidos con
tolderas para prevenir y evitar la contaminación al aire; los lugares
de destino son para la Fundición de la Oroya y los depósitos del
Callao de donde se exportan.
Las características físicas y químicas de estos concentrados se
muestran en la Tabla No. 5.2 a continuación:
El valor de esta producción en los tres últimos años asciende a la
suma de $ 35 270 000, $ 80 378 000, y $ 100 000 000, además la
rentabilidad neta de la Empresa (Utilidad Neta / Venta Neta) en estos
últimos tres años fue de 19.5%, 46.9% y 44.2%
84
Tabla No. 5.2 Características de los productos finales en promedio.
PRODUCTO
REPORTE DE ENSAYOS
T.M.S %
H2O % Pb
% Zn
% Cu
Ag (Oz/T) % As
% Sb
% Bi
Cabeza 4,200 7.0 3.04 7.57 0.23 3.28 - - -
Concentrado de Cobre
16.11 10.0 10.16 7.87 23.77 226.3 0.32 0.80 0.30
Concentrado de Plomo
163.02 8.0 66.6 5.89 1.23 36.6 0 0 0.30
Concentrado de Zinc
503.61 8.5 1.71 58.11 0.62 4.4 0 0 0
Relave 3,517.2 - 0.25 0.41 0.02 0.54 - - -
85
5.4 EVALUACIÓN ECONÓMICA
Se ha llevado todo el flujo de caja al año cero para su evaluación
con el indicador valor actual neto, asumiendo una tasa promedio de
mercado.
Gracias a la ampliación de la planta, lo que implica un crecimiento
de 40% en la producción, la utilidad operativa que ascendió a US$
100 millones antes del proyecto se espera un incremento mínimo
anual de US$ 120 millones con la operación de la nueva planta.
Es decir una ganancia efectiva anual de $ 20 millones de dólares,
pero además se debe manifestar que las últimas tendencias de los
análisis de los precios de los metales indican al alza especialmente
del oro y la plata.
86
CONCLUSIONES
1. El mercado de las materias primas actualmente tienen alta
rentabilidad en el mundo impulsado por el gigante China,
razón por lo que a la fecha se vienen ejecutando diversos
proyectos mineros a nivel nacional especialmente los
dedicados a la minería aurífera.
2. A la planta de tres mil Toneladas Métricas Secas por Día es
necesario adicionar una tolva de finos de mil toneladas cuyo
costo es de trescientos mil dólares instalado, un molino de
bolas de 9 ½ pies x 12 pies cuyo costo es de ochocientos
doce mil dólares listo para operar, además de cinco fajas, dos
bombas, dos ciclones y una balanza nuclear, ascendiendo el
costo total a invertir de un millón quinientos noventa y un mil
trescientos cincuenta dólares, con lo cual estaríamos tratando
87
en la planta los cuatro mil doscientos Toneladas Métricas
Secas por Día.
3. El proyecto de ampliación es rentable de acuerdo al indicador
valor actual neto.
RECOMENDACIONES
1. Se recomienda seguir invirtiendo para ampliar las reservas
probadas de manera que se garantice la estabilidad de
tratamiento de la nueva planta de cuatro mil doscientas
toneladas.
2. Se recomienda resolver a la brevedad posible las
observaciones derivadas del Ministerio de Energia y Minas
especialmente de la Dirección de Asuntos Ambientales y otras
autoridades competentes de manera que evitemos sanciones
y multas.
3. Instalado los equipos deben realizarse los trabajos de
optimización respectivos de manera que el proceso sea mas
rentable.
88
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS
1. Asimow Morris, Introducción al proyecto, Ed. Herrero Hnos.
Sucs. S.A. México, 1970.
2. Anderson Lee G., Settle Russell E, Guía práctica para el
análisis beneficio- costo, Ed. Diana, México, 1981.
3. Asplund Gisele y Asplund Goran, Estrategias de
desarrollo integrado, Ed. Limusa, México, 1984.
4. Abramson Robert, y Halste Walter, Programación para
la mejora del rendimiento en las empresas, guía para
gerentes y consultores, Oficina Internacional del
Trabajo, Ginebra, 1983.
5. Banco Mundial, Libro de consulta para evaluación
ambiental, volumen I, II y III, Washington d.c., 1994.
6. Banco Interamericano de Desarrollo, Curso
internacional sobre impacto ambiental en proyectos
de inversión, Lima, 1998.
7. Bravo R. Sierra, Técnicas de investigación social, teoría
y ejercicios, Ed. Paraninfo, Madrid, 1985.
89
8. Carbajal D'a. Fernando, Elementos de proyectos de
inversión, volumen: 1 y 2, Ed. Hozlo S.R.L., Lima, 1980.
9. Carbajal D'a. Fernando, Elementos de proyectos de
inversión, volumen: 3, 4 y 5, Ed. Hozlo S.R.L., Lima,
10. Carbajal D'a. Fernando, Elementos de proyectos de
inversión, volumen: 9, 10, 11 y 12, Ed. Hozlo S.R.L.,
Lima, 1980.
11. Chervel, Marc y Le Gall Michel, Manual de evaluación de
proyectos, método de los efectos, Ed. Aguilar, Bogotá,
1991.
12. Tulcanaza Edmundo Evaluacion de Recursos y
Negocios Mineros, Chile, impresos Universitaria, 2000.
13. Urbina Baca Gabriel, Evaluación de proyectos, Ed. Mc.
Graw-Hila, México, 1997.
90
ANEXO
91
Memoria Descriptiva:
“Cálculo Estructural de Tolva de 1000 tn”
MEMORIA DESCRIPTIVA DEL DISEÑO DE LA CIMENTACIÓN DE
TOLVA DE 1000 TN
INTRODUCCIÓN:
La cimentación para la tolva se concibió como una platea con
pedestales de concreto armado. Estos pedestales sirven de apoyo a
columnas metálicas, las cuales trasmiten las cargas gravitacionales
y sísmicas de la tolva hacia la cimentación.
El hecho de usar una platea de cimentación reduce la presión
transmitida al suelo, ya que la carga se distribuye en un área grande
de contacto.
Se realizó un análisis elástico lineal y se empleó el programa de
cómputo SAP2000.
Cargas aplicadas:
Las cargas empleadas en esta memoria de cálculo, corresponden a
las proporcionadas por la empresa minera Volcan y son:
92
Peso propio de la tolva 100t
Peso del contenido de la tolva 1000t
------
Carga estática total 1100t
Consideraciones empleadas en el diseño de la cimentación.
Se realizó la verificación por punzonamiento, por cortante y por
flexión. Se observó que el peralte inicialmente supuesto igual a 1.0m
y de los pedestales, es adecuado.
Esfuerzos transmitidos al terreno de fundación.
Considerando que las columnas de acero están trabajando a su
máxima capacidad, la presión transmitida a la cimentación es
1.28kg/cm 2, valor que es menor a los 2kg/cm2 (valor a ser
verificado en obra)
Observaciones
Del análisis sísmico se observa que el sistema estructural formado a
base columnas de acero alcanza niveles de desplazamiento
mayores a los permitidos según la Norma E.030.
Por lo tanto, se recomienda arriostrar con perfiles W8x40 en cruz los
vanos definidos por las columnas W12x65.
93
DISEÑO DE LAS COLUMNAS DE ACERO DE SOPORTE DE LA
TOLVA
Definición de unidades: ton = 1000kgf
1. Documentos de referencia:
Reglamento Nacional de Construcciones E.030
Reglamento Nacional de Construcciones E.090
2. Cargas consideradas:
Peso propio de la tolva (Carga Muerta): Pt = 100ton
Peso del material en la tolva (Carga Viva): Pm = 1000ton
3. Diseño sísmico:
Se consideraron los siguientes parámetros sísmicos:
Z = 0.3 factor de zona 2
U = 1.3 uso
S = 1.2 suelo Tp = 0.6s
R = 9.5 factor de comportamiento sísmico
C = 2.5
(Z * U * S * C) / R = 0.123
Se recibió la información que este coeficiente sísmico no debe ser
menos de 0.15, por lo tanto:
Z * U * S / R = 0.0492
El valor de C se obtiene del espectro de diseño del reglamento
(E.030)
94
Figura 1. Espectro de diseño elástico empleado
Para el análisis sísmico, se empleó un análisis modal espectral
elástico, con una combinación para las masas igual a CM + 0.5*CV.
4. Resultados del análisis:
Se emplearon las siguientes combinaciones:
1.4D
1.2D+1.6L
1.2D+0.5L+E
0.9D+E
donde, D es la carga muerta, L es la carga viva y E es la carga por
sismo. Se observa que la combinación crítica para carga vertical es
1.2D+1.6L. La figura 2 muestra que la carga axial máxima es 181t
para la columna W12x65 y 74t para la columna W10x49.
95
Figura 2. Carga axial (t) para la combinación 1.2D+1.6L
La distorsión de entrepiso obtenida del análisis es 0.034 siendo
mayor a la máxima permitida por reglamento (norma E0.90) igual a
1%. Por lo tanto, se recomienda, arriostrar en cruz las columnas con
conexiones a cortante con vigas W8x40.
96
Figura 3. Desplazamientos (cm) debido a la carga de sismo
Luego de incluir los arriostres W8x40, la distorsión de entrepiso
obtenida del análisis es 0.003, figura 4. La figura 5 muestra los
resultados de carga axial y momentos flectores en las columnas de
W12x65.
Figura 4. Desplazamientos (cm) debido a la carga de sismo en
modelo que incluye arriostres
97
Figura 5. Carga axial (t) y momentos flectores (t-m) en la
columna W12x65
5. Diseño de las columnas ante carga axial:
Columna W12x65
K = 1
L = 5.21m longitud de la columna W12x65
E = 2.106 · kgf / cm2 módulo de elasticidad del acero
Fy = 36ksi esfuerzo a la fluencia del acero A36
r = 3.02in radio de giro
A = 19.1in 2 área de la columna W12x65
98
ΦPn = 0.85 * fs * A ΦPn = 206.966 ton > 181t (figura 2)
=> OK
Columna W10x49
K = 1
L = 3.05m longitud de la columna W10x49
E = 2 106 · kgf / cm2 módulo de elasticidad del acero
Fy = 36ksi esfuerzo a la fluencia del acero A36
r = 2.54in radio de giro
A = 14.4in2 área de la columna W10x49
ΦPn = 0.85 * fs * A ΦPn = 177.279 ton > 74t (figura 2) => OK
6. Diseño de las columnas ante carga lateral:
ry = 3.02in Fy = 36ksi Ag = 19.1in2
Zy = 44.1in3 ΦMny = 0.9 * Zy * Fy ΦMny = 16.462
ton m
Zx = 96.8in3 ΦMnx = 0.9 * Zx * Fy ΦMnx = 36.134 ton m
K = 1.8 L = 5.21m
99
ΦPn = 0.85 * fs * Ag ΦPn = 118.864 ton
Se emplea la fórmula H1-1a del AISC:
Pu = 56.7ton Mux = 1.4ton m Muy = 0.23ton m
DISEÑO DE LA CIMENTACIÓN
1. Presión sobre el suelo de la cimentación:
El peso total que se aplica a la cimentación es:
P = 100ton + 1000ton P = 1100 ton
Las dimensiones de la cimentación son:
B = 9.3m dimensiones de la cimentación
L = 9.2m dimensiones de la cimentación
Por lo tanto, la presión sobre el terreno es:
2. Diseño a la flexión:
La zapata se modeló empleando elementos tipo shell y la carga
aplicada se obtuvo igual a la máxima carga axial de las columnas
entre el área total de la cimentación. Se consideró emplear un
peralte de zapata igual a 1m.
100
hz 1m := peralte del zapata
Pt = 207ton * 8 + 177ton * 4 = 2364 ton
W = Pt / ( B * L ) w = 27.63 ton / m2
Figura 6. Diagrama de momentos (t-m) en la losa
La figura 6 muestra que el momento máximo es: Mmax = 83ton m
Para un acero de refuerzo ø[email protected]:
El momento nominal resistente es: ΦMn = 440ton m > Mmax = 83
ton m = => OK
Cuantía mínima: ρmin = 0.0018
Área de acero mínimo.
101
Asmin = ρmin * 1m * hz Asmin = 18 cm2 = => ø1"@0.30
en dos capas
4. Diseño por cortante:
Figura 7. Diagrama de fuerzas cortantes (t)
De la figura 7, el cortante máximo es: Vmax = 67ton
El cortante resistente del concreto es: . Φ = 0.85
fc = 210 kgf / cm2
Vc = vc * L * (hz - 9cm) Vc = 546.555 ton > Vmax = 67 ton
=> OK
102
6. Diseño por punzonamiento:
d = hz - 9cm d = 0.91m peralte efectivo de la zapata
Ao = (0.92m + d ) * (0.92m + d ) Ao = 3.349 m2 área de
punzonamiento
bo = 2 * (0.92m + d ) + 2 * (0.92m + d ) bo = 7.32m perímetro área
de punzonamiento
P = 207ton carga máxima en una columna W12x65
V =P – w * Ao V = 114.471 ton cortante
actuante en la zapata
cortante resistente del concreto:
βc = 1 βc = 1
αs = 40
Entonces:
ΦVc = 0.85 * vc * bo * d ΦVc = 902.555 ton > V = 114.471 ton =
=> OK
103
Memoria Descriptiva:
“Cálculo Estructural del Molino 9.5’ x 12’ ”
MEMORIA DESCRIPTIVA DEL DISEÑO DE LA CIMENTACIÓN
MOLINO 9.5’ X 12’
INTRODUCCIÓN:
La cimentación para el molino de 9.5'x12' se concibió como una
platea de cimentación con dos pedestales de concreto armado.
Estas últimas transmiten las cargas gravitacionales provenientes del
molino hacia la cimentación.
El hecho de usar una platea de cimentación reduce la presión
trasmitida al suelo, ya que la carga se distribuye en un área grande
de contacto.
Adicionalmente, la cercanía entre los dos pedestales que soportan el
molino de 9.5'x12' hizo que se optara por la platea de cimentación.
Cargas aplicadas:
Las cargas empleadas en esta memoria de cálculo, corresponden a
las proporcionadas por la empresa minera Volcan y son:
Peso del molino 9.5'x12' 30t
Peso de chaquetas 11t
Peso de las bolas 60t
Peso de la pulpa 30t (*)
------
Carga estática total 131t
104
(*) Se calculó para una producción diaria 4200t/día, considerando un
tiempo de residencia de 6min
Carga dinámica total 393t
Esta carga se divide entre los dos pedestales, correspondiéndole a
cada uno 196.5t de carga dinámica.
Consideraciones empleadas en el diseño de la cimentación.
Para obtener el peralte de la cimentación se realizó la relación entre
el peso del molino y el de la cimentación, cuyo valor debe ser mayor
a 2.
Luego se procedió con la verificación por punzonamiento, por
cortante, por punzonamiento para el peralte propuesto
anteriormente.
Se observó que el peralte inicialmente supuesto igual a 1.0m es
adecuado.
Esfuerzos transmitidos al terreno de fundación.
Dada la geometría final de la cimentación, se puede chequear la
presión que se transmite al suelo:
Carga dinámica 393t
Peso motor y reductor 9t (valor supuesto)
Peso propio de la estructura 321t
------
Carga total 723t
105
Por lo tanto, la presión transmitida es 1.25, valor que es menor a la
capacidad admisible.
DISEÑO DE LA CIMENTACIÓN
Definición de unidades: ton := 1000kgf
1. Documentos de referencia:
ACI 318 - 05
Reglamento Nacional de Construcciones E.060
2. Cargas consideradas:
Peso volumétrico del concreto: γc = 2.4 ton/m3
Resistencia a la compresión del concreto: fc = 280 kgf/cm2
Resistencia a la fluencia del acero de refuerzo: fy = 4200 kgf/cm2
Peso del molino: Pm = 30ton
Peso de fundas: Pf = 11ton
Peso de bolas: Pb = 60ton
Peso de pulpa: Pp = 30ton
Carga total estática: PE = Pm + Pf + Pb + Pp PE = 131 ton
Carga total dinámica: PD = 3 PE PD = 393 ton
Peso de los muros de soporte:
106
Figura 1. Dimensiones de los soportes
Wm1 = γc (0.5*(0.6m + 1.04m)* 2.54m * 3.1m) Wm1 =
15.496 ton
Wm2 = γc (0.5*(0.56m + 0.84m)* 2.54 m * 3.1m) Wm2 =
13.228 ton
La figura 2 muestra las cargas aplicadas a la estructura analizada,
donde W m1 y Wm2 representan el peso propio de los muros de
soporte.
Figura 2. Cargas aplicadas a la cimentación
3. Revisión del peralte por requerimiento de masas:
En esta revisión la relación entre las masas debe ser mayor a 2, por
lo tanto, se considera un peralte de la cimentación igual a:
hz = 1.8m
107
Peso de la cimentación:
Az = 12.43m * 7.16m - 7.74m*1.1m - 3.9m*3.26m Az =
67.771m2
Pz = γc * Az * hz Pz = 292.77 ton
(Pz + (Wm1 + Wm2)) / PE = 2.454 > 2 => OK
4. Cálculo del esfuerzo sobre el terreno:
Se considera, del estudio de geotecnia, que el esfuerzo admisible en
el suelo es:
qadm = 150 kgf / cm2
Considerando un zapata de dimensiones 8.54m x 6.05m, entonces
su área es:
B = 8.54m L = 6.05m
Az = B * L Az = 51.667m2
y el peralte de la zapata es: hz = 1.8m
Luego, el esfuerzo en el terreno es:
σt = (3 PE + (Wm1 + Wm2) + Az*hz*γc) /Az
σt = 1.248 kgf / cm2 < qadm = 2 kgf/cm2 = => OK
5. Diseño de la zapata por cortante:
Carga distribuida:
w = (3 PE+ (Wm1 Wm2)) / B w = 49.382 ton / m
108
Figura 3. Diagrama de fuerzas cortantes
De la figura 3, el cortante máximo es: Vmax = 150ton
El cortante resistente del concreto es: . = 0.85
Vc = vc*L*(hz - 9cm) Vc = 779.876 ton > Vmax = 150 ton
= => OK
6. Diseño de la zapata por flexión:
Se ha considerado obtener el momento máximo, para estar del lado
de la seguridad, como un elemento simplemente apoyado.
Mmax = (1/8)*w*(5.1m )2 Mmax = 160.554 ton m
Para un acero de refuerzo ø[email protected]: Asmin = (5.1cm2 / 0.3m)*L
Asmin = 102.85 cm2
El momento nominal resistente es: . øMn = 661ton-m > Mmax =
160.554 ton m = => OK
Cuantía mínima: ρmin = 0.0018
Área de acero mínimo.
109
Asmin = ρmin * 1m * hz Asmin = 32.4 cm2 => ø1"@0.30
en dos capas
Se considera emplear este mismo acero de refuerzo mínimo para
ambas direcciones y en dos capas
7. Revisión por punzonamiento:
P = PD / 2 + Wm1 P = 211.996 ton carga en el pedestal
Carga distribuida: w = (PD +(Wm1 + Wm2)) / (B*L ) w =
8.162 ton / m2
d = hz - 9cm d = 1.71m peralte efectivo de la zapata
Ao = (3.1m +d)*(1.04m + d ) Ao = 13.228m2
área de punzonamiento
bo = 2*(3.1m+d )+ 2*(1.04m+d ) bo = 15.12 m perímetro área
de punzonamiento
V = P – w*Ao V = 104.028 ton cortante
actuante en la zapata
cortante resistente del concreto:
βc = (3.1 / 1.04) βc = 2.981
αs = 40
Entonces:
øVc = 0.85*vc*bo*d ø Vc = 3318.239 ton > V =
104.028 ton = => OK
110
8. Diseño del pedestal:
Para calcular la resistencia a carga axial del pedestal, se empleará
las dimensiones más reducidas, figura 1, en la parte superior del
pedestal:
øPn = 0.85 * fc * 0.56m * 3.48m
øPn = 4638.144 ton > 0.5 PD = 196.5 ton = => OK
Se observa que el concreto resiste por sí mismo la demanda de
carga axial; sin embargo, se empleará acero de refuerzo mínimo:
ρmin = 0.0018 cuantía vertical
Asmin = ρmin * 0.6m Asmin = 10.8 (cm2/m) = =>
ø3/4"@0.25 en cada cara
ñmin = 0.0018 cuantía horizontal
Asmin = ρmin * 0.84m Asmin = 15.12 (cm2/m) = =>
ø5/8"@0.20 en cada cara
111