1

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

2

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.

6

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.

7

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.

10

- 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

16

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

19

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”.

24

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

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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.

26

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 ø1@0.30:

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 ø1@0.30: 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