Informe Practicas Profesionales

COMPAÑÍA MINERA KOLPA S.A INFORME PRÁCTICAS PROFESIONALES PLANTA CONCENTRADORA HUACHOCOLPA UNO

PARA: ING. DANIEL ZULOETA MERCEDES

DE: EDWIN BATALLANOS HUAMAN

UNIVERSIDAD: UNIVERSIDAD SAN ANTONIO ABAD DEL CUSCO

DURACIÓN: 90 días

PLAZO DE DURACIÓN: 19/01/2017 – 19/04/2017

NOVIEMBRE – 2017

AGRADECIMIENTO Por medio de la presente tengo el agrado de saludar a todas las personas que forman parte de la CIA Minera KOLPA. En esta oportunidad me comunico con el área de Planta Concentradora. Para agradecer por la oportunidad de realizar prácticas profesionales en esta empresa. Trabajar en el área de planta ha sido una experiencia enriquecedora para mí. Durante el tiempo que realicé la función de practicante de planta pude conocer detalles importantes concernientes a mi carrera, los cuales me ayudaran a ser un mejor profesional. Gracias a esta oportunidad lograre completar una de las etapas más importantes de mi formación académica. Al Ing. Daniel Zuloeta Mercedes por la comprensión comprensión te tuvo hacia mi persona, las enseñanzas, enseñanzas, las llamadas de atención. Al Ing. Edwin López, por su apoyo que tuvo hacia mi persona, Al Ing. Neftalí Beltrán por su gran estima que tuvo conmigo, enseñanzas y actuar rápido cuando hay problemas en planta, al Ing. Cesar Zevallos por su experiencia en operaciones planta y en seguridad, sobre todo por su carisma y comprensión en momentos cometí errores, al Ing. Martin Peña, al Ing. Herbert Fernandez por su amabilidad y predisposición a ayudarme en mi etapa como practicante y por último, pero no menos importante al Ing. Job Tolentino por guiarme y ser mi mentor durante toda mi etapa en CIA Minera Kolpa Así mismo mismo agradecer a las amistades que pude conseguir conseguir como la de Rolly Santiago, Santiago, Alwin Canales, Meliton Carbajal, y todo el personal las 3 guardias que siempre estuve presente para guiarme en toda mi estancia en CIA Minera Kolpa. Espero que continúen los éxitos y que les sigan abriendo las puertas a los nuevos profesionales, que, como yo, nos sentimos orgullosos y agradecidos por haber formado parte de una gran empresa en proceso de expansión. Atentamente, Atentamente, Edwin Batallanos Huaman

AGRADECIMIENTO Por medio de la presente tengo el agrado de saludar a todas las personas que forman parte de la CIA Minera KOLPA. En esta oportunidad me comunico con el área de Planta Concentradora. Para agradecer por la oportunidad de realizar prácticas profesionales en esta empresa. Trabajar en el área de planta ha sido una experiencia enriquecedora para mí. Durante el tiempo que realicé la función de practicante de planta pude conocer detalles importantes concernientes a mi carrera, los cuales me ayudaran a ser un mejor profesional. Gracias a esta oportunidad lograre completar una de las etapas más importantes de mi formación académica. Al Ing. Daniel Zuloeta Mercedes por la comprensión comprensión te tuvo hacia mi persona, las enseñanzas, enseñanzas, las llamadas de atención. Al Ing. Edwin López, por su apoyo que tuvo hacia mi persona, Al Ing. Neftalí Beltrán por su gran estima que tuvo conmigo, enseñanzas y actuar rápido cuando hay problemas en planta, al Ing. Cesar Zevallos por su experiencia en operaciones planta y en seguridad, sobre todo por su carisma y comprensión en momentos cometí errores, al Ing. Martin Peña, al Ing. Herbert Fernandez por su amabilidad y predisposición a ayudarme en mi etapa como practicante y por último, pero no menos importante al Ing. Job Tolentino por guiarme y ser mi mentor durante toda mi etapa en CIA Minera Kolpa Así mismo mismo agradecer a las amistades que pude conseguir conseguir como la de Rolly Santiago, Santiago, Alwin Canales, Meliton Carbajal, y todo el personal las 3 guardias que siempre estuve presente para guiarme en toda mi estancia en CIA Minera Kolpa. Espero que continúen los éxitos y que les sigan abriendo las puertas a los nuevos profesionales, que, como yo, nos sentimos orgullosos y agradecidos por haber formado parte de una gran empresa en proceso de expansión. Atentamente, Atentamente, Edwin Batallanos Huaman

OBJETIVO

Las prácticas profesionales son un aspecto clave en la generación de experiencia laboral, que permite conocer al practicante todos los procesos y operaciones unitarias que se llevan a cabo en las plantas de procesamiento de minerales, así como los obstáculos que se presenten en la misma, así mismo las oportunidades y propuestas de mejora.

CAPITULO I GENERALIDADES GENERALIDADES Y ANTECEDENTES

1.1 ANTECEDENTES Ubicación de la unidad minera y reconocimiento integral de la Planta Concentradora.

1.1.1

GEOGRAFÍA

1.1.1.1 FISIOGRAFIA: El Distrito Minero de Huachocolpa se ubica en el flanco este de la cordillera occidental cerca de la divisora entre el paso de Huayraccasa (4,950 m.s.n.m.) y dos fluvioglaciares que está el macizo de chonta.

1.1.1.2 CLIMA Y VEGETACIÓN: El clima de la zona es frío y seco entre los meses de abril a noviembre, las lluvias se registran entre los meses de diciembre y marzo, donde la temperatura llega hasta los 10º C presentándose fuerte precipitaciones fluviales e intensas nevadas. La vegetación es muy restringida, debido al clima y su situación geográfica en la región blanca no permite el desarrollo de la agricultura, limitándose a pastos alto andinos, el ichu, algunos arbustos y gramíneas cubre las partes bajas y riveras de las lagunas y riachuelos.

1.1.1.3 HIDROLOGÍA Y DRENAJE: Las aguas provenientes de los deshielos y lluvias van a formar riachuelos, corrientes y luego ríos, siendo su drenaje principal el río Escalera, aguas abajo tomando el nombre de río Opomayo el cual desemboca en el río Lircay del sistema de Mantaro, cuyas aguas discurren a la cuenca del océano Atlántico.

1.1.1.4 RESEÑA HISTÓRICA La mina fue trabajada hasta el año 1942 por pequeños mineros. Los señores E. Risco, V. Freundt, R. Revelt, Carlos López entre otros forman la Cia. Minera Caudalosa S.A. El año 1985, Buenaventura y Cia. Minera Condesa se asocian con los accionistas de la Cia, Minera Caudalosa S.A. En el año 1989 los señores Juan F. Raffo y Mario de Suito adquieren los accionistas de los señores R. Revett, Risco y Freundt, pasando así mayoritarios. La planta concentradora nace con el Banco Minero en 1946 para tratas minerales procedentes de los pequeños mineros, siendo vendido en 1980 a estos mineros, formando COMIHUASA. En 1989 el Banco Minero vende COMIHUASA a los accionistas de Caudalosa en actual operación.

1.1.1.5 UBICACIÓN: Las Instalaciones de la unidad minera Compañía Minera Kolpa S.A. se encuentra ubicada en el Distrito de Huachocolpa, Provincia de Castrovirreyna y Departamento de Huancavelica entre las coordenadas:

74º 53’ 43”

Longitud Oeste

13º 03’ 52”

Latitud Sur

4

1.1.2

400 m.s.n.m. de Altitud Altit ud

ACCESIBILIDAD El asiento minero CAUDALOSA S.A. es accesible desde Lima por dos vías:

RUTA I TRAMO

DISTANCIA

CARRETERA

Km. Lima – Huancayo

300

Asfaltado

Hyo. – Hvca.

165

Afirmado

Hvca.- CIA Minera KOLPA

73

Afirmado

TOTAL

538

RUTA II

1.1.3

TRAMO

DISTANCIA Km.

CARRETERA

Lima – Pisco

250

Asfaltado

Pisco – Chonta

117

Afirmado

Chonta – CIA Minera KOLPA

25

Afirmado

TOTAL

292

CARACTERÍSTICAS DEL MINERAL Las características del mineral que se trata en la Compañía Minera Kolpa consiste principalmente de pirita, galena, esfalerita (blenda rubia-marmatita), cobre gris, chalcopirita, cuarzo, rejalgar y oropimente. De acuerdo a los estudios realizados la secuencia paragenética generalizada es la siguiente: 1.

Cuarzo.

2. Pirita – arsenopirita – chalcopirita I – esfalerita I 3.

Esfalerita II – chalcopirita II – cobre gris – luzonita.

4.

chalcopirita III – bismutinita – bornita – galena boulangerita – bournonita – cobre gris II – pirita II.

5. Melnicovita – marcasita – covelita – carbonatos. La mina es un yacimiento de plomo – zinc con contenidos de plata y cobre. La estimación del oro en la veta Caudalosa 2 Reporta oro entre rangos 0.40 a 0.60 gr./TM. En el área de la mina afloran rocas de la formación domos de lava que consiste principalmente de brechas de lavas andesíticas, dacitivas y rioliticas porferiticas. Las brechas mayormente de composición andesitica, afloran en la parte baja del área, hacia el Noreste y Toromachay y en ambas márgenes del río Escalera. En las partes más altas del proyecto, cotas mayores de 4500 m, las lavas son de composición dacitica y latítica y riolitica. Aquí las estructuras mineralizadas presentan afloramientos muy cortos y angostos, excepto la falla Veta Caudalosa que está mayormente en capas.

CAPITULO II OPERACIONES - PLANTA CONCENTRADORA

2.1 SECCION CHANCADO La sección de chancado es la primera etapa del proceso metalúrgico. Es la trituración del mineral, que consiste en la reducción de rocas grandes a fragmentos pequeños menores a ½ pulgada utilizando una fuerza de compresión. En la planta concentradora COMIHUASA tenemos una sección de chancado primario (circuito abierto) y otra de chancado secundario (circuito abierto). Se realiza en chancadoras que se mueven a una velocidad media o baja para hacer la liberación de la partícula del mineral valioso facilitando el trabajo de los molinos. En la sección chancado tenemos chancadora primario y secundario, en el chancado primario tenemos a la chancadora de Quijadas y en la chancadora secundaria tenemos a la chancadora Symons.

2.1.1 TONELAJE DE TRATAMIENTO Actualmente la planta concentradora procesa 960 TMSD, pero al término del periodo de prácticas se estuvo experimentando varios problemas, principalmente debidos a la dureza del mineral y la humedad con que este provenía de la zona de blending. Actualmente la planta concentradora se encuentra en miras de expansión a una capacidad de 2000 TMSD.

2.1.2 DESCRIPCIÓN DE LA OPERACIÓN Y EQUIPOS a) TOLVA DE GRUESOS. - APRON FEEDER (ORUGA). - Es un alimentador de equipo electromecánico, que sirve para extraer el mineral de la tolva de gruesos y alimentar al mismo tiempo a la Chancadora Primaria de Quijada. Es accionada por un motor de 2.8 HP y que funciona con 1720 RPM. b) CHANCADORAS. - Son máquinas de baja velocidad que realiza la trituración del mineral a trozos pequeños y adecuados a tan finos como de malla 10, para lograr esta reducción se requiere de 2 etapas que se utiliza en la empresa. c)

ELECTROIMAN. - Esta ubicado próximo a la Zaranda Vibratorio, se encuentra suspendido sobre el extremo final de la Faja Transportadora (N° 1); un electroimán cuya función es de atrapar todo objeto de hierro que acompaña al mineral, el electroimán tiene una dimensión

de 0.98”x 1.31” y funciona con un voltaje de 220 voltios. d) ZARANDA VIBRATORIA. - Es un equipo llamado grizzl i con mallas de ¾ de pulgada de abertura, acondicionado por un motor eléctrico de 7 HP, 1600 r.p.m. y cuya función es de cernir el mineral proveniente de la chancadora primaria a través de la Faja Transportadora (N° 1); no existe un método específico para la apariencia del cernido y el sistema más aplicado para expresar esta eficiencia, es por la relación entre el peso del material que realmente debió pasar en la primera carga. e) FAJAS TRANSPORTADORAS. - Las fajas están constituidos por bandas o correas sin fin, sostenidas y medidos de modo adecuado y dispuestos para transportar materiales sólidos, exigen poca energía. La banda cargada se apoya sobre pequeños rodillos locos (polín), dispuestos para que forme un canal central y espaciados de tal modo que no se produzca

deformación alguna de la banda, los rodillos de retorno son espaciados a espacios mayores que los destinados a soportar la banda cargada. La capacidad de una Faja Transportadora está en función de la velocidad y de la Sección transversal de la carga sobre la faja. Ilustración 1 Diagrama de flujo de la sección chancado

Fuente: Compañía Minera Kolpa

2.1.2.1 TOLVA DE GRUESOS (FORMA, CAPACIDAD) El proceso de chancado primario se inicia con la alimentación del mineral desde las diferentes canchas (Zona Blending), tiene como principal objetivo el acopio de mineral, para luego pasar a la chancadora, tiene la forma de pirámide truncada de base rectangular terminando su sólido en un rectángulo, para luego descargar por la parte inferior a través de un chute de alimentación hacia la chancadora primaria, cuya capacidad es de 250 TM. El material es alimentado a través de un tractor Caterpillar.

2.1.2.2 TIPOS DE TRITURADORAS (CAPACIDAD, CONSUMO DE ENERGÍA) a) Chancadora Primaria (Chancadora de quijadas) El proceso de chancado primario se inicia con la alimentación del mineral desde las diferentes canchas (Zona Blending) a la tolva metálica de 250 TM de capacidad de estructura metálica, que es alimentado a través de la tolva de alimentación, c uya abertura

es de 10”. Esta alimenta a un alimentador de placas (apron feeder) de 24” x 48”, que a su vez alimenta a una zaranda estacionaria cuya abertura es de 2”, el producto que pasa dicha abertura es alimentado a la faja transportadora N°01, y el producto con tamaño

mayor a 2” sirve de alimento a la chancadora de quijadas de 15” x 24” Allis Chalmer, que recibe el mineral de 2" a 18", reduciéndolo a menos de 3 1/4". El producto de este primer circuito de chancado es descargado a la faja transportadora N°01. b) Chancadora Secundaria (Chancadora cónica) El mineral proveniente de la faja transportadora N°01, que viene a ser el producto de la chancadora primaria y el pasante de la parrilla se descarga a una faja transportadora de

24” x 83’, esta carga p asa por un electroimán, cuya función es extraer objetos metálicos

que generan desgaste en los equipos de conminución, que alimenta a una zaranda

vibratoria 5´x 12´ con malla ¾” de abertura; el producto grueso de ésta se alimenta a una Chancadora secundaria Symons de 3 ½” de diámetro que reduce su tamaño a ½”, el producto fino de la zaranda vibratoria con la descarga de la chancadora cónica, se descarga en la faja transportadora N°2 cuya dimensiones son de 18" x 86’, luego a la faja transportadora N°3 cuyas dimensiones son de 18” x 30’, este producto es descargado en la tolva de acopio N°1 de capacidad 160 TM y finalmente a las fajas de

24” x 20’ que depositan su carga a la tolva de acopio N°2 de capacidad 260 TM. 2.1.2.3 CEDAZO (EFICIENCIA) 2.1.2.3.1 CÁLCULO DE LA VELOCIDAD Y CAPACIDAD DE LA CHANCADORA DE QUIJADA FIRMA DENVER Tabla 1 Cuadro de Características Chancadora Quijadas Símbolo

Valor

Unidad

RPM del motor

1180

Pulg

Dm

Diámetro de la polea motriz

8.07

Pulg

Dpc

Diámetro de la polea conducida

37.02

Pulg

RPM

Variable

t

Recorrido de la muela móvil

0.5

Pulg

s

Abertura del set de descarga

2.5

Pulg

A

Ancho de la boca de carga

15

Pulg

L

Largo de la boca de carga

24

Pulg

G.E.

Gravedad especifica

2.85

k

Factor de operación

0.75

Ki

Factor de operación para forros planos

0.24

Fuente: Planta COMIHUASA 1) Velocidad de la Chancadora de Quijadas: RPM(ch) = (RPM(motor) x DM)/Dpc

RPM (ch) = 255.98 rpm 2) Capacidad de la Chancadora de Quijadas: -

Método de Michaelson:

T = (500 x L x Ki x (s + t))/RPM(ch)

T= 33.2 Tc/Hr -

Método de Taggart: T = 0.6 x A x s T = 22.5 Tc/ Hr T promedio = (22.5+33.2)/2 T = 27.85 Tc/Hr

3) Cálculo del Work Index: 

Radio de Reducción:

F80 = 53878.15 micrones. P80 = 22547.25 micrones. Rr = F80/P80

Rr = 2.39 

Potencia Energética Actual: A = 21.26 amp V = 440 volt

cosФ = 0.84 (factor de potencia) P = (A x V x √3 x cosθ )/1000 P = 13.61 kw 

Energía suministrada: P = 13.61 kw T = 27.85 Tc/Hr W = P/T

W = 0.489 kw-Hr/Tc 

Work Index:

Wi = ¾ x {(W)/[(10/√P80) – (10/√F80)]} Wi = 15.60 kw-Hr/Tc 2.1.2.3.2 DETERMINACIÓN DE LA EFICIENCIA DE LAS FAJAS TRANSPORTADORAS A) FAJA TRANSPORTADORA N°01 Tabla 2 Características Faja Transportadora N°01

Símbolo RPM m D cabeza

Variable

Valor

Unidad

RPM del motor

1780

rpm

Diámetro de la polea de la cabeza de la Faja

1.55

Pie

Rd

Reducción

32

n1

Numero de dientes del Sproket

17

n2

Numero de dientes de la catalina

36

L

Longitud de las fajas entre poleas

37.4

Pie

R

Radio de la polea de cabeza

0.77

Pie

r

Radio de la polea de cola

0.72

Pie

Θ

Angulo de inclinación de la faja

19

Grados

Pn

Potencia nominal del motor

10

HP

Pc

Peso del mineral de corte

10.521

Kg

Fuente: Planta COMIHUASA 1) Velocidad de Faja: 

RPM de la polea de faja:

RPM1 = [RPM(motor)/Rd] x (n1/n2) RPM1 = 26.27 rpm

Vf = RPM1 x D(cabeza) x Л Vf = 127.9 pie/min 2) Longitud de Faja:

LT = (2 x L) + Л x (R + r) LT = 79. 51 pie 3) Diferencia de altura entre los extremos de la faja: H = L x sen H = 12.18 pie 4) Tonelaje Teórico: Tt = [(1980000 x Pn)/(LT + H)] Tt = 215948. 21

Tt =

Lb/ Hr

97.94 TM/Hr

5) Tonelaje Practico: Tp = Pc x Vf x 0.06

Tp = 80.74 TM/Hr 6) Potencia Practica: Pp = (0.02) x (LT/100) x Tp

Pp = 1.284 HP 7) Eficiencia: E = [P(practico)/P(teórico)] x 100

E = 12.84 % B) FAJA TRANSPORTADORA N°02 Tabla 3 Características Faja Transportadora N°02


Variable

Valor

Unidad

RPM del motor

1780

rpm


1.67

Pie

Rd

Reducción

32

n1


17

n2


36

L


57.74

Pie

R


0.833

Pie

r


0.833

Pie

Θ


17

Grados

Pn


10

HP

Pc


10.521

Kg


RPM de la polea de faja: RPM1 = [RPM(motor)/Rd] x (n1/n2) RPM1 = 26.27 rpm


LT = (2 x L) + Л x (R + r) LT = 120.71 pie 3) Diferencia de altura entre los extremos de la faja: H = L x sen H = 16.88 pie 4) Tonelaje Teórico: Tt = [(1980000 x Pn)/(LT + H)] Tt= 143900.11

Lb/ Hr

Tt = 65.26 TM/Hr 5) Tonelaje Practico: Tp = Pc x Vf x 0.06 Tp = 86.99 TM/Hr 6) Potencia Practica: Pp = (0.02) x (LT/100) x Tp Pp = 2.1 HP 7) Eficiencia: E = [P(practico)/P(teórico)] x 100 E = 21 %

C) FAJA TRANSPORTADORA N°03 Tabla 4 Características Faja Transportadora N°03

Símbolo

Valor

Unidad

RPM del motor

1740

rpm


1.34

Pie

Dm

RPM de la polea motriz

0.51

Pie

D1


0.50

Pie

Rd

Reducción

40

n1


19

n2


25

RPM m D cabeza

Variable

L


31.50

Pie

R


0.67

Pie

r


0.67

Pie

Θ


10

Grados

Pn


5

HP

Pc


10.521

Kg


RPM de la polea conducida: RPM1 = [RPM(motor) x Dm]/D1 RPM1 = 1815.6 rpm RPM de la polea de faja: RPM2 = [RPM1/Rd] x (n1/n2) RPM2 = 32.37 rpm


LT = (2 x L) + Л x (R + r) LT = 67.21 pie 3) Diferencia de altura entre los extremos de la faja: H = L x sen H = 5.47 pie 4) Tonelaje Teórico: Tt = [(1980000 x Pn)/(LT + H)] Tt = 136213.54 Lb/ Hr Tt = 61.77 TM/Hr 5) Tonelaje Practico: Tp = Pc x Vf x 0.06 Tp = 86.02 TM/Hr 6) Potencia Practica: Pp = (0.02) x (LT/100) x Tp Pp = 1.156 HP 7) Eficiencia: E = [P(practico)/P(teórico)] x 100 E = 23.12 %

D) FAJA TRANSPORTADORA N°04 Tabla 5 Características Faja Transportadora N°04


Variable

Valor

Unidad

RPM del motor

1730

rpm


1.25

Pie

Rd

Reducción

32

n1


17

n2


34

L


23.95

Pie

R


0.63

Pie

r


0.59

Pie

Θ


15

Grados

Pn


10

HP

Pc


10.521

Kg


RPM de la polea de faja:

RPM1 = [RPM1(motor)/Rd] x (n1/n2) RPM1 = 27.03 rpm


LT = (2 x L) + Л x (R + r) LT = 51.73 pie 3) Diferencia de altura entre los extremos de la faja: H = L x sen H = 6.2 pie 4) Tonelaje Teórico: Tt = [(1980000 x Pn)/(LT + H)] Tt = 341791.82

Lb/ Hr

Tt = 155 TM/Hr 5) Tonelaje Practico: Tp = Pc x Vf x 0.06 Tp = 67.03 TM/Hr 6) Potencia Practica: Pp = (0.02) x (LT/100) x Tp Pp = 0.693 HP 7) Eficiencia: E = [P(practico)/P(teórico)] x 100 E = 6.93 %

E) FAJA TRANSPORTADORA N°05 Tabla 6 Características Faja Transportadora N°05

Símbolo

Valor

Unidad

RPM del motor

1150

rpm

Dm


0.443

pie

D1


1.078

pie


1.17

Pie

RPM m

D cabeza

Variable

Rd

Reducción

70

n1


18

n2


49

L


10.5

Pie

R


1.167

Pie

r


1.167

Pie

Θ


0

Grados

Pn


4.8

HP

Pc


20.5

Kg

Fuente: Planta COMIHUASA 1)

Velocidad de Faja:



RPM de la polea conducida: RPM1 = [RPM(motor) x Dm]/D1 RPM1 = 472.26 rpm RPM de la polea de la faja: RPM2 = [RPM1/Rd] x (n1/n2) RPM2 = 2.48 rpm


LT = (2 x L) + Л x (R + r) LT = 28.3 pie 3) Diferencia de altura entre los extremos de la faja: H = L x sen H = 0 pie 4) Tonelaje Teórico: Tt = [(1980000 x Pn)/(LT + H)] Tt = 335830.39

Lb/ Hr

Tt = 152.3 TM/Hr 5) Tonelaje Practico:

Tp = Pc x Vf x 0.06 Tp = 11.22 TM/Hr 6) Potencia Practica: Pp = (0.02) x (LT/100) x Tp Pp = 0.06 HP 7) Eficiencia: E = [P(practico)/P(teórico)] x 100 E = 1.32 %

F) FAJA TRANSPORTADORA N°06 Tabla 7 Características Faja Transportadora N°06

Símbolo

Valor

Unidad

RPM del motor

1160

rpm

Dm


0.443

pie

D1

Diámetro de la polea conducida

1.1

Pie

1.17

Pie

RPM m

D cabeza

Variable


Rd

Reducción

70

n1


16

n2


49

L


17.49

Pie

R


1.17

Pie

r


1.17

Pie

Θ


0

Grados

Pn


5

HP

Pc


20.5

Kg


RPM de la polea conducida: RPM1 = [RPM(motor) x Dm]/D1 RPM1 = 476.37 rpm RPM de la polea de faja: RPM2 = [RPM1/Rd] x (n1/n2) RPM2 = 2.22 rpm


LT = (2 x L) + Л x (R + r)

LT = 42.33 pie 3) Diferencia de altura entre los extremos de la faja: H = L x sen H = 0 pie 4) Tonelaje Teórico: Tt = [(1980000 x Pn)/(LT + H)] Tt = 233876.68

Lb/ Hr

Tt = 106.07 TM/Hr 5) Tonelaje Practico: Tp = Pc x Vf x 0.06 Tp = 10.04 TM/Hr 6) Potencia Practica: Pp = (0.02) x (LT/100) x Tp Pp = 0.08 HP 7) Eficiencia: E = [P(practico)/P(teórico)] x 100 E=2%

G) FAJA TRANSPORTADORA N°07 Tabla 8 Características Faja Transportadora N°07


Variable

Valor

Unidad

RPM del motor

1750

rpm


1.17

Pie

Rd

Reducción

55

n1


26

n2


30

L


23.9

Pie

R


0.58

Pie

r


0.58

Pie

Θ


15

Grados

Pn


10

HP

Pc


4.5

Kg




LT = (2 x L) + Л x (R + r) LT = 51.44 pie 3) Diferencia de altura entre los extremos de la faja: H = L x sen H = 6.19 pie 4) Tonelaje Teórico: Tt = [(1980000 x Pn)/(LT + H)] Tt= 343571.06

Lb/ Hr

Tt = 155.81 TM/Hr 5) Tonelaje Practico: Tp = Pc x Vf x 0.06 Tp = 27.67 TM/Hr 6) Potencia Practica: Pp = (0.02) x (LT/100) x Tp Pp = 0.285 HP 7) Eficiencia: E = [P(practico)/P(teórico)] x 100 E = 2.85 %

H) FAJA TRANSPORTADOR N°08 Tabla 9 Características Faja Transportadora N°08

Símbolo

Valor

Unidad

RPM del motor

1750

rpm


1.24

Pie

Rd

Reducción

54.4

n1


26

n2


30

L


40.2

Pie

R


0.63

Pie

r


0.58

Pie

Θ


15

Grados

Pn


10

HP

Pc


4.5

Kg

RPM m D cabeza

Variable

Fuente: Planta COMIHUASA

1) Velocidad de Faja: 



LT = (2 x L) + Л x (R + r) LT = 84.2 pie 3) Diferencia de altura entre los extremos de la faja: H = L x sen H = 10.4 pie 4) Tonelaje Teórico: Tt = [(1980000 x Pn)/(LT + H)] Tt = 209302.33

Lb/ Hr

Tt = 94.92 TM/Hr 5) Tonelaje Practico: Tp = Pc x Vf x 0.06 Tp = 29.33 TM/Hr 6) Potencia Practica: Pp = (0.02) x (LT/100) x Tp Pp = 0.494 HP 7) Eficiencia: E = [P(practico)/P(teórico)] x 100 E = 4.94 %

2.1.2.3.4 TOLVA DE FINOS 1 Y 2 (CAPACIDAD) Las tolvas de finos que alimentan a la sección molienda es de 160 TM de capacidad para la tolva N°01 y de 260 TM para la tolva N°02.

A) TOLVA DE FINOS N°01 Ilustración 2 Representación de la Tolva Finos N°01

Fuente: Planta COMIHUASA Tabla 10 Características de Tolva Finos N°01

SIMBOLO

VALOR

UNIDAD

D

5.95

m

h

2.75

m

H

1.80

m

d

0.7

m

D ap

2.18

TM/m3

Fuente: Planta COMIHUASA 1) Volumen de la tolva de Finos N°01: VT = Vol. del cilindro + Vol. del cono VT = V1 + V2 Vol 1 = Л x (D2/4) x h Vol 1 = 76.46 m3 Vol 2 = 1/12 x [(Л x H) x (D2 + Dd + d2)] Vol 2 = 18.88 m3 VT = 76.46 + 18.88 VT = 95.34 m3 

Capacidad de la Tolva de Finos: Cap(tolva) = Dap x VT Cap (tolva) = 187.8 TM

B) TOLVA DE FINOS N°02 Ilustración 3 Representación Tolva Finos N°02

Fuente: Planta COMIHUASA Tabla 11 Características Tolva Finos N°02 SIMBOLO

VALOR

UNIDAD

D

6.08

m

h

3.20

m

H

2.93

m

d

0.62

m

D ap

2.18

TM/m3

Fuente: Planta COMIHUAS 1) Volumen de la tolva de Finos N°02: VT = Vol. del cilindro + Vol. del cono VT = V1 + V2 Vol 1 = Л x (D2/4) x h Vol1 = 92.91 m3 Vol 2 = 1/12 x [(Л x H) x (D2 + Dd + d2)] Vol2 = 31.54 m3 VT = 92.91 + 31.54 VT= 124.45 m3 2) Capacidad de la Tolva de Finos N°02: Cap(tolva) = Dap x VT

Cap(tolva) = 271.3 TM

2.1.4 GRANULOMETRÍA (ANÁLISIS DE MALLAS) ASDF

2.1.5

EVALUACIÓN DEL CIRCUITO DE CHANCADO El circuito de chancado primario y secundario son circuitos abiertos, ya que no hay presencia de carga circulante debido a que el producto de cada circuito de chancado es alimento para el siguiente, y la clasificación hecha en las zarandas son alimentos para las tolvas de finos. A su vez la presencia de mineral con alta humedad, provoca que se tenga que abrir el

“setting”1 (abertura) de ambos circuitos de chancado para evitar que se obstruyan la abertura de las zarandas y de las chancadoras, lo que genera que el mineral depositado en ambas tolvas de alimentación sea grueso.

2.1.6

COMPARACIÓN CIRCUITO CERRADO VS ABIERTO En el trabajo en los circuitos de chancado es preferible realizarlo en circuitos abiertos, ya que la reducción que se produce en esta etapa es la mayor que se realiza en la operación, y por su menor costo en comparación con un circuito cerrado que es mejor adaptado a la sección de molienda.

2.1.7

PROPUESTA, ALTERNATIVAS DE MEJORA Debido a las condiciones climáticas propias de los meses Enero – Abril, donde existe bastante presencia de precipitaciones fluviales, hace que la humedad del mineral se eleve, para lo cual la propuesta de solución es el techado del lugar de acopio de mineral en la zona de Blending, así se podrá controlar la granulometría en temporadas de lluvia.

2.2

SECCION MOLIENDA La sección de molienda es la segunda etapa, y considerada como la más importante, ya que la liberación del mineral valioso de la ganga depende de esta crítica parte de la operación. Por tal motivo es primordial llevar un control adecuado y óptimo de la granulometría de la pulpa, en esta etapa del proceso hablamos de tamaños que van en la medida de los micrones. En la planta concentradora COMIHUSA, encontramos dos líneas de molienda y una remolienda, dos molinos de barras de dimensiones 5’ x 10’ y 4’ x 8’ respectivamente para

cada circuito de molienda, y a su vez 3 molinos de bolas de dimensiones 6’ x 6’, 5’ x 6’ para el circuito de molienda secundaria y una remolienda con un mo lino 5’ x 5’, cada circuito cuenta con su ciclón clasificador de diámetros variando desde 10” a 12”, y de un nido de ciclones que durante el periodo de prácticas fue implementado. Toda la pulpa con una densidad final de 1450 g/L aproximadamente es el producto de esta etapa, el cual es materia prima para la siguiente etapa de la operación que vendría ser la Flotación.

1

Setting, es la abertura con la que se trabaja en la chancadora cónica.

2.2.1 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO Y EQUIPOS. El mineral proveniente de las tolvas de acopio de finos N°01 y N°02, i ngresan a un circuito independiente de molienda, el mineral de la primera tolva se deposita a la faja transportadora N°05, la cual en caso de que el circuito presente alguna falla se descarga a la faja transportadora N°06, que finalmente descarga en la faja transportadora N°08. El mineral proveniente de la faja transportadora N°5, ingresa al segundo circuito de

molienda, que consiste en un molino de barras cuyas dimensiones son 4’ x 8’, la descarga del molino va hacia un cajón de alimentación que mediante a una bomba se envía a un ciclón de diámetro d-10 para su clasificación. El Over flow de este ci rcuito es enviado a la etapa de flotación, o en su caso a una segunda clasificación con el nido de ciclones; mientras que el Under flow de este circuito es descargado como alimento al molino 5 ’ x

6’, completando un circuito cerrado inverso. La descarga de este molino es enviada al cajón de alimentación y se une con la descarga del molino de barras 4’ x 8’. Durante el periodo de prácticas, este era el circuito con mejor rendimiento. Por otro lado, el segundo circuito de molienda está conformado por un molino de barras

5’ x 10’ cuya descarga alimenta a un cajón de alimentación y mediante una bomba es impulsado a un ciclon D-12, donde el Underflow es enviado como alimentación al molino

de bolas 6’ x 6’. El molino de bolas es alimentado también por la descarga (UnderFlow) de un ciclón D-10, la descarga de este molino es enviado a un cajón de alimentación y impulsado por una bomba hacia un ciclón D-10, cuyo OverFlow es enviado a la etapa de remolienda en el molino de bolas 5’ x 5’.

Por último, tenemos la etapa de la remolienda en el molino de bolas 5’ x 5’, cuya alimentación es la descarga (UnderFlow) de un ciclón D-8 y el OverFlow del ciclón (D10), la descarga del molino es enviada a un cajón de alimentación que es impulsado por una bomba hacia el ciclón D-8 ya mencionado. El OverFlow de este ci clón es enviado a la etapa de flotación. Los principales parámetros de los molinos en la planta son la densidad de pulpa, %Sólidos, carga circulante (Circuitos cerrados), chaquetas, tamaño del molino, amperaje, voltaje, tamaño de alimento de mineral, etc Durante las prácticas se realizó un mayor énfasis en esta etapa del proceso, debido a la implementación de un nido de ciclones D-8 a la operación, la principal labor era realizar un análisis granulométrico en los circuitos de molienda.

2.2.1.1 EQUIPOS INVOLUCRADOS EN LA OPERACIÓN DE MOLIENDA Tabla 12 Equipos Sección Molienda

Nº

Descripción de Elementos en la sección de molienda y clasificación

1

Balanza Automática.

2

Densímetro

3

Balde especial para medir la densidad de pulpa

4

Muestreador Automático de Cabeza

5

Cuchara para sacar pulpa

6

Molino de bolas Magensa 5’ x 10’

7

Bombas Reval 6” x 4”

8

Hidrociclones D-12B – ESPIASA (STAND BY)

9

Molino de Bolas Magensa 6’ x6’

10

Molino de Barras4’ x8’

11

Bomba horizontal de 5”x4”

12

Bomba Galigher 4”x 3”

13

Hidrociclones D-10 ESPIASA (STAND BY)

14

Molino de Bolas COMESA 5’ x 6 ’

15

Bombas Horizontales Galigher 4” x 3” - ( STAND BY)

16

Hidrociclones ESPIASA D-10 (STAND BY D-10)

17

Nido de Ciclones ESPIASA D-8

18

Molino de Bolas Allis Chalmers 5’ x 5 ’

19

Bombas Horizontales Galigher 4” x 3” - (STAND BY)


2.2.2

EVALUACIÓN DEL CIRCUITO Como ya mencionamos, el circuito convencional de CIA Minera Kolpa cuenta con dos circuitos independientes de molienda, los cuales veremos a continuación.

2.2.2.1 PRIMER CIRCUITO Comenzamos con el primer circuito de molienda, correspondiente al molino de ba rras 4’

x 8’ y el molino de bolas 5’ x 6’. Ilustración 4 Diagrama de Flujo – Circuito 4’ x 8’

6

agua

1

5 M (4X8)

M (5X6)

4

2 3

agua


2.2.2.1.1 ANÁLISIS DE MALLA

El molino 4’ x 8’ funciona en un circuito abierto. A) ANÁLISIS DE MALLA DE ALIMENTO AL MOLINO 4’ X 8’ La siguiente tabla muestra la distribución granulométrica del molino 4’ x 8’, donde observamos que el F80 es 12130.8 um y el P80 es 871.93 um. Tabla 13 Análisis Granulométrico – Molino 4’ x 8’ ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO - MOLINO 4 ' x 8' Mallas

Micrones

1/2

12500

1/4

6300

4

4750

ALIMENTO

%Peso

%Ac(-)

F80

P80

81.26

1 2130.8

0

0.00

100.00

0

24.37

56.89

0

0

0.00

100.00

0

46

5.56

51.33

0

0

0.00

100.00

0

1400

20

850

50

300

70

212

100

150

140

106

200

75

15.5

1.87

230

63

8.5

1.03

325

45

9

1.09

2.36

<325

<45

88

10.64

40.69

0

0

0.00

100.00

0

53.5

6.47

34.22

0

0

0.00

100.00

871.937

43

5.20

29.02

0

79

20.95

79.05

0

114.5

13.85

15.18

0

108

28.65

50.40

0

30

3.63

11.55

0

28

7.43

42.97

0

24

2.90

8.65

0

23

6.10

36.87

0

19

2.30

6.35

0

18.5

4.91

31.96

0

4.47

0

16

4.24

27.72

0

3.45

0

9

2.39

25.33

0

0

11

2.92

22.41

0 0

%Ac(-)

18.74

2360

TOTAL

%Peso

155

8

Peso(gr)

201.5

14

DESCARGA

Peso(gr)

19.5

2.36

0.00

827

100.00

4.47

0

12130.8

84.5

22.41

0.00

377

100.00

27.72

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) En la tabla N°13 Observamos que el % malla -200, es 4.47% para el alimento y de 27.72% para la descarga. Ilustración 5 Curvas de Granulometría – Alimento Molino 4’ x 8’

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) Observamos en una escala logarítmica, el comportamiento de la distribución granulométrica el molino 4’ x 8’, donde el P80 se encuentra en la malla 14 y el F80 en la malla ½.

B) ANÁLISIS DE MALLA AL MOLINO 5’ X 6’ La siguiente tabla muestra la distribu ción granulométrica del molino 5’ x 6’, donde observamos que el F80 es 837.261 um y el P80 es 356.049 um. Tabla 14 Análisis Granulométrico – Molino 5’ x 6’ ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO - MOLINO 5' x 6' Mallas

Micrones

1/2

12500

1/4 4

ALIMENTO %peso

%Ac(-)

F80

peso (gr)

%peso

%Ac(-)

P80

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

6300

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

4750

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

8

2360

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

14

1400

59.5

9.09

90.91

0

0

0.00

100.00

0

20

850

66.5

10.16

80.75

837.261

21

4.13

95.87

353.049

50

300

250.5

38.27

42.48

0

94

18.50

77.36

0

70

212

81.5

12.45

30.02

0

68

13.39

63.98

0

100

150

60

9.17

20.86

0

45

8.86

55.12

0

140

106

40

6.11

14.74

0

30

5.91

49.21

0

200

75

25

3.82

10.92

0

25

4.92

44.29

0

230

63

1 0.5

1.60

9.32

0

35

6.89

37.40

0

9.5

1.45

7.87

0

38

7.48

29.92

0

51.5

7.87

0.00

0

152

29.92

0.00

0

654.5

100.00

10.92

0

508

100.00

44.29

325

45

<325

<45

TOTAL

peso (gr)

DESCARGA

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) En la tabla N°14 Observamos que él % malla -200, es 10.92% para el alimento y de 44.29% para la descarga. El molino es el que mejor rendimiento poseía, debido a que es nuevo. Ilustración 6 Distribución Granulométrica – Molino 5’ x 6’

Fuente: Planta COMIHUASA Observamos en una escala logarítmica, el comportamiento de la distribución granulométrica el molino 5 ’ x 6’, donde las curvas esta cohesionadas entre sí, muestra el óptimo desempeño de este circuito de clasificación cerrado inverso.

2.2.2.1.2 RADIO DE REDUCCIÓN Un parámetro importante en la molienda es el radio de reducción que nos indica si nuestro molino es eficiente o en todo caso es un indicativo de un mal diseño de collar de bolas.

A) RADIO DE REDUCCIÓN MOLINO 4’ x 8’ El radio de reducción viene dado por la siguiente fórmula que relaciona el F80 y P80. Obtenemos dichos valores de la tabla N°13 Rr = F80/P80

Rr = 13.91 B) RADIO DE REDUCCIÓN MOLINO 5’ x 6’ El radio de reducción viene dado por la siguiente fórmula que relaciona el F80 y P80. Obtenemos dichos valores de la tabla N°14 Rr = F80/P80

Rr = 2.37 2.2.2.1.3 CARGA MOLTURANTE La carga molurante es el material que se utiliza como medio de molienda.

La tabla N°15 muestra las condiciones operativas del molino 4’ x 8’. Tabla 15 Condiciones operativas – Molino 4’ x 8’ CONDICIONES OPERATIVAS MARCA

FUNCAL

DIAMETRO

4

FT FT

LONGITUD

8

CARGA MULTURANTE

BARRAS

ROTACION

ANTIHORARIO

POTENCIA NOMINAL

75

HP

POTENCIA PRACTICA

75.7

HP

INTENSIDAD NOMINAL

111

A

INTENSIDAD PRACTICA

78

A

FACTOR DE POTENCIA

0.85

VOLTAJE NOMINAL

440

COLTAJE OPERATIVO

418

V V

VELOCIDAD DE OPERACIÓN

28

RPM

Fuente: Planta COMIHUASA La tabla N°15 muestra las condiciones operativas del molino 5 ’ x 6’. Tabla 16 Condiciones operativas – Molino 5’ x 6’ CONDICIONES OPERATIVAS MARCA

COMESA

DIAMETRO

5

FT

LONGITUD

6

FT

CARGA MULTURANTE

BOLAS

ROTACION

ANTIHORARIO

POTENCIA NOMINAL

75

HP

POTENCIA PRACTICA

80.2

HP

INTENSIDAD NOMINAL

111

A

INTENSIDAD PRACTICA

81

A

FACTOR DE POTENCIA

0.85

VOLTAJE NOMINAL

440

COLTAJE OPERATIVO

426

V


25.5

RPM


V

A) CARGA MOLTURANTE MOLINO 4’ x 8’

Como se puede observar en la tabla N°15, la carga molturante utilizada en el molino 4’ x 8’ son barras de 3” de diantre y longitud de 2.5 m. En la práctica este molino trabaja con un rendimiento adecuado.

B) CARGA MOLTURANTE MOLINO 5’ x 6’

Como se puede observar en la tabla N°16, la carga molturante utilizada en el molino 5’ x 6’ es un collar de bolas cuyos diámetros oscilan desde 1” hasta las 3”. Debido a que este molino es nuevo, se obtiene una buena molienda.

2.2.2.1.4 DETERMINACIÓN DEL D50 A) DETERMINACIÓN DEL D50 MOLINO 4’ x 8’ Como se puede observar en la ilustración N°05, de la curva %P(- ) que viene al porcentaje acumulado pasante, a 50% el valor aproximado del D50 es 294.87 um.

B) DETERMINACIÓN DEL D50 MOLINO 5’ x 6’ Como se puede observar en la ilustración N°06, de la curva %P(- ) que viene al porcentaje acumulado pasante, a 50% el valor aproximado del D50 es 111.28 um.

2.2.2.1.5 FACTOR DE CORTE DE FAJA Como estamos en el primer circuito, veremos el factor de corte faja de la faja

transportadora N°05, que alimenta al molino de barras 4’ x 8’. Este factor es la relación que existe entre la velocidad de la faja y en peso de una muestra representativa. El cual permite obtener el tonelaje tratado por guardia y por día. Primeramente, debemos obtener la velocidad promedio de la faja, para lo cual tomamos 5 tiempos, que se detalla en la siguiente tabla. Tabla 17 Tiempos muestreo – Faja Transportadora N°05 TIEMPO PROM. (S) 1

26.1

2

25.8

3

26.1

4

25.8

5

26.1

Fuente: Planta COMIHUASA Finalmente, con el tiempo promedio en que la faja ejerce un ciclo, determinamos los RPM y con los datos de ancho, longitud, ancho de corte y peso de una muestra, podemos obtener el factor de faja. En este caso es de 3.7835 Tabla 18 Factor Faja – Faja Transportadora N°05 Longitud de faja (m)

7.35

Ancho de faja (m)

0.63

Ancho de corte (m)

0.31

Peso de muestra (kg)

2.85

Tiempo promedio (rpm)

22.56

Factor de faja

3.7835


2.2.2.1.6 TAMAÑO ÓPTIMO Y COLLAR DE BOLAS Para el cálculo del collar de bolas optimo, utilizamos la herramienta MolyCop-Tools, solo ingresamos las dimensiones del molino, el % de la velocidad crítica con el que trabajamos, densidad aparente de bolas, y los valores máximo y mínimo de bolas a ingresar al molino. Ilustración 7 Collar de Bolas – Molino 5’ x 6’

Moly-Cop Tools

TM

(Version 3.0)

BALL CHARGE COMPOSITION AT EQUILIBRIUM Remarks :

Collar de Bolas - Molino 5' x 6'

Mill Dimensions and Ope rating Conditions : Eff. Diameter, ft Eff. Length, ft % Critical Speed

5.00 6.00 65.00

Eff. Diameter, m Eff. Length, m Mill Speed, rpm

Ball Dens., ton/m 3 (app) Ball Filling, % (app) Scrap Size, in

4.65 38.00 0.50

Mill Volume, m 3 Charge Weight, tons

Balanced Charge : Top Size, in Specific Area, m2/m3 Recharge Policy, % Mill Charge Content, %

String 1 3.00 62.75 86.74 94.84

String 2 1.00 176.38 13.26 5.16 Excess Area

Ball Size, in 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 0.5 0.5 0.5

Weight, tons Volume, m3 (app) Area, m2 # Balls per ton

% Passing 100.00 48.19 19.69 6.18 1.16 0.00 0.00 0.00

% Passing 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 0.00 0.00 0.00

5.60 1.20 76 1860

0.30 0.07 12 32109

1.53 1.83 22.27 3.34 5.90

Overall Charge Area Indicated Mix 68.61 Target Value 65.60 3.01 Balanced Charge, % Retained 29.00 36.62 18.75 7.91 6.47 1.25 0.00 0.00

5.90 1.27 87 3420


2.2.2.1.7 PORCENTAJE DE VELOCIDAD CRITICA DE LOS MOLINOS

Los motores que impulsan al molino de barras 4’ x 8’ y molino de barras 5’ x 6, no cuenta con variador de velocidad, por lo que se trabaja a una sola velocidad. En base a los datos

de trabajo, se obtuvo que para el molino de barras su % de velocidad crítica es de 70% y para el molino de bolas es de 65%.

2.2.2.1.8 BALANCE DE MASA En la siguiente ilustración se observa el balance de masa para el circuito del molino de

barras 4’ x 8’ y molino de bolas 5’ x 6’ . Ilustración 8 Balance Masa – Circuito 4’ x 8’ OVER D-12C

9.05 1.48

2.73 11.87

9.05 3.40 2.73

TONELAJE 4´X8´

51.39 8.55

HUMEDAD

G.E

TMH %

LEYENDA

UNDER FLOW D-12C

19.23 2.29

2.73 9.47

TMS

G.E

%S

Dp (kg/l)

Qp (M3/H)

QH2O (M3/H)

ALIMENTO 4´X8´

88.75 2.44

9.05 2.58

2.73 3.63

96.60 0.32

agua CARGA CIRCULANTE D-12C Do

0.95

Dm

0.39

Ds

0.13

CC

19.23

PROPORCION

2.13

DESCARGA 4´X8´

9.05 1.98

agua

2.73 5.85

78.07 2.54

DESCARGA 5´X6´

19.23 2.29

2.73 9.47

88.75 2.44

BOMBA 5´X6´

28.27 1.84

2.73 21.34

72.01 10.99

Fuente: Planta COMIHUASA En la ilustración N°08, observamos que la alimentación es de 9.05 TMS, la gravedad específica del mineral es de 2.73, y l a carga circulante es de 2.13.

2.2.2.2 SEGUNDO CIRCUITO Después de haber analizado el primer circuito de molienda, toca el turno de analizar el segundo circuito de molienda correspondiente, a la tolva de acopio de finos N°02, que descarga en la faja transportadora N°07 y esta a su vez en la faja transportadora N°08. El mineral es descargado a un chute de alimentación y seguidamente al molino de barras

5’ x 10’, un cajón de alimentación recibe la descarga proveniente del molino, y es enviada a un ciclón D-12, OverFlow es enviado a la remolienda y en UnderFlow es enviado como

al cajón de alimentación que recibe a su vez la descarga del molino de bolas 6’ x 6’, la pulpa del cajón es impulsada por una bomba de pulpa hacia el ciclón D-12, el OverFlow es enviado a la Remolienda y el Underflow es enviado como alimento al molino de bolas

6’ x 6’, completando el circuito de molienda. En la ilustración N°09, se ve graficada la distribución del segundo circuito de molienda de la planta concentradora COMIHUSA perteneciente a Compañía Minera Kolpa.

Ilustración 9 Diagrama de Flujo – Circuito Molino 5’ x 10’ REMOL IENDA 5 X 5

Fuente: Planta COMIHUASA Se puede observar de la ilustración N°09, que el circuito de molienda de barras es abierto y el circuito de molienda secundaria es cerrado e inverso.

2.2.2.2.1 ANÁLISIS DE MALLA El molino 5’ x 10’ funciona en un circuito abierto.

A) ANÁLISIS DE MALLA DE ALIMENTO AL MOLINO 4’ X 8’ La siguiente tabla muestra la distribución granulométrica del molino 4’ x 8’, donde observamos que el F80 es 10830.8 um y el P80 es 1086.77 um. Tabla 19 Distribución Granulométrica – Molino 5’ x 10’ ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO - MOLINO 5' x 10' ALIMENTO

DESCARGA

Mallas

Micrones

peso (gr)

%peso

%Ac(-)

F80

peso (gr)

%peso

%Ac(-)

1/2

12500

119.5

15.12

84.88

10830.8

0

0.00

100.00

0

1/4

6300

165.5

20.94

63.95

0

0

0.00

100.00

0

4

4750

47

5.95

58.00

0

0

0.00

100.00

0

8

2360

93

11.76

46.24

0

13.5

2.52

97.48

0

14

1400

60

7.59

38.65

0

54

10.07

87.41

1086.77

20

850

48

6.07

32.57

0

75

13.99

73.41

0

50

300

129

16.32

16.26

0

138.5

25.84

47.57

0

P80

70

212

32

4.05

12.21

0

36

6.72

40.86

0

100

150

24

3.04

9.17

0

29.5

5.50

35.35

0

140

106

18

2.28

6.89

0

24.5

4.57

30.78

0

200

75

14

1.77

5.12

0

21.5

4.01

26.77

0

230

63

8

1.01

4.11

0

12

2.24

24.53

0

325

45

8

1.01

3.10

0

14

2.61

21.92

0

<325

<45

21.92

0.00

0

100.00

26.77

TOTAL

24.5

3.10

0.00

790.5

100.00

5.12

0

10830.8

117.5

536

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) En la tabla N°19 Observamos que el % malla -200, es 5.12% para el alimento y de 26.77% para la descarga.

Ilustración 10 Curvas de Granulometría – Alimento Molino 5’ x 10’

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) Observamos en una escala logarítmica, el comportamiento de la distribución granulométrica del molino de barras 5’ x 10’, donde el P80 se encuentra en la malla 14 y el F80 en la malla ½.

B) ANÁLISIS DE MALLA AL MOLINO 6’ X 6’ La siguiente tabla muestra la distribución granulométrica del molino 6 ’ x 6’, donde observamos que el F80 es 1055.54 um y el P80 es 757.676 um. Tabla 20 Análisis Granulométrico – Molino 6’ x 6’ ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO - MOLINO 6' x 6' Mallas

Micrones

1/2

12500

ALIMENTO peso (gr)

DESCARGA

%peso

%Ac(-)

F80

peso (gr)

0

0.00

100.00

0

0

%peso

%Ac(-)

P80

0.00

100.00

0

1/4

6300

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

4

4750

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

8

2360

21

3.47

96.53

0

4.5

1.12

98.88

0

14

1400

51

8.43

88.10

1055.54

14.5

3.62

95.26

0

20

850

83.5

13.80

74.30

0

38.5

9.61

85.64

7 57.676

50

300

255

42.15

32.15

0

158

39.45

46.19

0

70

212

58.5

9.67

22.48

0

44.5

11.11

35.08

0

100

150

37.5

6.20

16.28

0

32

7.99

27.09

0

140

106

22

3.64

12.64

0

21

5.24

21.85

0

200

75

14

2.31

10.33

0

15

3.75

18.10

0

230

63

6

0.99

9.34

0

7

1.75

16.35

0

325

45

<325

<45

TOTAL

6

0.99

8.35

0

7.5

1.87

14.48

0

50.5

8.35

0.00

0

58

14.48

0.00

0

605

100.00

10.33

400.5

100.00

18.10

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) En la tabla N°20 Observamos que él % malla -200, es 10.33% para el alimento y de 18.10% para la descarga. La molienda de este molino no es muy buena, por tal motiva el material pasa a una remolienda.

Ilustración 11 Distribución Granulométrica – Molino 6’ x 6’

Fuente: Planta COMIHUASA Observamos en una escala logarítmica, el comportamiento de la distribución granulométrica el molino 6 ’ x 6’, dond e las curvas están muy próximas lo que indica que

la molienda es gruesa en comparación al circuito del 4’ x 8’. 2.2.2.2.2 RADIO DE REDUCCIÓN Un parámetro importante en la molienda es el radio de reducción que nos indica si nuestro molino es eficiente o en todo caso es un indicativo de un mal diseño de collar de bolas.


Rr = 9.97 B) RADIO DE REDUCCIÓN MOLINO 6’ x 6’ El radio de reducción viene dado por la siguiente fórmula que relaciona el F80 y P80. Obtenemos dichos valores de la tabla N°20 Rr = F80/P80

Rr = 1.39 2.2.2.2.3 CARGA MOLTURANTE La carga molurante es el material que se utiliza como medio de molienda. La tabla N°21 se muestran las condiciones operativas del molino 5 ’ x 10’.

Tabla 21 Condiciones operativas – Molino 5’ x 10’ CONDICIONES OPERATIVAS INMEPEB

MARCA DIAMETRO

5

FT

LONGITUD

10

FT

CARGA MULTURANTE

BARRAS

ROTACION

HORARIO

POTENCIA NOMINAL

246

HP

POTENCIA PRACTICA

120

HP

INTENSIDAD NOMINAL

365

A

INTENSIDAD PRACTICA

120

A

FACTOR DE POTENCIA

0.85

VOLTAJE NOMINAL

440

COLTAJE OPERATIVO

431

V V


24

RPM

Fuente: Planta COMIHUASA La tabla N°22 se muestran las condiciones operativas del molino 6 ’ x 6’. Tabla 22 Condiciones operativas – Molino 6’ x 6’ CONDICIONES OPERATIVAS MEGENSA

MARCA

DIAMETRO

6

FT FT

LONGITUD

6

CARGA MULTURANTE

BOLAS

ROTACION

ANTIHORARIO

POTENCIA NOMINAL

125

HP

POTENCIA PRACTICA

121.9

HP

INTENSIDAD NOMINAL

186

A

INTENSIDAD PRACTICA

122

A

FACTOR DE POTENCIA

0.85

VOLTAJE NOMINAL

440

V

COLTAJE OPERATIVO

430

V


23.5

RPM


A) CARGA MOLTURANTE MOLINO 5’ x 10’ Como se puede observar en la tabla N°21 la carga mol turante utilizada en el molino 5’ x 10’ son barras de 3” de diámetro y longitud de 3.0 m. En la práctica este molino trabaja con un rendimiento inferior al del circuito del 4’ x 8’, uno de factores son el desgaste de los revestimientos.

B) CARGA MOLTURANTE MOLINO 6’ x 6’ Como se puede observar en la tabla N°22, la carga molturante utilizada en el molino 6 ’ x

6’ es un collar de bolas cuyos diámetros oscilan desde 1” hasta las 3”. Este molino tiene un rendimiento muy bajo debido a la configuración del collar de bolas.

2.2.2.2.4 DETERMINACIÓN DEL D50 A) DETERMINACIÓN DEL D50 MOLINO 4’ x 8’ Como se puede observar en la ilustración N°10, de la curva %P(- ) que viene al porcentaje acumulado pasante, a 50% el valor aproximado del D50 es 338.04 um.

B) DETERMINACIÓN DEL D50 MOLINO 5’ x 6’ Como se puede observar en la ilustración N°11, de la curva %P(- ) que viene al porcentaje acumulado pasante, a 50% el valor aproximado del D50 es 342.89 um.

2.2.2.2.5 FACTOR DE CORTE DE FAJA Para el segundo circuito de molienda, veremos el factor de corte faja de la faja transportadora N°07, que alimenta a la faja transportadora N°08 y seguidamente

alimenta al molino de barras 5’ x 10’. Este factor es la relación que existe entre la velocidad de la faja y en peso de una muestra representativa. El cual permite obtener el tonelaje tratado por guardia y por día. Primeramente, debemos obtener la velocidad promedio de la faja, para lo cual tomamos 5 tiempos, que se detalla en la siguiente tabla. Tabla 23 Tiempos muestreo – Faja Transportadora N°07 TIEMPO PROM. (S) 1

34

2

34

3

34

4

32

5

34

Fuente: Planta COMIHUASA Finalmente, con el tiempo promedio en que la faja ejerce un ciclo, determinamos los RPM y con los datos de ancho, longitud, ancho de corte y peso de una muestra, podemos obtener el factor de faja. En este caso es de 3.7835 Tabla 24 Factor Faja – Faja Transportadora N°05 Longitud de faja (m)

22.93

Ancho de faja (m)

0.595

Ancho de corte (m)

0.31

Peso de muestra (kg)

3.85

Tiempo promedio (rpm)

33.6

Factor de faja

7.9251


2.2.2.2.6 TAMAÑO ÓPTIMO Y COLLAR DE BOLAS Para el cálculo del collar de bolas optimo del molino 6’ x 6’ , utilizamos la herramienta MolyCop-Tools, solo ingresamos las dimensiones del molino, el % de la velocidad crítica con el que trabajamos, densidad aparente de bolas, y los valores máximo y mínimo de bolas a ingresar al molino.

Ilustración 12 Collar de Bolas – Molino 6’ x 6’

Moly-Cop Tools

TM

(Version 3.0)


Collar de Bolas - Molino 6' x 6'

Mill Dimensions and Operating Conditions : Eff. Diameter, ft Eff. Length, ft % Critical Speed

6.00 6.00 65.00


Ball Dens., ton/m3 (app) Ball Filling, % (app) Scrap Size, in

4.65 38.00 0.50

Mill Volume, m3 Charge Weight, tons


String 1 3.00 62.75 70.00 86.77


Ball Size, in 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 0.5 0.5 0.5


% Passing 100.00 48.19 19.69 6.18 1.16 0.00 0.00 0.00

% Passing 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 0.00 0.00 0.00

7.37 1.59 100 1860

1.12 0.24 43 32109

1.83 1.83 20.33 4.81 8.50


8.50 1.83 142 5862


2.2.2.2.7 PORCENTAJE DE VELOCIDAD CRITICA DE LOS MOLINOS Los motores que impulsan al molino de barras 5 ’ x 10’ y molino de barras 6’ x 6’, no cuenta con variador de velocidad, por lo que se trabaja a una sola velocidad. En base a los datos de trabajo, se obtuvo que para el molino de barras su % de velocidad crítica es de 70% y para el molino de bolas es de 65%.


barras 4’ x 8’ y molino de bolas 5’ x 6’ .

Ilustración 13 Balance Masa – Circuito 5’ x 10’ OVER D-12B

OVER D-12A

19.57

2.73

46.65

9.91

2.73

52.58

1.42

29.53

22.37

1.50

12.57

8.94

Alimentación a cajon de descarga Remolienda

ALIMENTO D-12A 29.48

2.73

64.76

1.70

26.82

16.04

ALIMENTO 5´X10´ UNDER FLOW D-12A

29.48

2.73

96.60

19.57

2.73

73.38

2.58

11.82

1.04

1.87

14.26

7.10

UNDER FLOW D-12B

agua

36.44

2.73

86.79

2.22

18.89

5.55

ALIMENTO 6X6 56.01

2.73

81.58

2.07

33.14

12.65

agua

DESCARGA 5´X10´ 29.48

2.73

74.13

1.89

21.08

10.29

DESCARGA 6´X6´ 56.01

2.73

66.73

1.73

48.42

27.92

agua ALIMENTO AL CICLON CARGA CIRCULANTE D-12B

CARGA CIRCULANTE D-12A

Do

1.14

Do

0.90

Dm Ds PROPORCION

0.50

0.54

0.15

Dm Ds PROPORCION

0.36

1.86

29.48

2.73

64.76

1.70

26.82

16.04

1.97

Fuente: Planta COMIHUASA En la ilustración N°08, observamos que la alimentación es de 29.48 TMS, la gravedad específica del mineral es de 2.73, y la carga circulante es de 1.14, lo que indica que no hay una buena molienda en este circuito por lo que su producto es llevado a una remolienda.

2.2.2.3 REMOLIENDA El OverFlow proveniente del segundo circuito de molienda, es descargado en un cajón de alimentac ión que recibe la descarga del molino de bolas 5’ x 5’, la pulpa es enviada a una clasificación con un ciclón D-8, donde el OverFlow es enviado a la etapa de flotación;

mientras que el UnderFlow sirve de alimento al molino de bolas 5’ x 5’, cerrando así de l circuito cerrado inverso. En la ilustración N°14, se ve graficada la distribución del segundo circuito de molienda de la planta concentradora COMIHUSA perteneciente a Compañía Minera Kolpa. Ilustración 14 Diagrama de Flujo – Remolienda Flotación

M (5X5)

OverFlowSegundo CircuitoMolienda

agua


Se puede observar de la ilustración N°14, que el cir cuito de molienda de bolas es cerrado inverso.

2.2.2.3.1 ANÁLISIS DE MALLA El molino 5’ x 5’ funciona en un circuito cerrado inverso, su alimentación es la descarga del UnderFlow del ciclón D-8.

A) ANÁLISIS DE MALLA DE ALIMENTO AL MOLINO 5’ X 5’ La siguiente tabla muestra la distribución granulométrica del molino 5’ x 5’, donde observamos que el F80 es 622.703 um y el P80 es 315.111 um. Tabla 25 Distribución Granulométrica – Molino 5’ x 5’ ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO - MOLINO 5' x 5' Mallas

Micrones

1/2

12500

ALIMENTO peso (gr)

DESCARGA

%peso

%Ac(-)

F80

peso (gr)

%peso

%Ac(-)

P80

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

1/4

6300

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

4

4750

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

8

2360

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

14

1400

0

0.00

100.00

0

0

0.00

100.00

0

20

850

32.5

5.70

94.30

622.703

10

2.00

98.00

315.111

50

300

227.5

39.91

54.39

0

94

18.80

79.20

0

70

212

78.5

13.77

40.61

0

73

14.60

64.60

0

100

150

56

9.82

30.79

0

55

11.00

53.60

0

140

106

35

6.14

24.65

0

35

7.00

46.60

0

200

75

21.5

3.77

20.88

0

40

8.00

38.60

0

230

63

8.5

1.49

19.39

0

11.5

2.30

36.30

0

325

45

7.5

1.32

18.07

0

11

2.20

34.10

0

<325

<45

103

18.07

0.00

0

170.5

34.10

0.00

0

570

100.00

20.88

0

500

100.00

38.60

TOTAL

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) En la tabla N°25 Observamos que el % malla -200, es 20.88% para el alimento y de 38.60% para la descarga. Ilustración 15 Curvas de Granulometría – Alimento Molino 5’ x 5’

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) Observamos en una escala logarítmica, el comportamiento de la distribución

granulométrica del molino de barras 5’ x 10’, donde el P80 se encuentra en la malla 14 y el F80 en la malla ½.

2.2.2.3.2 RADIO DE REDUCCIÓN Un parámetro importante en la molienda es el radio de reducción que nos indica si nuestro molino es eficiente o en todo caso es un indicativo de un mal diseño de collar de bolas.


Rr = 1.98 2.2.2.3.3 CARGA MOLTURANTE La carga molurante es el material que se utiliza como medio de molienda. La tabla N°27 se muestran las condiciones operativas del molino 5 ’ x 5’. Tabla 26 Condiciones operativas – Molino 5’ x 5’ CONDICIONES OPERATIVAS MARCA

A. CHALMERS

DIAMETRO

5

FT

LONGITUD

5

FT

CARGA MULTURANTE

BOLAS

ROTACION

HORARIO

POTENCIA NOMINAL

75

HP

POTENCIA PRACTICA

67.8

HP

INTENSIDAD NOMINAL

105

A

INTENSIDAD PRACTICA

68

A

FACTOR DE POTENCIA

0.8

VOLTAJE NOMINAL

440

V

COLTAJE OPERATIVO

429

V


26.5

RPM


A) CARGA MOLTURANTE MOLINO 5’ x 5’ Como se puede observar en la tabla N°26 l a carga molturant e utilizada en el molino 5’ x 5’ son bolas de acero cuyas dimensiones oscilan entre 1” y 3” . El rendimiento de este

molino es inferior al del molino 5’ x 6’. 2.2.2.3.4 DETERMINACIÓN DEL D50 A) DETERMINACIÓN DEL D50 MOLINO 5’ x 5’ Como se puede observar en la ilustración N°15, de la curva %P(- ) que viene al porcentaje acumulado pasante, a 50% el valor aproximado del D50 es 126.23 um.

2.2.2.3.5 TAMAÑO ÓPTIMO Y COLLAR DE BOLAS Para el cálculo del collar de bolas optimo del molino 5’ x 5’ , utilizamos la herramienta MolyCop-Tools, solo ingresamos las dimensiones del molino, el % de la velocidad crítica con el que trabajamos, densidad aparente de bolas, y los valores máximo y mínimo de bolas a ingresar al molino.

Ilustración 16 Collar de Bolas – Molino 5’ x 5’

Moly-Cop Tools

TM

(Version 3.0)


Base Case Example.

Mill Dimensions and Operating Conditions : Eff. Diameter, ft Eff. Length, ft % Critical Speed

5.00 5.00 70.00


Ball Dens., ton/m3 (app) Ball Filling, % (app) Scrap Size, in

4.65 38.00 0.50

Mill Volume, m3 Charge Weight, tons


String 1 3.00 62.75 86.74 94.84


Ball Size, in 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 0.5 0.5 0.5


% Passing 100.00 48.19 19.69 6.18 1.16 0.00 0.00 0.00

% Passing 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 0.00 0.00 0.00

4.66 1.00 63 1860

0.25 0.05 10 32109

1.53 1.53 23.98 2.79 4.92


4.92 1.06 73 3420


2.2.2.3.6 PORCENTAJE DE VELOCIDAD CRITICA DE LOS MOLINOS

Los motores que impulsan al molino de barras 5’ x 5’ y molino de barras 6’ x 6’, no cuenta con variador de velocidad, por lo que se trabaja a una sola velocidad. En base a los datos de trabajo, se obtuvo que para el molino de bolas es de 70%.


barras 4’ x 8’ y molino de bolas 5’ x 6’ .

Ilustración 17 Balance Masa – Remolienda OVER D-12D

FLOTACIÓN

29.48

2.73

38.24

1.32

58.40

47.61

ALIMENTO MOL. 5X5

57.57

2.73

87.21

2.24

29.52

8.45

agua

DESC. MOL. 5X5

57.57

2.73

69.94

1.80

45.81

24.74

ALIMENTO D-12D

87.04

2.73

60.83

1.63

87.92

56.06

PROM. OVER CARGA CIRCULANTE D-12D Do

29.48

2.73

48.49

1.44

42.10

31.31

1.62

Dm

0.64

Ds

0.15

CC

57.57

PROPORCION

1.95

Fuente: Planta COMIHUASA En la ilustración N°08, observamos que la alimentación es de 87.04 TMS, la gravedad específica del mineral es de 2.73, y la carga circulante es de 1.62, lo que indica que la molienda no es tan buena, el mineral no alcanza una liberación adecuada y ese factor repercute en la flotación.

2.2.3

COMPARACIÓN CICLONES UNITARIOS VS NIDO DE CICLONES En el periodo de prácticas se tuvo la oportunidad de participar del proceso de ampliación de 800 TMSD a 960 TMSD, para ellos se realizó la adquisición de un nido de ciclones, el cual consistía en una batería de ciclones D-8, de la empresa ESPIASA. La configuración de la sección molienda con el nido de ciclones es como se muestra a continuación en la ilustración N°18.

Ilustración 18 Diagrama de flujo – Nido de Ciclones

FLOTACIÓN

Fuente: Planta COMIHUASA En el circuito presentado en la ilustración N°14, se observa que el circuito previo para ambas líneas de molienda se mantiene como estaba, la diferencia con el uso del nido de ciclones radica en que ahora los OverFlow del primer circuito de molienda, del segundo circuito de molienda y de la remolienda, pasan a un cajón de alimentación que es impulsado por una bomba hacia el nido de ciclones, el cual realiza una segunda clasificación, cuyo producto es enviado a la etapa de flotación. El UnderFlow proveniente

del nido de ciclones es enviado a los molinos de bolas 6’ x 6’, 5’ x 6’ y 5’ x 5’. El análisis granulométrico realizado tanto para la alimentación, OverFlow y UnderFlow del nido de ciclones se presenta a continuación en la tabla N°25. Tabla 27 Distribución Granulométrica – Nido Ciclones D-8 Abertura Micrones

Alimento Pes o

% Pes o

Under Flow

% Ac um

% Pa ss

Over Flow

Pes o

% Pes o

% Acum

% Pa ss

Pes o

% Pes o

% Acum

% Pa ss

Carga Circulante

20

85 0

25 .5 3

4.80%

4.80%

9 5.20%

52.76

10.11%

1 0.11%

8 9.89 %

3.83

1.62 %

1 .6 2%

50

3 00

1 62 .9 5

3 0.6 7%

3 5.4 7%

6 4.5 3%

2 23 .3 0

4 2.7 8%

5 2.8 9%

4 7.1 1%

4 0.9 3

1 7.3 6%

1 8.9 8%

8 1.0 2% 0.94661309

60

25 0

34 .1 5

6.43%

41 .9 0%

5 8.10%

36.89

7.07%

59.96%

40.04 %

12.71

5.39 %

24.37%

75.63% 0.97065338

100

1 50

8 1.8 9

1 5.4 1%

5 7.3 1%

4 2.6 9%

8 2.5 1

1 5.8 1%

7 5.7 7%

2 4.2 3%

3 1.8 5

1 3.5 1%

3 7.8 8%

6 2.1 2% 1.05254605

140

10 6

46 .9 0

8.83%

66 .1 4%

3 3.86%

41.80

8.01%

83.78%

16.22 %

22.29

9.45 %

47.33%

52.67% 1.06632653

200

75

33 .3 1

6.27%

72 .4 1%

2 7.59%

25.63

4.91%

88.69%

11.31 %

18.49

7.84 %

55.17%

44.83% 1.05896806

230

63

14.03

2.64%

75.05%

2 4.95%

9.50

1.82%

90.51%

9.49%

8.51

3.61%

58.78%

4 1.22% 1.05239327

325

45

9.36

1.76%

76.81%

2 3.19%

3.30

0.63%

91.14%

8.86%

5.85

2.48%

61.26%

3 8.74% 1.08513608

-325

0

1 23.21

23.19 %

100.00%

0.00 %

46.23

8.86%

1 00.00%

0.00%

91.31

3 8.73%

99.99%

100.00% %m -200

27.59%

521.92

100.00%

m-200

11.31%

235.77

Peso Muestra

531.33

99.99%

m-200

98.38% 0.59887006

0.01% 44.82% 0.97893831

Fuente: Planta COMIHUASA Durante el periodo de prácticas, se realizó un estricto control granulométrico estricto a este nuevo circuito, como observamos en la tabla N°25, el porcentaje de malla -200 del OverFlow (Pulpa a flotación) es de 44.82% que es una mejora debido a que durante la operación del nido de ciclones se aumentó el tonelaje de tratamiento a 960 TMSD.

La clasificación con una batería de ciclones es usada en muchas empresas debido a los grandes beneficios que genera como lo es la capacidad de aumentar tonelaje de tratamiento y mejor clasificación, pero todo debe ir ligado con la liberación adecuada del mineral de la ganga, debido a que si presentamos problemas en nuestra operación de conminación no se logrará el aprovechamiento adecuado del nido de ciclones y generará problemas relacionados al aumento de la carga circulante en el proceso.

2.2.4

PROPUESTA, ALTERNATIVAS DE MEJORA. Para poder tener un mejor control del tonelaje tratado diariamente, es necesario la instrumentación para saber en tiempo real la cantidad de mineral procesado. La oportunidad de mejora en la sección molienda está íntimamente ligado a la molienda, con un control de la velocidad de giro se puede obtener una liberación óptima, así como el estudio del comportamiento de la carga, y sus consecuencias del mal manejo de esta, que no solo perjudica al proceso sino genera un daño a los equipos. En el presente informe se destaca el uso del circuito cerrado inverso, el cual permite una mejor clasificación de material y así poder aumentar el tonelaje de tratamiento, este

circuito se observa en el Molino de bolas 5’ x 6’, el cual es el que funciona eficientemente. Se recomienda tener un adecuado mantenimiento de equipos ya que la confiabilidad en estos repercute en el proceso. Para lo cual se deben promover un monitoreo permanente de los equipos y registrar la data en una base de datos que pueda generar información para la toma de decisiones.

2.3

SECCION DE FLOTACIÓN La sección de flotación en planta concentradora COMIHUASA se realiza en 3 etapas, en una primera etapa con la pulpa proveniente de la sección molienda se realiza la flotación BULK donde el producto es un concentrado con contenidos de Cu, Pb, Ag; mientras que el relave sale con contenido de Zn y Fe. La siguiente etapa es el circuito de separación cuyo producto son concentrados con contenidos de Cu – Ag; mientras que el relave sale con contenidos de Pb. El concentrado y relave de esta etapa para a la siguiente etapa de la operación que es la sección de filtrado. Por último, el relave proveniente de la flotación bulk con contenido de Zn y Fe, pasa al circuito de flotación del Zinc, donde el concentrado final pasa a la sección de filtrado y secado para su posterior carguío y despacho.

2.3.1

DESCRIPCIÓN DEL PROCESO Y EQUIPOS A continuación, se muestra los equipos involucrados en la etapa de flotación.

Nº

Máquinas y Equipos

1

3 celdas Circulares Bulk Cu - Pb

2

3 Bombas Galigher 6” x 6”

3

2 Celdas DR 1 , 2 de 180 p.c, Circuito Bulk

4

2 Celdas Denver, Limpiador Bulk

JKL – 170

2.3.2

5

4 Celdas INMEPEB Rougher de 100 ft 3 Circuito Bulk

6

4 Celdas MAEPSA Scavengher Circuito Bulk

7

Acondicionador 8´x 8´ Circuito Zinc

8

Bombas WARMAR 3” x 2” ( STAND BY )

9

3 Celdas Circulares Zinc JKL – 170

10

3 Bombas Galigher 6” x6”

11

2 Celdas DR 1 , 2 de 180 p.c Circuito Zinc

12

4 Celdas Denver, Limpiador de Zinc

13

6 Celdas INMEPEB Rougher de 100 ft3

14

2 Celdas Scavengher de 100 ft3

15

Muestreador Automático de Relave

16

Acondicionador 4´x 4´, Separación Cu - Pb

17

4 Celdas Denver de 24 ft 3, Limpiador de Separación

18

4 Celdas Denver de 24 ft 3 , Rougher de Separación

19

4 Celdas Denver de 24 ft , Scavengher de Separación

20

Muestreo Manual de Cu

21

Muestreo Manual de Pb

FLOTACIÓN DIFERENCIAL CU, PB Y ZN En la flotación diferencial en la primera etapa se realiza la depresión del zinc, quedando concentrado con contenido de Cu – Pb, posteriormente el concentrado entra al circuito de separación donde el Cu con contenido de Ag, sale como producto final y el Pb como concentrado; mientras que, en el circuito del Zn, este se activa para que se pueda obtener el concentrado de Zn y Relave final.

2.3.2.1 CIRCUITO BULK Este circuito se inicia cuando las 3 primeras celdas circulares alimentan a las celdas DR (1-2), las espumas de las celdas circulares JKL de 17 m3 c/u, alimentan a la celda DR 1 y la cola de las celdas circulares alimenta a la Celda DR 2. La celda DR 1con las espumas de las circulares alimentan al circuito separación; en el circuito Bulk se flota el Plomo, Cobre y Plata los que s on separados por métodos “Bulk”, que al flotar van juntos por los tres minerales mientras que los otros minerales como: (el Zinc, Hierro y Cuarzo, etc.); son deprimidos para salir finalmente como cola, para su consiguiente separación en el circuito de separación Cu-Pb. Se debe mencionar que durante el periodo de prácticas las celdas JKL, tuvieron una repotenciación con un nuevo sistema de agitación, el cual está vinculado a un lazo de control retroalimentado. En la ilustración N°19 podemos ver el diagrama de flujo que sigue el concentrado desde su alimento hasta la obtención de concentrados de Cu-Ag y Pb.

Ilustración 19 Circuito Flotación Bulk y Separación Cu-Pb

2.3.2.2 CIRCUITO SEPARACIÓN Cu-Pb Como se observa en la ilustración N°19, el circuito de separación se alimenta del concentrado de segunda limpieza de la etapa Bulk. Este circuito se inicia cuando el acondicionador evacua la pulpa a las celdas rougher y esta pasa a una segunda celda y así sucesivamente y se forma en el circuito contiguo, en este circuito se flota juntos el Cu – Pb, los que son separados por los reactivos de Bicromato de Sodio ( 3000 a 4000 cc/min ), también se le adiciona Aerofloat 242 ( 18 cc/min) y Aerofloat 238 ( 25 cc/min ) que se la agrega a la celda Cleaners, conjuntamente con Bicromato de Sodio (200cc/min ) para su respectiva separación, el Plomo se va a las celdas Scavengher y el concentrado de Cobre a una celda Cleaners que también pasa a un cajón distribuidor, para luego pasar a ser depositado en un espesador de 14´x 18´

2.3.2.3 CIRCUITO Zn El relave del Circuito Bulk alimentado a un cajón donde se agrega CuSO4 ( 1100 cc/min ), en este circuito el pH debe mantenerse mayor a 10 para poder activar al Zinc y que luego ingresa al acondicionador donde se adiciona Z – 11 ( 60 a 65 cc/min ), de ella sale para alimentar a las 3 celdas circulas de Zinc donde las espumas de las celdas circulares alimentan a la DR 1 y la cola de las celdas circulares alimentan a la DR 2 las espumas de la DR 1 se lleva al espesador, la celda DR 2 alimenta a la DR 1 y la cola de la DR 2 alimenta a las celdas rougher del circuito zinc,. En el primer banco se agrega a las celdas Cleaner SiNa (70cc/min) que va acompañado de Cal, su relave de esta va a las celdas Scavengher donde se agrega el Aerofloat 242 (50cc/min). El concentrado total obtenido

de cada celda se adjunta en un cajón alimentador y el relave final pasa directamente a las cochas del relave. En la ilustración 20, tenemos el diagrama de flujo del circuito de flotación del Zn. Ilustración 20 Circuito Flotación Zn

Fuente: Planta COMIHUASA En este circuito por efecto de los reactivos, el reactivado y la adición de aire forman burbujas, en ellas se adhiere los tres, minerales indicados. Las cuatro primeras celdas

“Cleaners” con la adición de ZnSO4, se realiza la limpieza del concentrado para que pueda llegar con una alta pureza al espesador, el resto pasa a la segunda contigua para seguir el circuito. Aquí se considera las tres clases de celdas de flotación, los primeros se denominan Cleaners, los intermedios Rougher y los finales se denominan Scavengher que reciben la carga final, que también son denominados Scavengher, el que recibe la carga de los Roughers y las colas para la concentración del mineral que haya fugado y finalmente pasa a las colas de hierro y la escoria al cajón alimentador y al acondicionador del zinc.

2.3.3

REACTIVOS UTILIZADOS Ilustración 21 Reporte de Dosificación de Reactivos

viernes, 10 de Febrero de 2017

Fecha: Campaña:

Medi da de la dosifi cación de R eactivos en Planta

Prueba:

viernes, 10 de Febrero de 2017

Fecha de muestreo: Hora de toma de muestra

09:30:00

Horas

Guardia :

00:00 - 12:00

Horas

PRIMERA GUARDIA Medido 9:00 am

Circuito

A I E N D M O L L K T. B U F L O

L K B U O N C I A O T F L

u - C b P N O I C R A A P S E

C I N Z N I Ó C A O T L F

Punto de Dosificación

Nº de Bomba

Reactivo

SEGUNDA GUARDIA Medido 9:00 pm

Laboratorio Metalúrgico

Laboratorio Metalúrgico

cc/min

cc/min

Molino 5 x 10

Complejo

468

408

Molino 4 x 8

Complejo

270

276

Molino 4 x 8

ZnSO4

460

470

Cajon Intermedio O/F

MIBC

30

31

238

39

35

BOMBA Nro 25-25.1

Xantato (Z-6)

57

63

BOMBA Nro 25-25.1

404

14

11

BOMBA Nro 25-25.1

208

57

21

Rlv.JKL

238

0.0

0.0

Esp. JKL

ZnSO4

0.0

0.0

Bomba Nro 33

3418

-

0

Scavenger

238

0.0

0.0

Scavenger

404

0.0

0.0

Scavenger

Xantato (Z-6)

37

17

Cleaner Conv.

ZnSO4

264.0

304

Acondiccionador

Na2Cr2O7

0

Scavenger

Na2Cr2O7

0

0

Cleaner

Na2Cr2O7

0

0

Cleaner

CMC

61

36

Acondi ci onador

Sul fato de Cobre

1050

490

Rougher

Xantato (Z-6)

0

MIBC

-

Scavenger

Sulfato de Cobre

0.0

Scavenger

Xantato (Z-6)

68.0

Rougher Medios

A-3418

0.0

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO)

66

2.3.3.1 EVALUACIÓN DEL CIRCUITO A continuación, calcularemos los tiempos de flotación: Para ellos utilizaremos la siguiente fórmula t = [Nºceldas x 45 x Vc x (G.E x %S)]/ [T x ((G.E x %S) + %S)] Donde: T = Tonelaje de Mineral a tratar (TCS/día). t = Tiempo de flotación (min). G.E = Gravedad específica del mineral %S = Porcentaje de sólidos en peso. V c = Volumen total de celdas (pie3) Con los datos obtenidos en laboratorio, obtenemos los siguientes resultados Tabla 28 Tiempo Flotación – Circuito BULK TIEMPO FLOTACIÓN - CIRCUITO BULK CELDA JKL DR1 DR2 TMPH(kg*m3/h)= Pa bulk (kg ) = %sol= TM sol idos ( kg) = dilucion= gravedad= Q alim=m3/h Vc=m3/h Ncelda= V celda (m3)= h (factor)

t (min)

34.8179167 1.36 41 0. 558 1.439 2.874 62.442 52.999 3 12.7434 0.75

3.3776 1.13 18 0. 203 4.556 4.2017 16.606 21.956 1 4.53 0.75

2.5643 1.05 7.5 0. 079 12.333 2.9762 32.563 145.880 1 5.10 0.75

32.460

9.286

1.572

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) De la tabla 28, observamos que el tiempo de flotación para el concentrado BULK es de 32.46 min, para la celda de limpieza DR1 es de 9.28 y para la celda DR2 es de 1.57. Tabla 29 Tiempo de Flotación – Circuito BULK TIEMPO FLOTACIÓN - CIRCUITO Zn CELDA JKL DR1

DR2

TMPH(kg*m3/h)= 33.191375 Pa bu lk (k g) = 1.275 %sol= 33.5 TM solidos (kg)= 0.427 dilucion= 1.985 gravedad= 2.660 Q al im=m3/h 77.709 Vc=m3/h 87.219 Ncelda= 3 V celda (m3)= 12.7434 h (factor) 0.75

1.7510 1.27 33 0.419 2.030 3.5971 4.178 3.520 1 4.53 0.75

32.3159 1.1375 18.25 0.208 4.479 2.7737 155.669 307.524 1 10.87 0.75

t (min)

57.924

1.591

19.725

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) De la tabla 29, observamos que el tiempo de flotación para el concentrado Zn es de 19.725 min, para la celda de limpieza DR1 es de 57.924 y para la celda DR2 es de 1.591.

Tabla 30 Tiempo de Flotación – Circuito BULK TIEMPO FLOTACIÓN - CIRCUITO CONVENCIONAL CELDA BULK SEPARACIÓN Cu-Pb TMPH(kg*m3/h)= 32.8865153 Pa bu lk (k g) = 1.16 %sol= 20.75 TM solidos (kg)= 0.241 dilucion= 3.819 gravedad= 2.816 Q alim=m3/h 136.629 Vc=m3/h 233.808 Ncelda= 1 V celda (m3)= 8.60824012 h (factor) 0.75

1.9314 1.24 28.75 0.357 2.478 4.18935 5.418 4.498 1 7.59 0.75

t (min)

75.921

1.657

Fuente: Laboratorio Metalúrgico (LABMETKO) De la tabla 30, observamos que el tiempo de flotación para el concentrado Bulk del circuito convencional es de 1.657 min, para el circuito de separación es de 75.921.

2.3.4

COMPARACIÓN-VENTAJAS DEL USO DE CELDAS TANQUE Durante el periodo de prácticas se pudo constatar la diferencia de poder trabajar con en circuito convencional de molienda y el circuito con las celdas JKL, estás últimas tuvieron un proyecto de mejora con un nuevo sistema de agitación, que se integró a un control automático con PLC, el cual brinda muchas mejoras como lo que es el control en el colchón de espumas, lo que genera un mejor concentrado. A diferencia de las celdas convencionales, las cuales muchas veces sufrían atoros del rotor y no se tenía un control del colchón de espumas.

2.3.4

PROPUESTA, ALTERNATIVAS DE MEJORA. Como ya se mencionó en la anterior sección, la clave de la operación está en la adecuada liberación de mineral, ya que a pesar de la destreza del operador o el diseño que se pueda hacer al circuito o a las mejoras a las celdas, sí no se cuenta con una adecuada liberación de mineral, siempre se generará atoros en las tuberías, un elevado consumo de reactivos y por ende una pérdida considerable de mineral valioso en el relave. Se recomienda la implementación de equipos analizador de pulpa en tiempo real, como lo son los PSM, ya que debemos procurar realizar un control proactivo antes que reactivo.

2.4

SECCION DE FILTRADO En la planta concentradora de CIA Minera Kolpa, se cuenta con 3 espesadores, cada uno para el concentrado de Cu con contenido de Ag, concentrado de Pb y concentrado de Zn, Para el filtrado se utilizan filtros de disco.

2.4.1

DESCRIPCIÓN DEL PROCESO Y EQUIPOS A) ESPESAMIENTO Para el proceso se utilizan espesadores que son unidades intermitentes o continuas y consisten en tanques de relativamente poca profundidad, desde los cuales se separa el líquido claro por su parte superior y la suspensión espesa queda en el fondo.

El espesamiento es un proceso de sedimentación continuo mediante el cual se reduce el contenido de agua de los productos de la concentración hasta obtener una pulpa de alto contenido d e sólidos, llamada “underflow”, que se evacúa continuamente, con medios mecánicos, del estanque de sedimentación, mientras que el agua decantada

abandona el estanque en forma de rebalse u “overflow”, también continuo, con un contenido de sólidos muy débil o casi nulo. Según si el propósito principal es el espesamiento o la clarificación, se orientará el proceso para acentuar ya sea el contenido de sólidos del underflow o la claridad del overflow. El espesor continuo consiste de un tanque cilíndrico. El diámetro varía de 2 - 200 m y l a profundidad de 1 - 7 m. La pulpa se alimenta en el centro por un pozo de alimentación, colocado hasta 1 m abajo de la superficie para causar la menor perturbación posible. El líquido clarificado se derrama por un canal periférico, mientras que los sólidos que se asientan sobre el fondo del tanque se extienden como pulpas espesas a través de una salida central. El interior del tanque tiene uno o más brazos giratorios radiales, desde cada uno de ellos está suspendida una serie de aspas acondicionadas para arrastrar los sólidos asentados hacia el cono de descarga y mantienen la fluidez del material decantado en el fondo. Cuando se debe espesar partículas muy finas y/o lamosas o alternativamente, cuando la superficie del espesador esté subdimensionada (tal vez por cambio de parámetros de operación o por un aumento de producción), se suele agregar a la pulpa ingresante un reactivo denominado floculante. Los floculantes son polímeros de alto peso molecular cuya función es neutralizar las cargas del mismo signo, que hace que las partículas finas se repelan. De esta manera las partículas entran en contacto y se adhieran alrededor de las partículas gruesas aglomerándose y sedimentándose.

B) FILTRADO La filtración es la última etapa de separación sólido/líquido a llevarse a cabo, previo al embarque por camión hacia la fundición o al puerto marítimo para transporte a ultramar Teniendo presente que el propósito de la filtración es preparar el producto para transporte terrestre o marítimo, antes que para algún tratamiento ulterior de pirometalurgia o hidrometalurgia, cabe determinar la humedad residual óptima, que arroja costo mínimo y máxima seguridad de transporte. (ej.: mínimo peso muerto, sin riesgo de oxidación espontánea ni desplazamiento tixotrópico del material en las bodegas de camiones o barcos) y además mínimas pérdidas por polvo durante manejo y transporte. Aquí en la planta se utiliza filtros de vacíos o de discos, Los filtros de disco tienen la gran ventaja de ser compactos (ya que normalmente, posee varios discos en paralelo, en un solo estanque) pero que padece con otros filtros de problemas de desprendimiento del cake (que requiere chorros de aire comprimido y un par de cuchillas), de una válvula sensitiva de vacío y de desgaste de los sectores de lona del filtro.

2.4.2

COMPARACIÓN - VENTAJAS USO DE CELDAS TIPO PRENSA VS FILTROS AL

VACÍO. En CIA Minera Kolpa, durante el periodo de prácticas el método para filtrar el concentrado es los discos de vacío, que generaba un concentrado con humedades de 14 – 15%, el cual no es comercial, lo que implica realizar una etapa de secada con lámparas. El uso de filtro prensa no solo genera un ahorro considerable de tiempo, sino que a su vez permite tratar mayores cantidades de concentrado, y se obtiene el concentrado con una menor humedad, eso evita que se tenga que realizar una posterior operación de secado, que genera más costos.

2.4.3

PROPUESTA, ALTERNATIVAS DE MEJORA. Durante la estadía, se supo que la compañía estaba en proceso de adquisición de un filtro prensa, lo que permitirá no solo tratar las 960 TMSD sino ya pensado en la ampliación a 2000 TMSD.

2.5

SECCION RELAVE EN CIA Minera Kolpa, los relaves que son productos de la planta concentradora COMIHUASA, son enviados por tuberías hacia la cancha de relaves “relavera”, la cual, que durante el periodo de prácticas estaba llegando a su límite, para esto se estaba implementando un proyecto mediante el cual, se utilizaría otro nido de ciclones para poder clasificar el relave proveniente de planta concentradora. Así el relave grueso será enviado como relleno a interior mina, lo que permitirá poder realizar la construcción de una nueva cancha de relaves que servirá para el tratamiento de las 2000 TMSD.

CAPÍTULO III SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL

3.1

RECONOCIMIENTO Y CORRECTO LLENADO DE HERRAMIENTAS DE GESTIÓN En CIA Minera Kolpa, la seguridad es primordial, para lo cual se usa las herramientas de gestión como lo es el IPERC, que va de la mano del IPERC BASE y Continuo. Así como la capacitación constante en temas de seguridad para que el personal pueda entender los peligros y riesgos de tomar malas decisiones. Conceptos que detallaremos a continuación.

3.1.1

SEGURIDAD Se define como seguri dad: “Hacer las Cosas Bien”, esto implica que todos los trabajos realizados en todas las etapas y procesos deben ser realizados en condiciones y actos bajo estándares establecidos por el sistema de gestión integrado SGI.

3.1.1.1 CULTURA DE SEGURIDAD Es el conjunto de valores, principios, normas, comportamiento y conocimiento que comparten los miembros de una organización, con respecto a la prevención de incidentes, accidentes, enfermedades ocupacionales, daños a la propiedad y pérdidas asociadas, sobre los cuales se resuelve la gestión empresarial (SGI).

3.1.1.2 TÉRMINOS USADOS EN SEGURIDAD 

Accidente de Trabajo. - Es todo suceso que resulta en lesión o daño no intencional.



Accidente Trivial o Leve. - Es aquél que, luego de la evaluación, el accidentado debe volver máximo al día siguiente a sus labores habituales.

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Accidente Incapacitante. - Es aquél que, luego de la evaluación, el médico diagnostica y define que el accidente no es trivial o leve y determina que continúe el tratamiento al día siguiente de ocurrido el accidente. El día de la ocurrencia de la lesión no se tomará en cuenta, para fines de información estadística.

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Accidente Fatal. - Es aquél en el que el trabajador fallece como consecuencia de una lesión de trabajo; sin tomar en cuenta el tiempo transcurrido entre la fecha del accidente y la de la muerte. Para efecto de la estadística se debe considerar la fecha en que fallece.

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Capacitación. - Consiste en instruir conocimientos teóricos y prácticos del trabajo a los participantes en el caso de CIA Minera Kolpa se ha implementado el proceso de inducción a todo personal que ingresa a laborar en mina y superficie al final del cual se toma un examen de inducción, el cual es obligatorio aprobar, de lo contrario no podrán ingresar a laborar en las instalaciones de la empresa. También mencionar que para poder salir de días libres se debe de acumular un periodo de horas de capacitación en seguridad.

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Código de Colores. - Es un sistema para colorear las partes del equipo u otros artículos con varios colores predeterminados para facilitar la i dentificación.

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Equipos de Emergencia. - Conjunto de personas organizados para dar respuesta a las emergencias, tales como incendios, hundimientos de minas, inundaciones, grandes derrumbes o deslizamientos.

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Estándares de Trabajo. - El estándar es definido como los modelos, pautas y patrones que contienen los parámetros y los requisitos mínimos aceptables de medida, cantidad, calidad, valor, peso y extensión establecidos por estudios experimentales, investigación, legislación vigente y/o resultado del avance tecnológico, con los cuales es posible comparar las actividades de trabajo, desempeño y comportamiento industrial.

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Incidente. - Se llama así a todo suceso, que bajo circunstancias ligeramente diferentes, resulta en lesión o daño no intencional. En el sentido más amplio incidente involucra también los accidentes.

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Peligro. - Todo aquello que tiene potencial de causar daño a las personas, equipo, procesos y ambiente.

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Lesión. - Es un daño físico u orgánico que sufre una persona como consecuencia de un accidente de trabajo, la misma que debe ser evaluada y diagnosticada por un médico titulado y colegiado o paramédico calificado. Las siguientes lesiones no se clasifican como incapacidades - parciales permanentes: a) Hernia inguinal, si quedó curada. b) pérdida de la uña de los dedos de las manos o de los pies. c)

La pérdida de la falange de los dedos cuando no afecta el hueso.

d) Pérdida de dientes. e) Desfiguración. f)

Relajamiento o torceduras.

g) Fracturas simples en los dedos de las manos, de los pies, tanto como otras fracturas que no originan menoscabo o restricción permanente de la función normal del miembro lesionado.

3.1.2

ACCIDENTE Cuando nos referimos a los accidentes laborales o simplemente a un accidente con daños personales, el individuo es responsable de su accidente o es una víctima; siempre nos referimos a los factores de conducta de la persona sin importar su posición en el trabajo, en el hogar o en el barrio. Quien es jefe, por una organización y liderazgo equivocado, planificación o diseño deficiente, puede generar condiciones sub estándares de trabajo. El personal, en muchos de los casos, añade actitudes sub estándares en el proceso del desarrollo de la actividad.

3.1.2.1 CAUSAS DE ACCIDENTES Motivos por el cual ocurre un accidente, pueden ser:

3.1.2.1.1 CAUSAS POR FALTA O FALLA EN EL SISTEMA DE GESTIÓN Es cuando no existe o son deficientes: Los Planes de Gestión, los estándares operacionales y el desempeño directivo y operativo.

A) CAUSAS BÁSICAS Son aquéllas producidas por factores personales y factores de trabajo, los mismos que se definen a continuación:

B) FACTORES PERSONALES Son los relacionados con la falta de habilidades, conocimientos, la condición físicomental y psicológica de la persona.

C) FACTORES DEL TRABAJO Se refiere a defectos en el diseño, errores y demora logística, adquisiciones inadecuadas, uso de equipos, herramientas y materiales inapropiados y mala elección o mala ejecución de los métodos de explotación. Están relacionados con el ambiente de trabajo.

3.1.2.1.2 CAUSAS INMEDIATAS Son aquéllas producidas por actos y/o condiciones Sub estándares. Las cuales se definen a continuación:

A) CONDICIONES SUB ESTÁNDARES Se llama así a las instalaciones incorrectas, áreas de trabajo inapropiadas, uso incorrecto de sustancias, materiales, equipos y/o energía, que no están dentro de los parámetros que estipula el SGI.

B) ACTOS SUB ESTÁNDARES Es toda acción o práctica incorrecta ejecutada por el trabajador que causa o contribuye a la ocurrencia de un accidente, que no están dentro de los parámetros que estipula el SGI.

3.1.2.2 ÍNDICE DE FRECUENCIA (IF) Número de accidentes fatales e incapacitantes por cada millón de horas hombre trabajadas. Se calculará con la formula siguiente: IF =Nº Accidentes x 1'000,000 Horas Hombre Trabajadas (Nº Accidentes = Incapacitantes + Fatales)

3.1.2.3 ÍNDICE DE SEVERIDAD (IS) Número de días perdidos o cargados por cada millón de horas-hombre trabajadas. Se calculará con la fórmula siguiente: IS =

Nº Días perdidos o Cargados x 1'000,000 Horas Hombre Trabajadas

3.1.2.4 ÍNDICE DE ACCIDENTABILIDAD (IA) Una medición que combina el índice de frecuencia de lesiones con tiempo perdido (IF) y el índice de severidad de lesiones (IS), como un medio de clasificar a las empresas mineras. Es el producto del valor del índice de frecuencia por el índice de severidad dividido entre 1000. IA = IF x IS/1000

3.1.3

SENSIBILIZACIÓN DE SEGURIDAD Todos los trabajadores que pertenecemos al rubro minero debemos entender que implica un alto riesgo el pisar un proyecto minero, desde la existencia de equipos de gran envergadura que en el momento menos previsto pueden ocasionar un incidente o inclusive por el mal actuar de nosotros como trabajadores, que fuera de las consecuencias y repercusiones que genera en la empresa, es el impacto en nuestra integridad; pero ahí está el punto de quiebre donde una empresa tiene que saber enfrentar y poder restablecerse, gracias a ello hemos aprendido a poder tener en claro que la seguridad es lo más primordial para nuestra empresa y las familias que esperan a nuestros trabajadores en sus hogares. Capacitándonos, teniendo la actitud que parte de nosotros es que podremos salir adelante de estos acontecimientos. Por lo tanto, tenemos que cumplir estos compromisos de seguridad que muchos sabemos, pero no los ponemos en práctica. Mediante estos lineamientos les recordamos que, además de tener que informarse sobre las normas establecidas en los documentos adjuntos, de conformidad con el reglamento interno de trabajo, artículo 24°, inciso 8, es obligación de todos los trabajadores de la empresa cumplir y hacer cumplir las políticas, normas, reglamentos y procedimientos de trabajo u operación establecidos. Al respecto, es necesario tomar especial atención en el cumplimiento de las siguientes pautas contenidas en las políticas, lineamientos y procedimiento antes mencionados: 1) Trabajo en altura: los trabajos realizados a una altura mayor que un metro ochenta requieren el uso de sistema de prevención de caídas y punto de anclaje aprobado para su uso. 2) Bloqueo y aislamiento de energía: las actividades de construcción, limpieza, mantenimiento, puestas en servicio, operación o emergencia en las que el trabajador tenga que exponer su cuerpo, o para del mismo, a riesgos donde la liberación de energías le pueda causar lesiones, deben ser realizadas solo en estado de energía cero. Todas las actividades para las cuales no fuera posible el estado de energía cero, deberán ser autorizadas a través de un proceso formalizado por el gerente general de la unidad o su reemplazo. 3) Espacio confinado: los trabajos en espacio confinado solo deberán ser realizados por profesionales capacitados y autorizados. También es obligatorio la expedición del permiso de entrada y el acompañamiento del vigía durante toda la actividad. 4) Vehículos livianos y equipos móviles: la operación de vehículos livianos o de equipos móviles requiere el uso de cinturones de seguridad para el conductor y los pasajeros. Durante la conducción u operación, está prohibido usar el teléfono móvil o radio. Los límites de velocidad deben ser respetados. Además, está

Informe Practicas Profesionales

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