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PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAISO FACULTAD DE INGENIERIA ESCUELA DE INGENIERIA QUIMICA
PROYECTO PARA OPTAR AL TITULO DE INGENIERO CIVIL QUIMICO
PROPUESTA DE MODIFICACIÓN DE CIRCUITO PARA PLANTA DE FLOTACIÓN COLECTIVA
Cu - Mo EN PLANTA CONCENTRADORA EL CHACAY, MINERA LOS PELAMBRES
Sebastián Morell Muñoz
Profesores Guías:
Amelia Dondero Carrillo
Jaime Fernández Celis
2014
ii
Agradecimientos
A mis padres, Claudio e Irene por entregarme todas las herramientas, valores e
incondicional cariño y apoyo para que lograra esta meta.
A ti Diana, por acompañarme durante estos años con tu amor, entereza y empuje para
que ambos continuáramos en este bonito camino juntos.
A mi hermana, Claudia por sus palabras e incondicional apoyo cada vez que lo
requería.
A mi segunda madre, Salomé por preocuparse siempre de mi íntegro bienestar.
A mi ahijada Catalina, por su alegría incansable.
A mi abuela, Nuna por el perpetuo legado que tiene en esta familia.
A mi abuela Lela, y Tía Brígida por el cariño que toda la vida me han brindado.
A mis primos Ignacio, Ángeles y Raúl por su buena onda, cariño y disposición a prueba
de todo.
A mis tíos, Raúl, Lily y Manolo por el cariño, acogida y palabras que tienen cada vez
que nos vemos.
A mis amigos, que hacen que la vida sea un conjunto de alegrías.
A mis profesores tutores, Amelia Dondero y Jaime Fernández por su compromiso,
responsabilidad y conocimientos brindados durante este proyecto.
A toda la Superintendencia de Operaciones Concentradora de Minera Los Pelambres,
especialmente a mis tutores Luis Maldonado y Luis Tapia por su paciencia, apoyo y
confianza durante el trabajo desarrollado.
iii
Resumen
El presente estudio da cuenta de una oportunidad de mejora en la planta de flotación
colectiva de Minera Los Pelambres, la cual consiste en la recolección de concentrados
desde las celdas de amortiguación (o celdas cero) de las líneas Rougher 5, 6 ,7 y 8, al
igual que de las primeras celdas del circuito de flotación Scavenger para disponerlos
como producto final, es decir, concentrado colectivo con una ley de cobre que se
espere fluctúe en un rango de 33-34%.
Para contextualizar el estudio, primero se debió analizar la situación actual de la planta
respecto a los concentrados mencionados anteriormente. Hoy en día, el material de
interés generado en las celdas cero, está siendo descargado hacia la canaleta de
concentrado Rougher convencional, mientras que el concentrado Scavenger es enviado
hacia un circuito de remolienda para ingresar nuevamente a la etapa de limpieza.
A modo de validar la prefactibilidad de la propuesta, se debió muestrear el concentrado
proveniente tanto de las celdas cero Rougher como de las primeras celdas Scavenger.
Los resultados fueron dispares pero esperados, ya que en cuanto a las leyes del
concentrado las celdas cero presentaron leyes sobre el 34%, mientras que el
concentrado Scavenger leyes de alrededor de 30%, aceptables para continuar con el
proyecto.
Por otro lado, para que los concentrados de avance puedan alcanzar un estándar de
producto final, deben estar dentro de un rango preciso de tamaños: [0.00 – 0.5%] sobre
los 150 micrones y [68 – 72%] bajo los 45 micrones. Para el caso del concentrado
proveniente de las celdas cero Rougher, esta condición se vio bastante lejana, al
contrario del concentrado Scavenger que sí se encuentra cercano a los intervalos
requeridos.
Con estos resultados, lo que faltaba para llevar a cabo el proyecto es disminuir el
tamaño del concentrado proveniente de las celdas cero Rougher, mediante la propuesta
de un circuito de remolienda adicional al circuito actual de la planta.
iv
El circuito propuesto contempló en su mayoría, equipos disponibles en planta pero que
por motivos de capacidad, tecnología o simplemente renovación fueron sacados del
circuito.
El proyecto mostró un aumento de +0.19% en las recuperación Global, +0.22% en la
recuperación Limpieza y +0.96% en la recuperación Scavenger, para una base de
cálculo de una tonelada de finos de cobre por hora de concentrado de celda cero
Rougher y una de concentrado Scavenger.
El análisis económico del proyecto arrojó un VAN de USD$ 3,387,335 y un TIR de
792% para una inversión inicial de USD$ 147,000, con lo que el proyecto es rentable y
se considera una evidente oportunidad de mejora para el proceso.
v
Índice temático
Capítulo 1. Introducción y objetivos ............................................................................ 1
1.1. Introducción ......................................................................................................... 1
1.2. Objetivos ............................................................................................................. 2
1.2.1. Objetivo general ............................................................................................... 2
1.2.2. Objetivos específicos ....................................................................................... 2
Capítulo 2. Antecedentes generales ............................................................................ 3
2.1. Antecedentes de Minera Los Pelambres ............................................................. 3
2.2. Descripción de los procesos de la planta concentradora. ................................... 5
2.2.1. Molienda y clasificación ................................................................................ 5
2.2.2. Flotación Rougher ........................................................................................ 8
2.2.3. Remolienda .................................................................................................. 9
2.2.4. Flotación columnar ....................................................................................... 9
2.2.5. Cleaner Scavenger ..................................................................................... 10
2.2.6. Espesamiento ............................................................................................. 10
Capítulo 3. Marco teórico ............................................................................................ 11
3.1. Flotación ............................................................................................................ 11
3.2. Recuperación .................................................................................................... 13
3.3. Reactivos de flotación ....................................................................................... 14
3.4. Mineralogía ....................................................................................................... 17
Capítulo 4. Innovación de proceso ............................................................................. 18
4.1. Oportunidad de mejora ...................................................................................... 18
4.2. Situación actual de la planta de flotación colectiva ........................................... 19
4.3. Rol de celdas amortiguadoras o celdas cero en el circuito ............................... 22
vi
Capítulo 5. Prefactibilidad del proyecto ..................................................................... 24
5.1. Evaluación ......................................................................................................... 24
5.2. Muestreo ........................................................................................................... 25
5.3. Condiciones de operación durante el muestreo ................................................ 26
5.3.1. P80 ............................................................................................................. 27
5.3.2. TMS ............................................................................................................ 28
5.3.3. Potencia ...................................................................................................... 30
5.3.4. Porcentaje de sólidos ................................................................................. 31
5.4. Resultados ........................................................................................................ 33
5.4.1. Análisis granulométricos. ............................................................................ 33
5.4.2. Análisis químicos ........................................................................................ 40
Capítulo 6. Balances .................................................................................................... 42
6.1. Factibilidad técnica ............................................................................................ 42
6.2. Variables utilizadas ........................................................................................... 43
6.3. Balance metalúrgico en condición actual de planta .......................................... 45
6.3.1. Consideraciones de cálculo para la recuperación global ............................ 46
6.3.2. Consideraciones de cálculo para la recuperación limpieza ........................ 47
6.4. Cálculos en condición actual ............................................................................. 48
6.4.1. Recuperaciones metalúrgicas..................................................................... 48
6.4.2. Recuperaciones en peso ............................................................................ 51
6.4.3. Razones de enriquecimiento ...................................................................... 53
6.4.4. Resumen de resultados al balance actual .................................................. 56
6.5. Balance con modificación del circuito................................................................ 57
6.5.1. Consideraciones para la recuperación global con proyecto ....................... 57
6.5.2. Consideraciones de cálculo para la recuperación de limpieza con
proyecto……………………………………………………………………………………59
6.6. Cálculos en condición futura y comparación con condición actual .................... 60
6.6.1. Recuperaciones metalúrgicas..................................................................... 61
vii
6.6.2. Recuperaciones en peso ............................................................................ 63
6.6.3. Razones de enriquecimiento ...................................................................... 65
6.6.4. Cuadro resumen comparativo de resultados .............................................. 68
6.6.5. Comentarios ............................................................................................... 69
Capítulo 7. Nuevo circuito de remolienda .................................................................. 71
7.1. Propuesta .......................................................................................................... 71
7.2. Flowsheet .......................................................................................................... 71
7.3. Descripción del circuito ..................................................................................... 73
7.4. Balance al circuito de remolienda ..................................................................... 76
7.4.1. Consideraciones ......................................................................................... 76
7.4.2. Balance de sólidos, pulpa y finos ................................................................ 78
7.5. Equipos y modificaciones para el circuito de remolienda .................................. 80
7.6. Estado actual del circuito de remolienda ........................................................... 82
7.6.1. Instrumentación .......................................................................................... 82
7.6.2. Mantención ................................................................................................. 83
7.6.3. Diseño ........................................................................................................ 83
Capítulo 8. Evaluación económica ............................................................................. 85
8.1. Estimación de inversiones ................................................................................. 85
8.2. Estimación de ingresos ..................................................................................... 86
8.3. Estimación de costos ........................................................................................ 90
8.3.1. Costos energéticos ..................................................................................... 90
8.3.2. Costos de mantención ................................................................................ 91
8.3.3. Costos por transporte del producto ............................................................. 91
8.3.4. Costos de maquila ...................................................................................... 92
8.4. Flujo de caja ...................................................................................................... 95
viii
Capítulo 9. Conclusiones ............................................................................................ 98
Bibliografía .................................................................................................................. 100
Anexos ........................................................................................................................ 101
ix
Índice de figuras
Figura 2.1: Esquema representativo de las dependencias de MLP .............................. 4
Figura 2.2: Molino SAG N° 1 en funcionamiento. .......................................................... 6
Figura 2.3: Esquema del proceso de molienda y clasificación. ..................................... 7
Figura 2.4: Esquema del proceso de flotación Rougher. .............................................. 8
Figura 2.5: Aspersores en flotación columnar. .............................................................. 9
Figura 2.6: Espesadores en MLP. ............................................................................... 10
Figura 3.1: Esquema del funcionamiento de una celda de flotación. .......................... 11
Figura 3.2: Esquema del ángulo de contacto de una burbuja. .................................... 12
Figura 3.3: Gráficos de a) recuperación vs tiempo, b) recuperación vs ley y c)
concentración vs tiempo. ............................................................................................ 14
Figura 3.4: Puntos de adición de reactivos en la planta concentradora. ..................... 15
Figura 4.1: Flowsheet general de la planta de flotación colectiva. .............................. 20
Figura 4.2: Diagrama explicativo del fenómeno ocurrido dentro de las celdas cero y su
descarga hacia las primeras celdas de los bancos Rougher. ..................................... 22
Figura 4.3: Ubicación gráfica de las celdas cero en el circuito actual ......................... 23
Figura 5.1: Puntos de muestreo: A) Celda cero Rougher 5 y
B) primera celda del banco N°1 Scavenger. ............................................................... 25
Figura 6.1: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación
global. ......................................................................................................................... 46
Figura 6.2: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación
limpieza. ...................................................................................................................... 47
x
Figura 6.3: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación
global con proyecto. .................................................................................................... 58
Figura 6.4: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación
limpieza con proyecto. ................................................................................................ 60
Figura 7.1: Layout de la modificación del circuito ....................................................... 72
Figura 7.2: Flowsheet propuesto del circuito de remolienda y sus corrientes. ............ 75
Figura 7.3: Diseño de “celdas cero” ............................................................................ 84
xi
Índice de gráficos
Gráfico 3.1: Distribución mineralógica de minerales sulfurados en la alimentación a la
planta concentradora. ................................................................................................. 17
Gráfico 5.1: P80 durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva. ........ 27
Gráfico 5.2: P80 durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva. .... 27
Gráfico 5.3: P80 durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva. ......... 28
Gráfico 5.4: TMS durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva. ...... 29
Gráfico 5.5: TMS durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva. ... 29
Gráfico 5.6: TMS durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva. ....... 29
Gráfico 5.7: Potencia SAG durante el primer muestreo de la planta de flotación
colectiva. ..................................................................................................................... 30
Gráfico5.8: Potencia SAG durante el segundo muestreo de la planta de flotación
colectiva. ..................................................................................................................... 31
Gráfico 5.9: Potencia SAG durante el tercer muestreo de la planta de flotación
colectiva. ..................................................................................................................... 31
Gráfico 5.9.1: Porcentaje de sólidos durante el primer muestreo de la planta de
flotación colectiva. ....................................................................................................... 32
Gráfico 5.9.2: Porcentaje de sólidos durante el segundo muestreo de la planta de
flotación colectiva. ....................................................................................................... 32
Gráfico 5.9.3: Porcentaje de sólidos durante el tercer muestreo de la planta de
flotación colectiva. ....................................................................................................... 33
Gráfico 5.9.4: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 5 de la
flotación Rougher. ....................................................................................................... 34
Gráfico 5.9.5: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 8 de la
flotación Rougher. ....................................................................................................... 35
xii
Gráfico 5.9.6: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 1 de la
flotación Scavenger. .................................................................................................... 36
Gráfico 5.9.7: Granulometrías de los tres muestreos hechos al concentrado colectivo
producido en la planta concentradora. ........................................................................ 37
Gráfico 6.1: Recuperación global de la planta de flotación colectiva en condición
actual. ......................................................................................................................... 48
Gráfico 6.2: Recuperación limpieza de la planta de flotación colectiva en condición
actual. ......................................................................................................................... 49
Gráfico 6.3: Recuperación Rougher de la planta de flotación colectiva en condición
actual. ......................................................................................................................... 49
Gráfico 6.4: Recuperación Scavenger de planta de flotación colectiva en condición
actual. ......................................................................................................................... 50
Gráfico 6.5: Recuperación Global en peso de la planta en condición actual. ............. 51
Gráfico 6.6: Recuperación Limpieza en peso de la planta en condición actual. ......... 51
Gráfico 6.7: Recuperación Rougher en peso de la planta en condición actual. .......... 52
Gráfico 6.8: Recuperación Scavenger en peso de la planta en condición actual. ....... 52
Gráfico 6.9: Razón de enriquecimiento global de la planta en condición actual ......... 53
Gráfico 6.1.0: Razón de enriquecimiento global de la planta en condición actual. ..... 53
Gráfico 6.1.1: Razón de enriquecimiento Rougher de la planta en condición actual. . 54
Gráfico 6.1.2: Razón de enriquecimiento de Columnas de la planta en condición
actual. ......................................................................................................................... 54
Gráfico 6.1.3: Razón de enriquecimiento Scavenger de la planta en condición actual.
.................................................................................................................................... 55
Gráfico 6.1.4: Comparación de recuperaciones metalúrgicas globales ...................... 61
xiii
Gráfico 6.1.5: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito de limpieza.
.................................................................................................................................... 61
Gráfico 6.1.6: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito Rougher. ... 62
Gráfico 6.1.7: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito Scavenger. 62
Gráfico 6.1.8: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Global. .............. 63
Gráfico 6.1.9: Comparación de recuperaciones en peso del circuito de Limpieza. ..... 63
Gráfico 6.2.0: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Rougher. .......... 64
Gráfico 6.2.1: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Scavenger. ....... 64
Gráfico 6.2.3: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito Global. ........ 65
Gráfico 6.2.4: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito de limpieza. 65
Gráfico 6.2.5: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito Rougher. ..... 66
Gráfico 6.2.6: Comparación de razones de enriquecimiento en Columnas. ............... 66
Gráfico 6.2.7: Comparación de razones de enriquecimiento en circuito Scavenger. .. 67
Gráfico 6.2.8: Comparación de leyes de relave Scavenger. ....................................... 69
Gráfico 6.2.9: Comparación de leyes de concentrado colectivo final. ......................... 70
Gráfico 8.1: Ingreso por ventas de concentrado de cobre, sin y con proyecto. ........... 89
Gráfico 8.2: Costo por transporte de concentrado de cobre, sin y con proyecto. ........ 92
Gráfico 8.3: Costo por maquila, sin y con proyecto. .................................................... 94
xiv
Índice de tablas
Tabla 3.1: Dosificación de reactivos por línea de procesos. ....................................... 16
Tabla 5.1: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en el banco 5 de la flotación Rougher. ....................................................................................................... 34
Tabla 5.2: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en el banco 8 de la flotación Rougher. ....................................................................................................... 35
Tabla 5.3: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en la celda 1, banco 1 de la flotación Scavenger. ........................................................................................... 36
Tabla 5.4: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos al concentrado colectivo producido en la planta concentradora. ........................................................................ 37
Tabla 5.5: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 5 Rougher respecto al concentrado colectivo. .............................................................................. 39
Tabla 5.6: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 8 Rougher respecto al concentrado colectivo. .............................................................................. 39
Tabla 5.7: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 1 Scavenger respecto al concentrado colectivo. .............................................................................. 39
Tabla 5.8: Leyes por fracción del banco 5 Rougher. ................................................... 40
Tabla 5.9: Leyes por fracción del banco 8 Rougher. ................................................... 41
Tabla 5.1.0: Leyes por fracción de la celda 1, del banco 1 Scavenger. ...................... 41
Tabla 6.1: Información utilizada para realizar el balance. ........................................... 43
Tabla 6.2: Tonelajes y leyes de entrada a la flotación colectiva con el circuito actual. .................................................................................................................................... 43
Tabla 6.3: Tonelajes y leyes en la flotación colectiva con el circuito actual. ............... 44
Tabla 6.4: Cuadro resumen de resultados relevantes del balance al circuito actual. .. 56
Tabla 6.5: Cuadro resumen comparativo de resultados a ambos balances. ............... 68
Tabla 7.1: Datos de interés de los concentrados de avance. ...................................... 77
Tabla 7.2: Resumen de resultados del balance al circuito de remolienda. ................. 78
Tabla 7.3: Característica de los equipos del circuito. .................................................. 81
xv
Tabla 8.1: Ítems de inversión inicial. ........................................................................... 85
Tabla 8.2: Ítems de ingreso por producción sin el proyecto. ....................................... 87
Tabla 8.3: Ítems de ingreso por producción con el proyecto. ...................................... 88
Tabla 8.4: Estimación de costos energéticos. ............................................................. 91
Tabla 8.5: Flujo de caja del proyecto. ......................................................................... 96
Tabla 8.6: Resultados de flujo de caja del proyecto. ................................................... 97
1
Capítulo 1. Introducción y objetivos
1.1. Introducción
Para cualquier compañía, el camino hacia la sustentabilidad estará dado por dejar atrás
la obsolescencia que se va dando en equipos y procesos productivos.
Por esta razón es de suma importancia comenzar a incentivar una cultura innovadora
dentro de todas las personas pertenecientes a la organización. Desde esta base, nace
uno de los pilares de la sustentabilidad en el área minera: el mejoramiento continuo.
El mejoramiento continuo apunta hacia la búsqueda de nuevas oportunidades de
mejora, ideas y acciones que permitan dirigirse, entre muchas cosas, hacia la
excelencia operacional.
Bajo estos fundamentos, el presente estudio busca desarrollar una oportunidad de
mejora en la planta de flotación colectiva de Minera Los Pelambres, que trata sobre
disponer los concentrados que se generan por la turbulencia del flujo de alimentación
en las celdas amortiguadoras de alimentación a la flotación Rougher, más los
concentrados provenientes de las primeras celdas del circuito de flotación Scavenger,
como producto final.
Existen pruebas de laboratorio de años anteriores que indican que los dos tipos de
concentrados que se pretenden avanzar poseen leyes por sobre un 30% de cobre total,
como las del concentrado colectivo, sin embargo se sospecha que tienen una
granulometría demasiado gruesa como para el estándar de producto final.
El proyecto evaluará la factibilidad de instalar un circuito de remolienda adicional al ya
existente para disminuir el tamaño de los concentrados de avance y así alcanzar la
condición de calidad esperada.
2
1.2. Objetivos
1.2.1. Objetivo general
El objetivo general de este trabajo es estudiar los beneficios económicos, condiciones
técnicas y operacionales que se obtienen mediante la recolección de concentrado de
Cu-Mo de las primeras celdas de flotación Rougher y Scavenger, para ser dispuesto
como producto final.
1.2.2. Objetivos específicos
Estudiar y analizar la situación actual de la planta de flotación colectiva.
Caracterizar flujos de avance.
Evaluar el impacto operacional de la nueva configuración en la línea de proceso.
Realizar un estudio técnico económico de los cambios realizados en el circuito.
3
Capítulo 2. Antecedentes generales
2.1. Antecedentes de Minera Los Pelambres
Minera Los Pelambres (de ahora en adelante MLP) es una mina a rajo abierto ubicada
en la IV Región de Coquimbo, a 45 kilómetros al este de la ciudad de Salamanca.
Pertenece en un 60% al grupo Antofagasta Minerals, sector minero del Grupo Luksic, y
en un 40% a un consorcio japonés integrado por Nippon LP Investment y MM LP
Holding BV con un 25% y 15% respectivamente.
El nombre de este yacimiento data desde los tiempos Incaicos. Éste se debe a que las
aguas de deshielo en la primavera, se caracterizaban por ser muy ácidas debido al
contacto con los minerales, pelaban las patas de los animales al cruzar las vertientes,
de ahí que los lugareños bautizaron el lugar como Los Pelambres [1].
MLP se encuentra dentro de las 10 empresas mineras de cobre más grandes del
mundo y quinta a nivel nacional, con una producción de 403.733 toneladas de cobre
fino pagable al año. Su producto principal es el concentrado de cobre, y como
subproductos el cemento de cobre y concentrado de molibdeno.
Para la producción del concentrado, el complejo de MLP se encuentra conformado
principalmente por 3 sectores: Mina, Planta Concentradora y Puerto.
El sector Mina, es de explotación de mineral y se encuentra a 45 kilómetros al este de la
ciudad de Salamanca a una altura de 3600 metros sobre el nivel del mar, y a tan sólo
un kilómetro de la frontera con Argentina.
El segundo sector es la Planta Concentradora, ubicada en el sector precordillerano de
Piuquenes a 35 kilómetros al este de Salamanca. Con coordenadas 31°48’ latitud sur y
70°34’ longitud este, tiene una superficie de aproximadamente 5 hectáreas, donde se
procesa el mineral para producir el concentrado de cobre y molibdeno.
4
Por último el sector de Puerto, llamado Punta Chungo, se encuentra ubicado a 3.5
kilómetros de la ciudad de Los Vilos, donde se embarca el concentrado y se lleva a los
distintos clientes [2].
En la figura 2.1, se puede apreciar un esquema con los sectores que componen MLP.
Figura 2.1: Esquema representativo de las dependencias de MLP
5
2.2. Descripción de los procesos de la planta concentradora.
2.2.1. Molienda y clasificación
El mineral que es extraído desde la mina, es sometido a una primera etapa de
reducción de tamaño en un chancador primario, ubicado cerca de la mina. Luego, se
transporta hacia la planta por una correa de 12 kilómetros de largo, hasta el acopio de
gruesos, que es un galpón techado y se ubica a un costado de la planta.
De aquí se alimenta a las tres líneas de molienda SAG, las cuales trabajan en paralelo
y alimentan a la misma planta de flotación. El objetivo de estas líneas es reducir de
tamaño el material alimentado, que está por debajo de 1.25”, a un tamaño de producto
80% más fino que 19 milímetros.
Todas las líneas poseen un molino SAG de 36 x 17 [pies] y de 15.500 [kW] de potencia,
los cuales procesan 3.000 [tph]. El mineral que la molienda semiautógena no logra
reducir de tamaño, queda en las parrillas de los molinos, las cuales botan los pebbles o
gravilla hacia una correa que los transporta hacia la planta de pebbles o hacia la planta
de gravilla, dependiendo cuánto deban reducir su tamaño para luego ser alimentados
nuevamente a los molinos SAG 1 y 2 o directamente a los molinos de bolas.
En la figura 2.2, se muestra uno de los molinos SAG en operación.
6
Figura 2.2: Molino SAG N° 1 en funcionamiento.
Luego que el mineral sale de la molienda SAG, pasa por un proceso de clasificación por
medio de baterías de hidrociclones, que se encuentran ubicadas en cada línea de
procesamiento. La línea del molino SAG 3 posee tres baterías de 14 hidrociclones cada
una, de las cuales dos se encuentran operativas y una Stand by, a diferencia de las
líneas de los molinos SAG 1 y 2 que tienen dos baterías operativas.
Una vez clasificado el mineral, por el underflow de los hidrociclones nace la
alimentación de los molinos de bolas. Para la línea 1 y 2 se cuenta con dos molinos de
bolas por línea, los cuales miden 21 x 33 [pies] y cuentan con una potencia de 7.200
[kW]. Por otra parte la línea de molienda 3, posee tan sólo un molino de bolas de 26 x
40 [pies] y 14.000 [kW] de potencia. El objetivo de la molienda secundaria es pasar
1.500 [tph] y lograr un tamaño de producto dentro de un rango de 170 – 240 [μm].
Por último, existe un molino de bolas llamado Molino Ocho, que opera independiente a
los molinos SAG y está alimentado por equipos denominados “Chimbombos”, cuya
7
función es desviar una parte del flujo que alimenta la batería de hidrociclones de cada
molino hacia el Molino Ocho.
Para visualizarlo de mejor manera, en la figura 2.3 se muestra un esquema del proceso
de molienda y clasificación.
Figura 2.3: Esquema del proceso de molienda y clasificación.
8
2.2.2. Flotación Rougher
Es el primer proceso de la planta de flotación colectiva. Su principal objetivo es
recuperar la mayor cantidad de cobre obtenido en la alimentación proveniente de la
molienda.
La etapa Rougher, está compuesta por 8 bancos de celdas de flotación. Los bancos N°
1, 2, 3 y 4 están formadas por 9 celdas de 128 [m3] cada una. Por otra parte, los bancos
N° 5 y 6 están compuestos por 6 celdas de 250 [m3], en cambio, los bancos N° 7 y 8
están conformados por tan sólo 5 celdas de la misma capacidad que las que tienen los
bancos 5 y 6.
En la figura 2.4 se muestra un esquema con todos los bancos de celdas de flotación
disponibles en la planta concentradora de MLP.
Figura 2.4: Esquema del proceso de flotación Rougher.
9
2.2.3. Remolienda
En esta etapa se procesa el 100% del concentrado obtenido en las celdas Rougher y
Scavenger, para obtener así un producto de 70 - 75 [μm] de P80, tamaño necesario
para facilitar la selectividad en la siguiente etapa.
La etapa de remolienda cuenta con dos baterías de ciclones para clasificar y con 4
molinos verticales, que utilizan bolas de 1” para su objetivo.
2.2.4. Flotación columnar
Es el tercer proceso de la flotación colectiva, cuenta con 14 columnas de flotación de 4
x 14 [m] y se caracteriza por ser una etapa de gran selectividad ya que tiene por
objetivo generar un concentrado con una alta ley de cobre (33-34% de Cu), apto para
su comercialización.
A continuación, en la figura 2.5, podemos ver los aspersores de una celda columnar en
operación.
Figura 2.5: Aspersores en flotación columnar.
10
2.2.5. Cleaner Scavenger
También se denomina flotación de barrido, y está compuesta por 2 bancos de celdas de
flotación, ambas con 9 celdas de 128 [m3]. Son alimentadas con la cola de las
columnas. El concentrado que se produce acá, se junta con el concentrado proveniente
de la flotación Rougher para luego alimentar la etapa de remolienda.
2.2.6. Espesamiento
El proceso de espesamiento consiste en la separación por gravedad de las fases sólida
y líquida de un fluido. En MLP, existen espesadores de concentrados y de relaves en
los cuales se recupera el 85% del agua usada en la planta, para luego ser reutilizada en
la operación como agua de procesos. Los espesadores utilizan floculante para acelerar
el proceso de sedimentación gravitatoria. La planta cuenta con 3 espesadores de
concentrado, de los cuales se obtiene un producto con una ley de alrededor del 34% de
Cu. El producto final de la planta concentradora es enviado por un concentraducto, que
es una especie de canaleta de 120 kilómetros de largo que llega hasta el puerto Punta
Chungo.
En la figura 2.6, se pueden observar dos de los tres espesadores que posee la planta
concentradora.
Figura 2.6: Espesadores en MLP.
11
Capítulo 3. Marco teórico
3.1. Flotación
La flotación es un proceso fisicoquímico usado para separar las partículas valiosas de
las partículas de ganga, basándose en la adhesión selectiva a burbujas de aire [3]. Es el
proceso más barato y más usado extensivamente para separar y concentrar minerales
químicamente similares. [4]
Cuando se realiza el proceso de flotación, se introduce energía para mantener las
partículas minerales suspendidas para así formar de manera notoria una zona de
espuma y una de pulpa.
En la figura 3.1, se presenta un esquema del funcionamiento típico de una celda de
flotación.
Figura 3.1: Esquema del funcionamiento de una celda de flotación.
12
Desde un punto de vista más conceptual, podemos separar el proceso de flotación en
una etapa de reacción y una etapa de separación. En la primera etapa, alimentamos
pulpa, junto con aire, reactivos y energía (agitación) produciéndose gracias a esto el
proceso de adhesión de las partículas hidrofóbicas a las burbujas generadas. Por otra
parte, en la etapa de separación, encontramos la formación de un colchón de espuma,
el cual permite retirar el material colectado [5].
Las burbujas de aire generadas en la celda, sólo pueden adherirse a las partículas
minerales si logran desplazar la masa de agua desde la superficie del mineral, por lo
que se necesita que la especie de valor sea naturalmente hidrofóbica o lograr dicha
condición mediante la adición de reactivos. Si la espuma generada no es estable, las
burbujas no lograrán soportar el mineral una vez que lleguen a la superficie, por lo que
se reventarán y harán que el mineral de interés caiga dentro de la celda nuevamente [6].
En la figura 3.2, se representa el ángulo de contacto desarrollado por las fuerzas de
tensión formadas por la superficie del mineral y la superficie de la burbuja. Para conocer
el ángulo específico que se debe alcanzar para producir la adhesión de la partícula de
sólido a la burbuja, θ debe satisfacer el balance de las fuerzas existente entre las
tensiones γSG, γLGy γSL[5]
.
Figura 3.2: Esquema del ángulo de contacto de una burbuja.
13
3.2. Recuperación
La recuperación es una medida de la eficiencia del proceso de flotación.
En el proceso, siempre se busca tener una alta recuperación del mineral de interés, si
bien a mayor tiempo, siempre se tendrá mayor recuperación, se debe tener en cuenta
que a medida que ésta aumenta, baja la ley de concentración del mineral.
La razón que explica esto, es que al aumentar la recuperación, se va ensuciando el
concentrado con ganga [5].La recuperación, se puede expresar de la siguiente manera:
Se puede dar un análisis más profundo a la recuperación, si se analiza junto a otras dos
variables, como son el tiempo y la ley de concentrado.
Para ambas variables, la recuperación tiene un comportamiento dispar, ya que a mayor
tiempo la recuperación irá aumentando, sin embargo, a mayor recuperación la ley de
concentrado disminuye. Por último, si analizamos el comportamiento del tiempo y la ley
de concentrado, esta última disminuye a medida que aumenta el tiempo.
Todo lo anterior se puede ver de manera más clara a continuación en la figura 3.3,
donde se muestran gráficos de recuperación vs tiempo, recuperación vs ley de
concentrado y ley de concentrado vs tiempo.
14
Figura 3.3: Gráficos de a) recuperación vs tiempo, b) recuperación vs ley y c) concentración vs tiempo.
3.3. Reactivos de flotación
Los reactivos usados en flotación, se pueden clasificar en tres grupos principales,
según la función que cumplan en el proceso:
Colectores: son sustancias cuya función es hacer a ciertos minerales repelentes
al agua. En la gran mayoría de los casos son sustancias orgánicas y transforman
a los minerales en hidrofóbicos por el fenómeno de adsorción de iones o
moléculas del colector.
Espumantes: son sustancias cuya función es formar una espuma estable, con
un tamaño de burbujas apropiado para el transporte de minerales al
concentrado.
15
Modificadores: son elementos que sirven para crear condiciones favorables en
la superficie de los minerales, principalmente para el funcionamiento selectivo de
los colectores.
Los reactivos utilizados en la planta concentradora de Minera Los Pelambres, son los
siguientes:
Nalco (espumante)
Lechada de cal
Xantato (colector fuerte)
AP404 (colector de óxidos)
Matcol D-50 (Colector débil)
Diesel (colector de moly)
En la figura 3.4, se presenta un esquema de la planta concentradora, en donde se
marcaron de diferentes colores los puntos de adición de los distintos reactivos.
Adicionalmente, la tabla 3.1 muestra la dosificación de reactivos por línea de proceso.
Figura 3.4: Puntos de adición de reactivos en la planta concentradora.
16
Reactivo Punto de adición Dosificación del reactivo [g/ton]
Línea 1 [g/ton]
Línea 2 [g/ton]
Línea 3 [g/ton]
Nalco Acondicionador Rougher (ST861 - ST704 - ST004) 8 10 6
Lechada de
Cal Alimentación SAG 1,2 y 3 - - -
Xantato
Descarga SAG 1,2 y 3 Acondicionador Rougher (ST861 - ST704 - ST004)
6 6 6
AP404 Acondicionador Rougher (ST861 - ST704 - ST004) 1 1 2
Medición de
pH Distribución Rougher
(ST709 - ST701 - ST005 - ST886) - - -
Matcol D50 Descarga SAG 1,2 y 3 8 8 11
Diesel Descarga SAG 1,2 y 3 Baterías de ciclones de líneas 1, 2 y 3 9 8 8
Tabla 3.1: Dosificación de reactivos por línea de procesos.
17
3.4. Mineralogía
En la alimentación a la planta concentradora de MLP, los minerales de cobre que se
encuentran en mayor cantidad son la calcopirita, la bornita, la pirita y la diagenita. A
continuación en el gráfico 3.1, se muestra la distribución mineralógica de los minerales
antes mencionados.
Gráfico 3.1: Distribución mineralógica de minerales sulfurados en la alimentación a la planta concentradora.
Además de las especies antes mencionadas, existen variadas especies en la
alimentación a la planta, pero debido a su baja concentración, fueron obviadas del
gráfico 1. Especies tales como la calcosina, la covelina, la enargita, molibdenita y
esfalerita, se encuentran presentes en proporciones bajo el 1%.
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
[%]
Mes
Distribución mineralógica de minerales sulfurados
Calcopirita Diagenita Bornita Pirita
Ene Feb Mar Abr May Jun Jul Ago Sep Oct Nov Dic
18
Capítulo 4. Innovación de proceso
4.1. Oportunidad de mejora
La planta de flotación colectiva de Minera Los Pelambres, se ha ido expandiendo a
través de los años según el crecimiento económico de la misma, tanto como por las
necesidades impuestas por el mercado.
Es por esta razón, que no todas las líneas de procesos son iguales, existen molinos con
distintas potencias, capacidades de tratamiento, baterías de ciclones de números
dispares y por supuesto diferencias en los bancos de flotación.
Basándonos en este último punto, se tiene que los bancos de flotación Rougher 5, 6, 7
y 8, tienen una celda amortiguadora (también llamada “Celda Cero”), la cual no tiene
agitación ni inyección de aire, sin embargo, ésta flota el mineral de forma “natural”
debido a la turbulencia con la que cae la pulpa desde los cajones alimentadores.
Según algunos muestreos anteriores, este fenómeno produce un colchón de espuma
bastante significativo (-600 [mm] aproximadamente) muy rico en cobre, con una ley
similar o más alta que el producto de la planta concentradora, que corresponde a un
concentrado colectivo de cobre - molibdeno con una ley de alrededor de 34% en Cu.
Actualmente este colchón está siendo descargado a la canaleta de concentrado de la
primera celda de cada banco, para así ingresar al proceso de clasificación, remolienda
y circuito de limpieza.
La importancia de aprovechar esta oportunidad, es que con esa alta ley de cobre este
concentrado perfectamente podría usarse como producto final, sin embargo se cree que
tiene un serio problema de granulometría, ya que se encuentra fuera de los rangos que
se requieren para mantener una operación estable sin alterar el producto final de la
planta concentradora. Por esta razón se propone una modificación del circuito actual,
para que este concentrado se mezcle directamente con el producto final de la planta, el
concentrado colectivo.
19
Por otra parte, se propone hacer lo mismo con el concentrado proveniente de las
primeras celdas de los bancos 1 y 2 de la etapa Scavenger. Para lograr lo mencionado
anteriormente, se sugiere evaluar la posibilidad de alimentar el concentrado de las
celdas cero en un circuito de clasificación y remolienda, para que de esta manera se
reduzca su tamaño y se pueda disponer como producto final. En cuanto al concentrado
proveniente de la etapa Scavenger se propone enviarlo directamente como producto
final, debido a que debiese cumplir con la granulometría esperada en un concentrado
colectivo final. De esta forma se podrá aumentar la recuperación en la flotación
Scavenger y descongestionar la etapa de remolienda y flotación columnar.
4.2. Situación actual de la planta de flotación colectiva
Hoy en día, la planta de flotación colectiva de MLP posee un circuito del tipo RCS
(Rougher–Cleaner–Scavenger) [7], el cual consiste en 8 bancos de celdas de flotación
Rougher, 14 columnas para el proceso de primera limpieza o primera Cleaner y 2
bancos de barrido o Scavenger.
Para el caso de la flotación Rougher, 4 de los bancos están compuestos por 9 celdas
Wemco de 130 [m3], 2 bancos conformados por 6 celdas DOE de 250 [m3] y los dos
restantes, están también formados por celdas DOE de 250 [m3], sólo que en este caso
son 5 celdas por banco.
Los últimos bancos descritos, cuentan con una primera celda acondicionadora,
denominada “celda cero”, la cual no está considerada dentro de los diagramas de flujos.
Se hace mención a esta celda ya que será parte esencial de este proyecto y por lo cual
será descrita más adelante.
En cuanto a la descarga de concentrado de cada celda, se hace hacia una canaleta
común para dos bancos Rougher, la cual llega a un punto en el que se mezcla junto el
concentrado de otros dos bancos.
20
Figura 4.1: Flowsheet general de la planta de flotación colectiva.
Como se observa en la figura 4.1, las descargas de todos los bancos Rougher 1, 2,3 y 4
van a dar a un cajón TK-95, mientras que el concentrado proveniente de los bancos
Rougher 5, 6, 7, y 8 llegan al TK-701. Ambos cajones sirven de alimentadores al circuito
de remolienda, donde el concentrado del primer cajón mencionado es alimentado a la
batería de ciclones CS-010, mientras que el segundo, es enviado a la batería de
ciclones CS-701 donde ambas baterías clasificarán el concentrado según su tamaño.
El underflow de los ciclones de la batería CS-01, se separa en tres flujos para ser
alimentado a tres molinos verticales. El producto de estos molinos vuelve al cajón de
alimentación de la batería de ciclones y es clasificado nuevamente. Lo mismo ocurre
con el underflow de los ciclones de la batería CS-701, sólo que esta vez el flujo no se
separa y es alimentado en su totalidad a un solo molino vertical.
TK95 701
21
Por otra parte, el overflow de ambas baterías es descargado hacia el TK-96, un cajón
acondicionador que alimenta a las 14 columnas de flotación, para dar inicio a la etapa
de limpieza o Cleaner.
El producto de las columnas corresponde al de la planta concentradora de MLP, el cual
contiene entre un 32% - 36% de cobre y de 0.4% - 1.6% de molibdeno. El concentrado
colectivo, o concol, pasa a una nueva etapa en la planta de molibdeno, donde se
separarán los dos metales de interés para procesarlos hasta lograr el producto final.
El relave de las columnas, pasa a la etapa final de la planta de flotación colectiva, la
etapa de barrido o Scavenger. Aquí se intentará recuperar la mayor cantidad de cobre
posible, que no fue recuperado en el circuito Rougher. El concentrado recuperado, se
envía nuevamente al TK-95, para ingresar nuevamente al circuito de remolienda.
Por último el relave del circuito de barrido, se junta con el del circuito Rougher para ser
enviados al tranque de relaves “El Mauro”.
22
4.3. Rol de celdas amortiguadoras o celdas cero en el circuito
Como se aprecia en la figura 4.2, actualmente las celdas amortiguadoras de los bancos
Rougher 5, 6, 7 y 8, ubicadas al comienzo de cada uno de estos bancos, participan de
manera activa del proceso de flotación Rougher, aportando su concentrado
directamente hacia las canaletas de descarga de los bancos a los cuales pertenecen,
recorriendo el circuito completo de clasificación y remolienda, para luego ser alimentado
a las columnas.
Por otra parte, en la figura 4.3 se presenta un diagrama que muestra en forma gráfica
donde se encuentran ubicadas las celdas cero dentro del proceso.
Figura 4.2: Diagrama explicativo del fenómeno ocurrido dentro de las celdas cero y su descarga hacia las primeras celdas de los bancos Rougher.
23
Celda cero
Cajón distribuidor.
Batería de hidrociclones.
Celda de flotación
Celda DOE Rougher.
Celda Wemco Rougher / Scavenger.
Molino vertical
Figura 4.3: Ubicación gráfica de las celdas cero en el circuito actual.
24
Capítulo 5. Prefactibilidad del proyecto
5.1. Evaluación
Para comenzar a evaluar la modificación del circuito, primero se debió hacer muestreos
que confirmaran que el colchón de espuma producido en las celdas cero de la flotación
Rougher y en las primeras celdas de la flotación Scavenger tuvieran las condiciones
que se requieren para iniciar el proyecto.
La nueva propuesta para la modificación del circuito, tiene como eje central la utilización
de las celdas antes mencionadas, por lo que es imperativo caracterizar de la mejor
manera el concentrado proveniente de ellas.
Por esta razón, se programó el muestreo para tres días, en caso que la operación
tuviera algún inconveniente, y para que de esta forma los resultados no fuesen
interpretados en una condición puntual de la planta.
25
B)
5.2. Muestreo
Para asegurar que los resultados fuesen representativos, se preparó un protocolo de
muestreo que enunciaba que se debía muestrear 4 puntos de la planta de flotación
colectiva, cortando muestras cada 20 minutos, durante un período de 3 horas y repetir
el procedimiento durante tres días operativos.
Las muestras fueron enviadas al laboratorio metalúrgico y al laboratorio químico y se
realizaron análisis granulométricos de cada muestra por punto de muestreo, porcentaje
de sólidos y además de análisis químicos para la determinación de leyes de cobre y
molibdeno por fracción granulométrica.
Los puntos muestreados fueron los siguientes:
1. Celda cero del banco N° 5 de la etapa Rougher.
2. Celda cero del banco N° 8 de la etapa Rougher.
3. Primera celda del banco N° 1 de la etapa Scavenger.
4. ST-781, cajón de recepción del concentrado colectivo.
En la figura 5.1, se observan muestran dos de los cuatro puntos de muestreos antes
mencionados.
Figura 5.1: Puntos de muestreo: A) Celda cero Rougher 5 y B) primera celda del banco N°1 Scavenger.
A)
A) B)
26
5.3. Condiciones de operación durante el muestreo
Los primeros dos días de muestreo fueron el 28 y 30 de Diciembre del 2013, de las
14:00 hasta las 17:00, mientras que el último día fue el 1 de Enero del 2014 a la misma
hora que los muestreos anteriores.
En su mayoría, las condiciones fueron favorables con casi todos los indicadores
analizados, lo que permite decir que fue un período de operación normal, a excepción
de la detención de un molino SAG en uno de los muestreos.
Los indicadores analizados fueron los siguientes:
P80
TMS
Potencia SAG
Porcentaje de sólidos en bancos Rougher
27
5.3.1. P80
El P80 se mostró normal durante los tres muestreos, ya que siempre se mantuvo entre
180 – 250 [μm], tal como se muestra en los gráficos 5.1, 5.2 y 5.3. La única anomalía
que se presentó fue durante el segundo muestreo, el medidor marcó el mismo P80 en
las tres horas de trabajo.
Gráfico 5.1: P80 durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva.
Gráfico 5.2: P80 durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva.
160180200220240260280300
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0:00
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6:00
P80
[μm
]
Muestreo 1 - P80
SAG 1
SAG 2
SAG 3
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14:4
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P80
[μm
]
Muestreo 2 - P80
SAG 1
SAG 2
SAG 3
28
Gráfico 5.3: P80 durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva.
5.3.2. TMS
Las toneladas de mineral seco están medidas por hora, y entre las tres líneas SAG
deben cumplir por lo menos dentro de un rango de 150.000 a 200.000 toneladas por
día, por lo que cada SAG debe procesar por sobre las 2000 ton/hora. La única
excepción en los resultados fue debido a la detención del SAG 1 durante el segundo
muestreo.
En los gráficos 5.4, 5.5 y 5.6 se puede ver la variabilidad que tuvo el tonelaje procesado
durante los días de muestreo. Se aprecia claramente en el gráfico 5.5, que al quedar
fuera de operación una de las líneas SAG, las otras dos tienen un incremento de
mineral procesado, para así cumplir con el tonelaje diario establecido por MLP.
Por otra parte en el gráfico 5.6, se observa que no existe mayor variación entre las tres
líneas de proceso.
160180200220240260280300
14:0
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6:00
P80
[μm
]
Muestreo 3 - P80
SAG 1
SAG 2
SAG 3
29
Gráfico 5.4: TMS durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva.
Gráfico 5.5: TMS durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva.
Gráfico 5.6: TMS durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva.
0500
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TMS/
h
Muestreo 1 - TMS
SAG 1
SAG 2
SAG 3
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16:5
6:00
TMS/
h
Muestreo 2 - TMS
SAG 1
SAG 2
SAG 3
0500
100015002000250030003500
14:0
0:00
14:0
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0:00
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16:5
6:00
TMS/
h
Muestreo 3 - TMS
SAG 1
SAG 2
SAG 3
30
5.3.3. Potencia
La potencia de los molinos SAG también se encuentra dentro del rango de operación
normal, trabajando dentro de un intervalo de 15000 - 15300 [kWh], a excepción del
muestreo 2, donde el SAG 1 estuvo detenido aproximadamente por dos horas.
Los gráficos 5.7, 5.8 y 5.9 muestran la variabilidad de la potencia durante los muestreos
realizados en la planta.
Tal como se mencionó anteriormente, en el muestreo dos, que está representado en el
gráfico 5.8, se aprecia de forma clara la detención del molino SAG.
En tanto los gráficos 5.7 y 5.9 no representan mayores variaciones para la potencia de
los molinos SAG.
Gráfico 5.7: Potencia SAG durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva.
125001300013500140001450015000155001600016500
14:0
0:00
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0:00
16:0
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0:00
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8:00
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6:00
Pote
ncia
[kW
h]
Muestreo 1 - Potencia
SAG 1
SAG 2
SAG 3
31
Gráfico5.8: Potencia SAG durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva.
Gráfico 5.9: Potencia SAG durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva.
5.3.4. Porcentaje de sólidos
El porcentaje de sólidos de entrada a la flotación Rougher fue el parámetro menos
variable por muestreo, manteniéndose estable en cada una de las descargas de las
líneas de molienda SAG.
A continuación en los gráficos 5.9.1, 5.9.2 y 5.9.3 se visualiza de mejor manera la
estabilidad del porcentaje de sólidos mencionada anteriormente.
0
5000
10000
15000
20000
14:0
0:00
14:0
8:00
14:1
6:00
14:2
4:00
14:3
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0:00
14:4
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15:0
4:00
15:1
2:00
15:2
0:00
15:2
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0:00
16:0
8:00
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6:00
16:2
4:00
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2:00
16:4
0:00
16:4
8:00
16:5
6:00
Pote
ncia
[kW
h]
Muestreo 2 - Potencia
SAG 1
SAG 2
SAG 3
0
5000
10000
15000
20000
14:0
0:00
14:0
8:00
14:1
6:00
14:2
4:00
14:3
2:00
14:4
0:00
14:4
8:00
14:5
6:00
15:0
4:00
15:1
2:00
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0:00
15:2
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15:3
6:00
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0:00
16:0
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16:1
6:00
16:2
4:00
16:3
2:00
16:4
0:00
16:4
8:00
16:5
6:00
Pote
ncia
[kW
h]
Muestreo 3 - Potencia
SAG 1
SAG 2
SAG 3
32
Gráfico 5.9.1: Porcentaje de sólidos durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva.
Gráfico 5.9.2: Porcentaje de sólidos durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva.
3032343638404244
14:0
0:00
14:0
8:00
14:1
6:00
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0:00
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4:00
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15:2
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0:00
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6:00
16:2
4:00
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2:00
16:4
0:00
16:4
8:00
16:5
6:00
% d
e só
lidos
[%]
Muestreo 1 - Cp Rougher
SAG 1
SAG 2
SAG 3
3032343638404244
14:0
0:00
14:0
8:00
14:1
6:00
14:2
4:00
14:3
2:00
14:4
0:00
14:4
8:00
14:5
6:00
15:0
4:00
15:1
2:00
15:2
0:00
15:2
8:00
15:3
6:00
15:4
4:00
15:5
2:00
16:0
0:00
16:0
8:00
16:1
6:00
16:2
4:00
16:3
2:00
16:4
0:00
16:4
8:00
16:5
6:00
% d
e só
lidos
[%]
Muestreo 2 - Cp Rougher
SAG 1
SAG 2
SAG 3
33
Gráfico 5.9.3: Porcentaje de sólidos durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva.
5.4. Resultados
5.4.1. Análisis granulométricos.
Los análisis granulométricos fueron concluyentes en los tres días de muestreo, ya que
en todas las ocasiones, la granulometría de la pulpa fue muy parecida, sin embargo
bastante lejana de lo que se pretende lograr, debido a que la planta de flotación
colectiva de MLP, produce un concentrado colectivo dentro de un rango granulométrico
bastante específico:
Porcentaje de pulpa retenida sobre 150 [μm] : 0.05 – 0.00 %
Porcentaje de pulpa pasante bajo 45 [μm] : 68 – 72 %
A continuación en los gráficos 5.9.4, 5.9.5, 5.9.6 y 5.9.7 y tablas 5.1, 5.2, 5.3 y 5.4 se
presentan los resultados granulométricos por punto de muestreo.
3032343638404244
14:0
0:00
14:0
8:00
14:1
6:00
14:2
4:00
14:3
2:00
14:4
0:00
14:4
8:00
14:5
6:00
15:0
4:00
15:1
2:00
15:2
0:00
15:2
8:00
15:3
6:00
15:4
4:00
15:5
2:00
16:0
0:00
16:0
8:00
16:1
6:00
16:2
4:00
16:3
2:00
16:4
0:00
16:4
8:00
16:5
6:00%
de
sólid
os [%
]
Muestreo 3 - Cp Rougher
SAG 1
SAG 2
SAG 3
34
Gráfico 5.9.4: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 5 de la flotación Rougher.
Malla Abertura Pasante Acumulado (%)
Tyler (micrones) M1 M2 M3
65 212 98.64 97.61 97.51
100 150 94.33 91.82 91.44
150 106 86.22 82.25 81.45
200 75 74.96 70.40 69.19
270 53 61.53 57.13 55.56
325 45 55.18 50.98 49.58
400 38 53.32 49.09 47.88
Pan < 38 0.00 0.00 0.00
Tabla 5.1: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en el banco 5 de la flotación Rougher.
30
40
50
60
70
80
90
100
0 50 100 150 200 250
Pasa
nte
[%]
Tamaño de partícula [μm]
Celda cero, banco 5 - Rougher
Muestreo 1
Muestreo 2
Muestreo 3
35
Gráfico 5.9.5: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 8 de la flotación Rougher.
Tabla 5.2: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en el banco 8 de la flotación Rougher.
30
40
50
60
70
80
90
100
0 50 100 150 200 250
Pasa
nte
[%]
Tamaño de partícula [μm]
Celda cero, banco 8 - Rougher
Muestreo 1
Muestreo 2
Muestreo 3
Malla Abertura Pasante Acumulado (%)
Tyler (micrones) M1 M2 M3
65 212 96.83 96.89 94.56
100 150 90.53 90.72 85.55
150 106 80.83 80.61 73.20
200 75 69.20 67.96 59.53
270 53 56.27 54.31 46.55
325 45 50.39 48.09 41.11
400 38 48.56 46.18 39.58
Pan < 38 0.00 0.00 0.00
36
Gráfico 5.9.6: Granulometrías de los tres muestreos hechos en la celda 1, banco 1 de la flotación Scavenger.
Tabla 5.3: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en la celda 1, banco 1 de la flotación Scavenger.
50556065707580859095
100
0 50 100 150 200 250
Pasa
nte
[%]
Tamaño de partícula [μm]
Celda uno, banco 1 - Scavenger
Muestreo 1
Muestreo 2
Muestreo 3
Malla Abertura Pasante Acumulado (%)
Tyler (micrones) M1 M2 M3
65 212 99.92 99.94 99.91
100 150 99.15 99.17 99.15
150 106 96.84 96.00 95.83
200 75 91.14 88.22 86.28
270 53 80.88 75.10 71.53
325 45 75.34 68.20 64.71
400 38 73.69 65.89 62.69
Pan < 38 0.00 0.00 0.00
37
Gráfico 5.9.7: Granulometrías de los tres muestreos hechos al concentrado colectivo producido en la planta concentradora.
Tabla 5.4: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos al concentrado colectivo producido en la planta concentradora.
50556065707580859095
100
0 50 100 150 200 250
Pasa
nte
[%]
Tamaño de partícula [μm]
Concentrado Colectivo
Muestreo 1
Muestreo 2
Muestreo 3
Malla Abertura Pasante Acumulado (%)
Tyler (micrones) M1 M2 M3
65 212 99.99 99.99 99.99
100 150 99.57 99.75 99.83
150 106 97.96 98.19 98.63
200 75 93.19 92.52 96.69
270 53 82.70 79.03 84.47
325 45 76.36 70.81 76.67
400 38 74.27 68.10 74.27
Pan < 38 0.00 0.00 0.00
38
Como se puede observar en los gráficos anteriores, ninguna de las curvas cumple con
las condiciones que se requieren como para enviar el concentrado como producto final
(porcentaje de pulpa retenida sobre 150 [μm]: 0.05 – 0.00 % y porcentaje de pulpa
pasante bajo 45 [μm]: 68 – 72 %).
Sin embargo, la que tiene una granulometría más similar es la curva del concentrado
Scavenger, representada en el gráfico 5.96, que no está tan alejada de lo óptimo como
los análisis de la flotación Rougher, presentados en los gráficos 5.9.4 y 5.9.5.
Por esta razón, enviar el concentrado Scavenger como producto final sin hacerlo pasar
por un circuito de clasificación y remolienda es una buena idea, ya que podría servir
para ajustar la granulometría cada vez que el producto final este demasiado fino.
Otra observación que se puede rescatar, es que pese a que hubo una detención de uno
de los molinos SAG, la granulometría resultante en el segundo muestreo no distó
mucho del primer y tercer muestreo.
A continuación en las tablas 5.5, 5.6 y 5.7, se muestra el grado de desviación
expresado en porcentaje, que hubo en cada muestreo, respecto al rango
granulométrico óptimo del concentrado colectivo.
Para los resultados de las celdas cero Rougher, se puede observar que existe una
desviación de al menos un 15 - 20% sobre los 45 micrones, y alrededor de un 8-14%
bajo los 150 micrones, lo que significa que el material es demasiado grueso como para
considerarlo concentrado colectivo final. En cuanto a los resultados de la flotación
Scavenger, la desviación es bajo 0.5% bajo 150 micrones y un ± 5% sobre 45 micrones,
estando bastante cercano al rango mencionado al comienzo de este análisis.
39
Tabla 5.5: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 5 Rougher respecto al concentrado colectivo.
Desviación banco 8 Rougher [%] M1 M2 M3
Bajo 150 [μm] 8.97 8.77 13.95
Sobre 45 [μm] 19.61 21.90 28.89
Tabla 5.6: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 8 Rougher respecto al concentrado colectivo.
Desviación banco 1 Scavenger [%] M1 M2 M3
Bajo 150 [μm] 0.35 0.33 0.35
Sobre 45 [μm] -5.34 1.80 5.28
Tabla 5.7: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 1 Scavenger respecto al concentrado colectivo.
Desviación banco 5 Rougher [%] M1 M2 M3
Bajo 150 [μm] 5.17 7.68 8.06
Sobre 45 [μm] 14.82 19.02 20.41
40
5.4.2. Análisis químicos
Los resultados obtenidos de los análisis químicos fueron bastante favorables al estudio
de avance de concentrados, ya que en su mayoría, las leyes fueron más altas que las
del concentrado colectivo que produce la planta, lo que deja una variable menos de
incertidumbre y sirve para apoyar la propuesta de modificación del circuito de la planta
de flotación colectiva.
Los resultados se presentan a continuación en las tablas 5.8, 5.9 y 5.1.1, mostrando los
análisis por fracción granulométrica para Co y Mo.
Celda cero, Banco 5 Rougher
Muestreo Leyes por fracción
M1 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 34.97 28.00 35.18 38.09 34.56
Mo (%) 0.31 0.28 0.39 0.35 0.24
M2 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 32.37 24.95 31.97 35.82 32.36
Mo (%) 0.3 0.22 0.39 0.35 0.27
M3 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 36.78 30.68 37.05 39.17 36.79
Mo (%) 0.3 0.26 0.35 0.32 0.22
Tabla 5.8: Leyes por fracción del banco 5 Rougher.
41
Celda cero, Banco 8 Rougher
Muestreo Leyes por fracción
M1 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 35.33 27.49 36.70 39.69 34.90
Mo (%) 0.31 0.25 0.38 0.29 0.23
M2 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 31.95 22.06 31.77 35.72 32.49
Mo (%) 0.47 0.58 0.64 0.51 0.34
M3 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 36.16 31.95 37.82 39.90 35.50
Mo (%) 0.31 0.26 0.38 0.33 0.24
Tabla 5.9: Leyes por fracción del banco 8 Rougher.
Celda 1, banco 1 Scavenger
Muestreo Leyes por fracción
M1 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 32.58 8.11 14.38 23.14 36.89
Mo (%) 0.28 1.16 0.61 0.32 0.21
M2 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 29.27 7.09 11.24 23.03 34.51
Mo (%) 0.39 1.31 0.86 0.43 0.26
M3 # Total 100 200 325 -325
Cu (%) 28.27 7.05 10.01 20.23 35.42
Mo (%) 0.46 1.24 0.9 0.54 0.29
Tabla 5.1.0: Leyes por fracción de la celda 1, del banco 1 Scavenger.
Como se puede observar, los resultados de ley son bastante positivos, alcanzando
como promedio un 34,59% de cobre total para el concentrado de las celdas cero
Rougher y 30.04% para la Scavenger.
Conocidos estos resultados, queda evaluar un circuito de clasificación y remolienda
para estos concentrados, ya que su problema no está en la ley de cobre, sino en lo
grueso del mineral.
42
Capítulo 6. Balances
6.1. Factibilidad técnica
Como se mencionó anteriormente, la modificación del circuito de flotación colectiva,
responde a la necesidad de disponer de estos concentrados de leyes sobre el 30% en
Cu como producto final, ya que actualmente se está “ensuciando” junto al concentrado
Rougher producido por otras celdas, los cuales están dentro de un rango de ley de
3 – 5% en Cu.
Para justificar la puesta en marcha del proyecto, se deben analizar los beneficios
operacionales y económicos que puede traer la modificación, por lo que para evaluar la
instalación del circuito, lo primero será analizar el comportamiento actual del circuito de
flotación colectiva en comparación con el circuito que incluye el proyecto de esta
memoria.
El comportamiento será evaluado a partir de diferentes indicadores metalúrgicos,
detallados en este capítulo.
43
6.2. Variables utilizadas
Para realizar el balance se recopiló información operacional de alrededor de 150 días,
de los cuales se utilizaron las variables presentadas a continuación en la tabal 6.1:
Variable Unidad Tonelaje procesado por línea SAG 1, SAG 2 y SAG 3 TMS/hora
Leyes de cabeza por línea SAG 1, SAG 2 y SAG 3 [%]
Ley de concentrado colectivo [%]
Ley de concentrado Rougher [%]
Ley de relave de Columnas [%]
Ley de relave Scavenger [%]
Ley de relave general [%]
Ley de concentrado Scavenger [%]
Tabla 6.1: Información utilizada para realizar el balance.
Para asimilar la información de mejor manera, a continuación se presentan tablas con
los promedios de alrededor de 30 días de todas las variables mencionadas en la tabla
6.1, con la planta de flotación colectiva y su circuito actual.
Tonelaje [TMS/h] Ley CuT [%] Fechas SAG1 SAG2 SAG3 SAG1 SAG2 SAG3
1/1/13 - 8/4/13 2591.38 2672.64 2661.41 0.73 0.72 0.70 8/4/13 - 9/5/13 2501.51 2550.67 2288.91 0.76 0.74 0.75 9/5/13 - 9/6/13 2644.44 2742.35 2552.20 0.74 0.71 0.72 9/6/13 - 11/7/13 2427.48 2584.91 2378.86 0.71 0.67 0.68 11/7/13 - 17/8/13 2459.70 2493.30 2613.29 0.74 0.73 0.78
Tabla 6.2: Tonelajes y leyes de entrada a la flotación colectiva con el circuito actual.
44
Alimentación
Cabeza Alimentación
Cabeza Concentrado
Colectivo Concentrado
Rougher Fechas [TMS/h] CuT [%] CuT [%] CuT [%]
1/1/13 - 8/4/13 7925.43 0.71 35.68 4.69 8/4/13 - 9/5/13 7341.09 0.75 34.07 4.44 9/5/13 - 9/6/13 7938.99 0.72 34.20 4.47 9/6/13 - 11/7/13 7391.25 0.68 34.39 3.78 11/7/13 - 17/8/13 7566.29 0.75 31.56 5.01
Cola Scavenger Cola Columnas
Concentrado Scavenger
Relave General
Fechas CuT [%] CuT [%] CuT [%] CuT [%] 1/1/13 - 8/4/13 0.14 1.44 4.93 0.09 8/4/13 - 9/5/13 0.15 2.96 5.84 0.09 9/5/13 - 9/6/13 0.17 3.68 8.51 0.08 9/6/13 - 11/7/13 0.12 3.13 7.76 0.07 11/7/13 - 17/8/13 0.13 4.65 9.26 0.08
Tabla 6.3: Tonelajes y leyes en la flotación colectiva con el circuito actual.
Como se puede observar, los valores de la mayoría de las variables son muy similares
incluso en fechas diferentes, lo que demuestra que la información recopilada es
confiable para realizar los balances anteriormente mencionados.
45
6.3. Balance metalúrgico en condición actual de planta
Con las variables antes mencionadas y descritas, se calcularon todos los flujos
másicos, leyes y por ende toneladas finas que hay en juego en la planta, ya que con
estos datos fue posible calcular las recuperaciones por etapa y global del proceso.
46
6.3.1. Consideraciones de cálculo para la recuperación global a) La alimentación de cabeza es la suma de tonelaje de las tres líneas SAG, con
unidades de [TMS/hora]
b) La ley de cabeza es el promedio de la ley de cobre total de las tres líneas
SAG, expresada en [%].
c) El flujo y ley de concentrado del circuito pertenecen al concentrado colectivo
que abandona la flotación columnar.
d) El flujo y ley de relave pertenecen relave final del circuito, es decir la mezcla
de relave Rougher y relave Scavenger.
e) El circuito de remolienda no presenta pérdidas.
La figura 6.1 muestra de forma gráfica las corrientes a considerar para el cálculo de la
recuperación global.
Figura 6.1: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación global.
47
6.3.2. Consideraciones de cálculo para la recuperación limpieza a) El flujo de alimentación es todo el concentrado Rougher producido, expresado
en unidades de [TMS/hora]
b) La ley de la alimentación al circuito de limpieza es la cantidad de cobre total
contenida en el concentrado Rougher, expresada en [%].
c) El flujo y ley de concentrado del circuito es del concentrado colectivo que
abandona la flotación columnar, al igual que en la recuperación global.
d) El flujo y ley de relave pertenecen al relave Scavenger, expresados en
[TMS/hora] y [%] respectivamente.
e) El circuito de remolienda no presenta pérdidas.
A continuación, la figura 6.2 muestra las corrientes a considerar para el cálculo de la
recuperación limpieza.
Figura 6.2: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación limpieza.
48
6.4. Cálculos en condición actual
A continuación, se presentan los gráficos de tres indicadores metalúrgicos:
recuperación metalúrgica, recuperación en peso y razones de enriquecimiento. Los
datos más detallados y la descripción de los cálculos pueden encontrarse en el Anexo
A.
6.4.1. Recuperaciones metalúrgicas
Recuperación Global: si bien es cierto que la recuperación se ve bastante
oscilante en el gráfico 6.1, se mantiene dentro de un rango aproximado de 86% y
92%, sin considerar algunos peaks anormales. Para la cantidad de datos antes
mencionada, el promedio total de ésta fue de 88.99%.
Gráfico 6.1: Recuperación global de la planta de flotación colectiva en condición actual.
84,0085,0086,0087,0088,0089,0090,0091,0092,0093,0094,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha
Recuperación Global Actual
49
Recuperación Limpieza: la recuperación de limpieza del gráfico 6.2, se ve
dentro de un rango más definido que la global, la cual varía entre 97% y 99%. El
promedio total de esta recuperación fue de 98.33%.
Gráfico 6.2: Recuperación limpieza de la planta de flotación colectiva en condición actual.
Recuperación Rougher: la recuperación Rougher mostrada en el gráfico 6.3, se
mantiene dentro de un rango aproximado de 88% y 93%. Su promedio total en
este balance fue de 90.5%.
Gráfico 6.3: Recuperación Rougher de la planta de flotación colectiva en condición actual.
96,0096,5097,0097,5098,0098,5099,0099,50
100,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Recuperación Limpieza Actual
86,0087,0088,0089,0090,0091,0092,0093,0094,0095,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha
Recuperación Rougher Actual
50
Recuperación Scavenger: tal como muestra el gráfico 6.4, la recuperación
Scavenger es la más inestable de todas, debido a que muchos resultados
parecen parcialmente alterados, probablemente por un equipo en mal estado.
Sin embargo, el rango más representativo se encuentra entre 94% y 98%. El
promedio general de esta recuperación fue de 96.61%
Gráfico 6.4: Recuperación Scavenger de planta de flotación colectiva en condición actual.
88,00
90,00
92,00
94,00
96,00
98,00
100,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha
Recuperación Scavenger Actual
51
6.4.2. Recuperaciones en peso
Recuperación global: la recuperación global fluctúa en un rango de 1.5% y
2.5% como se muestra en el gráfico 6.5, promediando en total una recuperación
de 1.91% en peso.
Gráfico 6.5: Recuperación Global en peso de la planta en condición actual.
Recuperación limpieza: por su parte la recuperación limpieza fluctúa en un
rango aproximado de 10% y 20% como enseña el gráfico 6.6, promediando un
13.05 % en peso, con el total de sus valores.
Gráfico 6.6: Recuperación Limpieza en peso de la planta en condición actual.
0,00
0,50
1,00
1,50
2,00
2,50
3,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha
Recuperación Global
0,00
5,00
10,00
15,00
20,00
25,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Recuperación Limpieza
52
Recuperación Rougher: la recuperación Rougher se mantiene dentro de un
rango aproximado de 10% y 20% aproximadamente con algunos peaks que
sobrepasan estos valores, tal como lo muestra el gráfico 6.7. La media en este
caso es de 15.42%.
Gráfico 6.7: Recuperación Rougher en peso de la planta en condición actual.
Recuperación Scavenger: la recuperación Scavenger presentada en el gráfico
6.8, se muestra bastante variable, con altos y bajos muchos más pronunciados
que las otras recuperaciones. La inestabilidad responde a los hechos
mencionados anteriormente en Recuperación Metalúrgica Scavenger, sin
embargo dentro de esta variabilidad, la gran mayoría de datos se encuentra
dentro de un rango de 30% y 50%, promediando así un 40.62%.
Gráfico 6.8: Recuperación Scavenger en peso de la planta en condición actual.
0,00
5,00
10,00
15,00
20,00
25,00
30,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Recuperación Rougher
0,00
20,00
40,00
60,00
80,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Recuperación Scavenger
53
6.4.3. Razones de enriquecimiento
Razón de enriquecimiento global: la razón de enriquecimiento global se mueve
dentro de un rango aproximado de 40 a 60 como se observa en el gráfico 6.9,
con leyes de cabeza promedio de 0.7% y leyes de CuT en el concentrado
colectivo de alrededor de 34%. La media de esta razón es de 47.34.
Gráfico 6.9: Razón de enriquecimiento global de la planta en condición actual
Razón de enriquecimiento en circuito de limpieza: la razón de
enriquecimiento del circuito de limpieza, observable en el gráfico 6.1.0, está en
su mayoría acotada por un límite inferior de 6 y uno superior de 12. Aunque las
cifras son bastante variables, el promedio de esta razón es de 8.11.
Gráfico 6.1.0: Razón de enriquecimiento global de la planta en condición actual.
0,00
20,00
40,00
60,00
80,00
[Raz
ón d
e en
rique
cim
ient
o]
Fecha Razón de enriquecimiento global
0
5
10
15
20
[Raz
ón d
e en
rique
cim
ient
o]
Fecha
Razón de enriquecimiento en la limpieza
54
Razón de enriquecimiento en Rougher: el circuito Rougher, presenta un rango
más acotado respecto a las razones anteriores. Éste se mueve
aproximadamente entre 4 y 8, tal como se observa en el gráfico 6.1.1 y posee
una media de 6.14.
Gráfico 6.1.1: Razón de enriquecimiento Rougher de la planta en condición actual.
Razón de enriquecimiento en Columnas: la razón de enriquecimiento de las
columnas (gráfico 6.1.2), se mueve dentro del orden del 4 al 8. Pese a tener
bastantes perturbaciones, la media dentro del rango antes señalado es de 6.44.
Gráfico 6.1.2: Razón de enriquecimiento de Columnas de la planta en condición actual.
0,00
2,00
4,00
6,00
8,00
10,00
12,00
[Raz
ón d
e en
rique
cim
ient
o]
Fecha Razón de enriquecimiento Rougher
0,002,004,006,008,00
10,0012,0014,0016,00
[Raz
ón d
e en
rique
cim
ient
o]
Fecha
Razón de enriquecimiento Columnas
55
Razón de enriquecimiento en circuito Scavenger: la razón de enriquecimiento
Scavenger presentada en el gráfico 6.1.3, está dentro de un rango aproximado
de 1.5 a 3.5. Se pueden apreciar algunos peaks que sobre pasan este rango,
tomándose éstos como casos aislados. La media dentro del rango descrito es de
2.67.
Gráfico 6.1.3: Razón de enriquecimiento Scavenger de la planta en condición actual.
0,000,501,001,502,002,503,003,504,004,505,00
[Raz
ón d
e en
rique
cim
ient
o]
Fecha Razón de enriquecimiento Scavenger
56
6.4.4. Resumen de resultados al balance actual
Para visualizar los resultados de mejor manera, a continuación se expone la tabla 6.4
con los promedios más relevantes de los balances hechos al circuito actual.
Indicadores Metalúrgicos Condición actual
Tratamiento [TMS/h] 7858.66
Ley de Cu, cabeza [%] 0.72
Recuperación Rougher, Cu [%] 90.5
Recuperación Scavenger, Cu [%] 96.61 Recuperación Limpieza, Cu [%] 98.33 Recuperación Global, Cu [%] 88.99
Recuperación en peso Rougher [%] 1.91
Recuperación en peso Scavenger [%] 13.05
Recuperación en peso Limpieza [%] 15.42
Recuperación en peso Global [%] 40.62
Razón de enriquecimiento Rougher, Cu 6.14
Razón de enriquecimiento Scavenger, Cu 2.67
Razón de enriquecimiento Columnas, Cu 6.44
Razón de enriquecimiento Limpieza, Cu 8.11
Razón de enriquecimiento Global, Cu 47.34
Ley de Cu, Relave Scavenger [%] 0.14 Finos de Cu, Relave Scavenger [ton/h] 1.46 Ley de Cu, Relave final [%] 0.08
Finos de Cu, Relave Final [ton/h] 6.07
Concentrado colectivo, [TMS/h] 147.24 Ley de Cu, Concentrado colectivo [%] 33.87 Finos de Cu Concentrado colectivo [ton/día] 50.75
Tabla 6.4: Cuadro resumen de resultados relevantes del balance al circuito actual.
57
6.5. Balance con modificación del circuito
Con los resultados del balance anterior, se puede dar paso a realizar el balance con la
propuesta de circuito, para así, comparar los cambios que se producen en flujos, finos y
recuperaciones. Con esta información, se podrá establecer si efectivamente la
propuesta hecha tiene los beneficios operacionales esperados, lo que se traducirá en
una posterior evaluación económica que dejará en claro los beneficios o pérdidas que
se obtendrán con el proyecto.
6.5.1. Consideraciones para la recuperación global con proyecto a) La alimentación de cabeza es la suma de tonelaje de las tres líneas SAG, con
unidades de [TMS/hora]
b) La ley de cabeza es el promedio de la ley de cobre total de las tres líneas
SAG, expresada en [%].
c) Debido a que los flujos de celda cero son desconocidos, se tomó una base de
cálculo de 2.94 [TMS/hora] para el avance de concentrado Rougher,
equivalentes a una tonelada de finos de cobre.
d) Debido a que los flujos de concentrado de las primeras celdas de la flotación
Barrido son desconocidos, se tomó una base de cálculo de 3.3 [TMS/hora]
para el avance de concentrado Scavenger, equivalentes a una tonelada de
finos de cobre.
e) La masa total de concentrado Rougher se consideró igual para los balances
con y sin proyecto.
58
f) El flujo y ley de concentrado del circuito pertenecen al avance de
concentrados Rougher y Scavenger, más el concentrado producido por la
flotación columnar.
g) El flujo y ley de relave son del relave final del circuito, es decir la mezcla de
relave Rougher y relave Scavenger.
h) El circuito de remolienda no presenta pérdidas.
i) Debido a que el material que se desea avanzar es muy grueso, se debe
añadir otro circuito de remolienda en el proceso, el cual tampoco presentará
pérdidas.
j) Se mantienen los Split Factor del balance anterior.
La figura 6.3 representa de manera gráfica las consideraciones hechas para el cálculo
de la recuperación global con el proyecto incluido.
Figura 6.3: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación global con proyecto.
59
6.5.2. Consideraciones de cálculo para la recuperación de limpieza con proyecto
a) El flujo de alimentación es todo el concentrado Rougher producido, incluido
el avance desde las celdas cero que propone este proyecto, expresado en
unidades de [TMS/hora]
b) La ley de la alimentación al circuito de limpieza es la cantidad de cobre total
contenida en el concentrado Rougher, expresada en [%].
c) La masa total de concentrado Rougher se consideró igual para los balances
con y sin proyecto.
d) El flujo y ley de concentrado del circuito pertenecen al avance de
concentrados Rougher y Scavenger, más el concentrado producido por la
flotación columnar.
e) El flujo y ley de relave son del relave Scavenger, expresados en [TMS/hora] y
[%] respectivamente.
f) El circuito de remolienda no presenta pérdidas.
g) Debido a que el material que se desea avanzar es muy grueso, se debe
añadir otro circuito de remolienda en el proceso, el cual tampoco presentará
pérdidas.
h) Se mantienen los Split Factor del balance anterior.
La figura 6.4 representa las consideraciones hechas para el cálculo de la recuperación
de limpieza con el proyecto.
60
Figura 6.4: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación limpieza con proyecto.
6.6. Cálculos en condición futura y comparación con condición actual
Con las variables y consideraciones antes mencionadas, se calcularon todas las TMS,
leyes y por ende toneladas de finos involucradas en el circuito de flotación colectiva. Al
igual que en el punto 6.4, los datos y cálculos se encuentran descritos en el Anexo A.
A continuación, se presenta la comparación de los mismos indicadores metalúrgicos
usados en la evaluación del circuito sin modificación.
61
6.6.1. Recuperaciones metalúrgicas
Recuperación Global: como se aprecia en el gráfico 6.1.4, la recuperación
global con la propuesta, aumenta levemente respecto a la situación actual. Bajo
las condiciones de cálculo antes mencionadas, el aumento promedio en la
recuperación global es de un 0.19%.
Gráfico 6.1.4: Comparación de recuperaciones metalúrgicas globales.
Recuperación Limpieza: en el gráfico 6.1.5 la recuperación limpieza con
proyecto, aumenta un poco respecto a la planta en su condición actual. El
aumento promedio es de un 0.22%.
Gráfico 6.1.5: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito de limpieza.
84,00
86,00
88,00
90,00
92,00
94,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin proyecto Con proyecto
96,00
97,00
98,00
99,00
100,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin proyecto Con proyecto
62
Recuperación Rougher: tal como se planteó en las condiciones de balance
iniciales, el concentrado Rougher se mantuvo igual con y sin proyecto debido a
que se considera que la masa de concentrado avanzado como producto final es
recuperada en el circuito Rougher. Por estas razones, evidentemente una de las
recuperaciones, está sobrepuesta sobre la otra en el gráfico 6.1.6.
Gráfico 6.1.6: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito Rougher.
Recuperación Scavenger: La recuperación Scavenger posee un aumento
considerable respecto a la situación actual, aumentando en promedio 0.96%. Es
la recuperación que muestra mayores diferencias respecto a la planta sin el
proyecto propuesto y se puede observar en el gráfico 6.1.7.
Gráfico 6.1.7: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito Scavenger.
84,0086,0088,0090,0092,0094,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin Proyecto Con Proyecto
88,00
90,00
92,00
94,00
96,00
98,00
100,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin proyecto Con proyecto
63
6.6.2. Recuperaciones en peso
En general, las recuperaciones en peso se mantuvieron prácticamente iguales con y sin
proyecto, no pudiéndose diferenciar a simple vista unas de otras líneas en los gráficos
6.1.8 al 6.2.1. Las pequeñas diferencias estuvieron en las etapas Globales y Limpieza,
disminuyendo en un 0.01% y un 0.05% respectivamente.
Gráfico 6.1.8: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Global.
Gráfico 6.1.9: Comparación de recuperaciones en peso del circuito de Limpieza.
0,00
0,50
1,00
1,50
2,00
2,50
3,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin Proyecto Con Proyecto
0,00
5,00
10,00
15,00
20,00
25,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin Proyecto Con Proyecto
64
Gráfico 6.2.0: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Rougher.
Gráfico 6.2.1: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Scavenger.
0,00
5,00
10,00
15,00
20,00
25,00
30,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha
Sin Proyecto Con Proyecto
0,00
10,00
20,00
30,00
40,00
50,00
60,00
70,00
80,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin proyecto Con Proyecto
65
6.6.3. Razones de enriquecimiento
Razón de enriquecimiento global: Tiene una baja promedio de 0.61 respecto al
circuito que opera actualmente. En el gráfico 6.2.3, ambas líneas se separan
levemente.
Gráfico 6.2.3: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito Global.
Razón de enriquecimiento en circuito de limpieza: el circuito de limpieza
presentado en el gráfico 6.2.4, al igual que el circuito global, posee una baja
promedio de 0.11 respecto al circuito sin proyecto.
Gráfico 6.2.4: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito de limpieza.
0,0010,0020,0030,0040,0050,0060,0070,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin proyecto Con Proyecto
02468
10121416
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin Proyecto Con Proyecto
66
Razón de enriquecimiento en circuito Rougher: el circuito Rougher del gráfico
6.2.5, se mantiene igual para ambos casos debido a las condiciones iniciales de
balance, por lo tanto no existe diferencia entre ambos.
Gráfico 6.2.5: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito Rougher.
Razón de enriquecimiento en Columnas: en la flotación Columnar, aumenta su
razón de forma muy mínima, en un 0.1 respecto al circuito actual, lo cual es muy
difícil de observar en el gráfico 6.2.6.
Gráfico 6.2.6: Comparación de razones de enriquecimiento en Columnas.
0,00
2,00
4,00
6,00
8,00
10,00
12,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin Proyecto Con Proyecto
0,002,004,006,008,00
10,0012,0014,0016,0018,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin Proyecto Con Proyecto
67
Razón de enriquecimiento en circuito Scavenger: en el circuito Scavenger,
hay una ganancia de 0.08 respecto a cómo se opera actualmente. Al igual que el
caso anterior, es muy complejo identificar esta diferencia en el gráfico 6.2.7.
Gráfico 6.2.7: Comparación de razones de enriquecimiento en circuito Scavenger.
0,00
2,00
4,00
6,00
8,00
10,00
[% d
e re
cupe
raci
ón]
Fecha Sin Proyecto Con Proyecto
68
6.6.4. Cuadro resumen comparativo de resultados
Para simplificar todos los datos y resultados entregados anteriormente, a continuación
se presenta la tabla 6.5 con los principales indicadores metalúrgicos de la planta en su
condición actual con la propuesta hecha.
Indicadores Metalúrgicos Condición actual Propuesta
Tratamiento [TMS/h] 7858.66 7858.66
Ley de Cu, cabeza [%] 0.72 0.72
Recuperación Rougher, Cu [%] 90.5 90.5
Recuperación Scavenger, Cu [%] 96.61 ▲97.57 Recuperación Limpieza, Cu [%] 98.33 ▲98.55 Recuperación Global, Cu [%] 88.99 ▲89.18
Recuperación en peso Global [%] 1.91 ▼1.90
Recuperación en peso Limpieza [%] 13.05 ▼13.00
Recuperación en peso Rougher [%] 15.42 15.42
Recuperación en peso Scavenger [%] 40.63 40.63
Razón de enriquecimiento Rougher, Cu 6.14 6.14
Razón de enriquecimiento Scavenger, Cu 2.67 ▲2.75
Razón de enriquecimiento Columnas, Cu 6.44 ▲6.54
Razón de enriquecimiento Limpieza, Cu 8.11 ▼8
Razón de enriquecimiento Global, Cu 47.34 ▼46.73
Ley de Cu, Relave Scavenger [%] 0.14 ▼0.07 Finos de Cu, Relave Scavenger [ton/h] 1.46 ▼0.745 Ley de Cu, Relave final [%] 0.0800 0.0797
Finos de Cu, Relave Final [ton/h] 6.07 ▼5.96
Concentrado colectivo, [TMS/h] 147.24 ▲149.88 Ley de Cu, Concentrado colectivo [%] 33.87 ▼33.23 Finos de Cu Concentrado colectivo [ton/h] 50.75 ▲50.86
Tabla 6.5: Cuadro resumen comparativo de resultados a ambos balances.
69
6.6.5. Comentarios
La realización del proyecto es factible desde un punto de vista operacional, ya que en
muchos de los indicadores presentados anteriormente éste entrega pequeñas
ganancias en términos de recuperación y producción de finos, lo que lo hace una
alternativa bastante interesante a estudiar.
De los balances comparados, podemos deducir que el proyecto nos entregaría los
siguientes beneficios operacionales:
Ganancia en circuito de flotación Scavenger o Barrido, ya que aumenta la
recuperación y por ende disminuye casi en un 50% la cantidad de finos que se
va por el relave, tal como se observa en el gráfico 6.2.8.
Gráfico 6.2.8: Comparación de leyes de relave Scavenger.
Aumento de la producción de finos de Cu, proyectando alrededor de 4.56
[ton/día] extras por la modificación del circuito.
Descongestionamiento del circuito de remolienda convencional y de flotación
Columnar.
0,00
0,05
0,10
0,15
0,20
0,25
0,30
CuT
[%]
Fecha Sin proyecto Con proyecto
70
Sólo una pequeña disminución de 0.64% en términos de ley para el concentrado
colectivo final, como se muestra en el gráfico 6.2.9.
Gráfico 6.2.9: Comparación de leyes de concentrado colectivo final.
Con estos resultados, se puede continuar con la validación de un circuito de
remolienda, ya que operacionalmente se tiene la certeza que el proyecto entrega
beneficios.
26,00
28,00
30,00
32,00
34,00
36,00
38,00
40,00
CuT
[%]
Fecha
Sin proyecto Con proyecto
71
Capítulo 7. Nuevo circuito de remolienda
7.1. Propuesta
Como se vio con los resultados del laboratorio y de los balances, es necesario contar
con una etapa de clasificación y remolienda para tratar el concentrado proveniente de
las celdas acondicionadoras de la flotación Rougher, por lo que a continuación se
describirá la forma de tratarlo.
Existen varias líneas de proceso que fueron alguna vez utilizadas en la planta, pero que
han sido dejadas fuera de operación por motivos de capacidad, tecnología, eficiencia o
simplemente renovación. Si bien es cierto, hay muchas de éstas partes que hoy en día
se encuentran bajo las condiciones estándar de operación, el proyecto buscará volver a
utilizar los equipos que se encuentren en mejor estado, con el fin de realizar una
propuesta que no necesite una modificación mayor dentro del circuito actual.
7.2. Flowsheet
La nueva propuesta utiliza estanques, bombas, una batería de hidrociclones y un
molino vertical. Todos estos equipos se encuentran presentes en la planta, por lo que
serán descritos de la mejor manera para analizar si satisfacen las necesidades del
proyecto.
En la figura 7.1, se tiene el layout de la planta para exponer la idea de una forma más
clara y ordenada. Por otra parte, en la figura 7.2 se tiene el diagrama de flujo en detalle
para analizar por equipos las necesidades antes mencionadas.
72
Celda cero
Cajón distribuidor.
Batería de hidrociclones.
Celda de flotación
Celda DOE Rougher.
Celda Wemco Rougher / Scavenger.
Molino vertical
Figura 7.1: Layout de la modificación del circuito
73
El circuito de remolienda propuesto, tiene por objetivo modificar lo menos posible las
líneas de proceso actuales, con el fin de abaratar costos en equipos nuevos y sus
instalaciones.
Para lograr el objetivo, se hizo una extensa investigación sobre la cantidad de equipos
disponibles, capacidades y ubicación dentro de la planta. El resultado fue bastante
positivo, ya que se cuenta con los equipos necesarios como para instalar la nueva
propuesta, conservando un nivel considerable de flexibilidad operacional.
7.3. Descripción del circuito
La propuesta, presentada en la figura 7.2, comienza por sacar el concentrado de las
celdas cero, por un costado y dirigirlo hacia un cajón común (ST-710) para que sea
impulsado por una bomba (PP-704) hacia el primero (ST-363) de una serie de cajones
receptores.
Los cajones en serie (ST-363 / ST-442 / ST-447) transportan el concentrado mediante
un sistema de tapones, en los cuales el concentrado fluye por gravedad hasta ser
descargado en un cajón mezclador (ST-441) el cual además de recibir el concentrado
de las celdas cero, recibirá la descarga del molino vertical que está en el circuito.
Además, el cajón cuenta con una corriente distribuidora de agua, que permitirá operar
con un rango amplio de porcentaje de sólidos. Una vez ajustado el nivel de agua
deseado, mediante una bomba (PP-081), se trasladará el concentrado hacia una
batería de hidrociclones (CS012), la cual se encargará de la clasificación de la pulpa. El
“underflow”, será descargado hacia un cajón (ST-27), el cual también posee una línea
de agua con la que se podrá ajustar el porcentaje de sólidos antes de transportarlo
hacia el molino vertical.
Cuando se llegue al porcentaje requerido, que debiese ser del orden del 30%, una
bomba (PP-080) se encargará de alimentar al molino vertical del circuito (ML-016), el
74
cual alimentará nuevamente al cajón mezclador (ST-441) la pulpa, con un tamaño
reducido, cerrando así el circuito de remolienda.
Por otra parte, el overflow de la batería de ciclones (CS012), será descargado a un
cajón (ST-013) donde se mezclará con el concentrado proveniente de las primeras
celdas de los bancos Scavenger. Una vez mezcladas ambas corrientes, se
transportarán mediante una bomba (PP-997) hacia un cajón final (ST-781) donde
quedarán dispuestos como concentrado colectivo final.
75
Figura 7.2: Flowsheet propuesto del circuito de remolienda y sus
corrientes.
76
7.4. Balance al circuito de remolienda
Para realizar el balance al circuito propuesto, se tuvieron que tomar ciertas
consideraciones respecto a los principales equipos que componen la remolienda,
parámetros operativos y bases de cálculo.
7.4.1. Consideraciones
Debido a que la batería de ciclones que compone el circuito no está operativa
desde hace muchos años, no se posee información histórica sobre su
comportamiento en cuanto a clasificación, Split o ninguna caracterización de los
flujos que descarga.
Se tomó información de otra batería similar que se encuentra actualmente en
uso, pero de la cual lamentablemente no se dispone estudios granulométricos
de su overflow y underflow, lo cual es esencial para realizar una simulación más
acertada del equipo de separación.
La información disponible de la batería es la siguiente:
Carga circulante: 138%.
% de sólidos de alimentación: 30%.
% de sólidos Underflow: 53.4%.
% de sólidos Overflow: 21.8%
El molino vertical involucrado en la propuesta no presentará pérdidas mientras
los flujos pasen por él, sólo reducirá de tamaño y en su totalidad el flujo de
alimentación que sea ingresado.
Las corrientes del balance serán identificadas según los números que se
muestran en el diagrama de flujo de la figura 7.2.
77
La densidad del sólido que se utilizó para todo el balance es de 2.55 [ton/m3].
Se consideró al igual que en los balances anteriores el avance de una tonelada
de finos de Cu de concentrado Rougher y una tonelada de finos de Cu de
concentrado Scavenger.
Finalmente la tabla 7.1 muestra datos de interés para el balance.
Avance de concentrados Flotación Finos [ton/h] %
sólidos CuT [%] TMS/h
Rougher 1 46.7 34 2.94 Scavenger 1 30 30 3.33
Tabla 7.1: Datos de interés de los concentrados de avance.
Todos los balances del sistema de remolienda, fueron desarrollados según el método
que se plantea en el libro “Dimensionamiento y optimización de plantas concentradoras
mediante técnicas de modelación matemática” de Jaime Sepúlveda, el cual paso a paso
determina todas las corrientes, de sólidos, pulpa y finos.
78
7.4.2. Balance de sólidos, pulpa y finos
A continuación, se presentan en la tabla 7.2 un resumen con los resultados de balance
de sólidos, de pulpa y de finos de Cu realizados al circuito de remolienda propuesto.
Corriente [TMS/h] [Ton pulpa/h]
% de sólidos
ρ de pulpa [ton/m3] [m3/h] Finos
[Ton/h] Leyes
[%] F1 4.06 12.60 32.22 1.24 10.13 0.90 22.23 F2 4.06 12.60 32.20 1.24 10.13 0.90 22.23 F3 - 2.13 0.00 1.00 2.13 - - F4 2.94 6.30 46.70 1.40 4.51 1.00 34.00 F5 7.00 21.02 33.30 1.25 16.77 1.90 27.18 F6 2.94 13.49 21.80 1.15 11.70 1.00 34.01 F7 4.06 7.60 53.41 1.48 5.13 0.90 22.23 F8 - 5.00 0.00 1.00 5.00 - - F9 3.33 11.11 30.00 1.22 9.08 1.00 30.00
F10 6.27 24.60 25.50 1.18 20.79 2.00 31.88
Tabla 7.2: Resumen de resultados del balance al circuito de remolienda.
Los resultados muestran claramente que los flujos a tratar son muy pequeños en
relación a la magnitud de la planta de flotación colectiva. Sin embargo, cabe destacar
que al no ser conocidos ni calculables los flujos de avance, las suposiciones echas son
una buena forma de aproximar los resultados a lo esperado, aunque esto signifique
dejar algunas variables importantes fuera de juego.
Para sensibilizar el proyecto, hay varias tareas que se pueden realizar con el fin de
caracterizar de la mejor forma posible los principales equipos del sistema.
Hacer pruebas de ciclonaje, con el fin de caracterizar Overflow y Underflow con
sus respectivos porcentajes de sólidos, granulometría y análisis químicos. Estas
pruebas nos permitirán utilizar software más avanzado (como MolyCop Tools)
para determinar los parámetros de clasificación que posee la batería, y así,
simular distintos escenarios del proyecto y buscar el rango óptimo de operación,
en variables tales como flujo, presión, tamaño de corte, etc.
79
Hacer un muestreo para caracterizar la reducción de tamaño del molino vertical
del circuito de remolienda. Saber este dato sería de gran ayuda, ya que además
de calcular o simular los parámetros mencionados anteriormente, también se
podrá estudiar el amperaje óptimo al que debe llegar el Vertimill, para reducir el
tratamiento al tamaño deseado.
Con estas dos propuestas, que tienen más de alguna arista, se podrá mejorar
sustancialmente el nivel de los cálculos y resultados obtenidos hasta el momento, para
así estimar de manera más precisa los beneficios que trae este proyecto, desde mejorar
la calidad del concentrado hasta un aumento en la producción.
80
7.5. Equipos y modificaciones para el circuito de remolienda
Para el nuevo circuito de remolienda, se deberán normalizar varios equipos que se
encuentran actualmente en desuso. Esto implica que deben someterse a un proceso de
mantención importante, más las pruebas de rutina antes de la puesta en marcha.
El circuito estará compuesto de bombas para el transporte de concentrado, una batería
de ciclones para el proceso de clasificación y un molino vertical para reducir el tamaño
del material flotado desde las celdas cero de la flotación Rougher.
A continuación, la tabla 7.3 muestra un resumen de los equipos del circuito.
81
Equipo Tipo Descripción
PP-704 Bomba
Caudal: 505 [m3/h]
∆H : 16.5 [m columna de H2O]
Potencia: 100 [HP]
PP-081 Bomba
Caudal: 650 [m3/h]
∆H : 28 [m columna de H2O]
Potencia: 125 [HP]
CS-012 Batería de
ciclones
N° de ciclones: 5
Presión de operación: 6 [psi]
Diámetro: 16”
Altura: 71.3”
Inlet: 6”
Vortex: 6.73”
Apex: 2.50”
PP-080 Bomba
Caudal: 250 [m3/h]
∆H : 10 [m columna de H2O]
Potencia: 60 [HP]
ML-016 Molino Vertical Potencia: 500 [HP]
Amperaje: 75 [A]
PP-997 Bomba
Caudal: 2286 [m3/h]
∆H : 34.5 [m columna de H2O]
Potencia: 604 [HP]
Tabla 7.3: Característica de los equipos del circuito.
82
7.6. Estado actual del circuito de remolienda
7.6.1. Instrumentación
Hoy en día, el circuito de remolienda se encuentra en su mayoría fuera de servicio, por
lo que se debe realizar una mantención completa a toda la línea de procesos propuesta.
Sin embargo, el circuito en cuestión alguna vez fue utilizado, por lo que cuenta con
instrumentación en todas las líneas: medidores de nivel, flujómetros, medidores de
presión, etc. Además, todas las señales enviadas por los distintos instrumentos, son
recibidas en la sala de control del área de flotación, por lo que pueden ser manipuladas
desde ahí por el operador de turno.
Debido al poco uso que han tenido estas líneas, es de gran importancia que se realice
una calibración a todos los instrumentos del nuevo circuito, a modo de que los
indicadores mostrados en la pantalla de la sala de control sean más precisos y exactos,
para así poder desarrollar una mejor tarea de control y a su vez identificar las
problemáticas típicas de una operación.
En el Anexo C, se adjuntan tablas con los detalles de instrumentación en las líneas de
proceso propuestas.
83
7.6.2. Mantención
El circuito de remolienda tiene sus fundamentos teóricos en la reducción de tamaño de
un material ya clasificado, para que así pueda alcanzar el estándar de MLP.
Basándonos en esto, se puede inferir que dentro del circuito, los equipos más
importantes serán la batería de hidrociclones (CS012) para clasificación y el molino
vertical (ML016) para la reducción de tamaño.
Actualmente ambos equipos tienen realidades dispares. El molino vertical se encuentra
en funcionamiento y es de gran ayuda para la disminución de tamaño en la remolienda
convencional, mientras que la batería de ciclones lleva bastante tiempo fuera de
operación. Para el primer caso no se necesitará más que una mantención rutinaria, ya
que el molino está contemplado dentro de las líneas de proceso vigentes, mientras que
la batería de hidrociclones necesitará una mantención bastante más a fondo debido a
los años que inactividad que posee.
Otros de los puntos relevantes respecto a la mantención, es la utilización de las bombas
del circuito. Muchas veces debido a las contingencias operacionales que se presentan a
diario, algunas bombas son retiradas de su lugar habitual para así dar apoyo a
cualquiera de los problemas que se presenten en la planta, ya sean derrames,
embanques, etc.
Muchas de estas bombas de apoyo están incluidas en el circuito de remolienda nuevo,
por lo que será de suma importancia instruir a los operadores de terreno y sala para
que no las incluyan dentro de los equipos que se encuentran disponibles para afrontar
las contingencias antes mencionadas.
7.6.3. Diseño
Como se mencionó anteriormente, el sistema de funcionamiento de las celdas cero
Rougher se basa en descargar el concentrado proveniente de estas a la canaleta
Rougher, tal como lo muestra la figura 4.2 del capítulo 4.
84
Para diseñar el circuito de avance, se plantea la idea de utilizar el mismo método de
descarga por esta especie de “bandeja” pero por un costado de la celda, a modo de
dirigir el concentrado hacia el sistema de bombas que lo impulsarán hasta su
clasificación y posterior remolienda.
Está fuera del alcance de este proyecto plantear los detalles estructurales y funcionales
con los que quedarían las celdas una vez modificadas, sin embargo la idea sugiere
promover la flexibilidad operacional que posee el proyecto a través de este sistema.
Para lograrlo, se propone un sistema de control manual en cada celda como el de la
figura 7.3, a través de compuertas en las descargas del concentrado, para así
independizar las celdas de avance unas de otras y a su vez dar la opción de avanzar
todo el tiempo los concentrados o simplemente seguir con el sistema actual.
Se estima que para la construcción del sistema, se emplearán alrededor de 150 metros
de pipping para el transporte de concentrados desde las celdas cero Rougher y las
primeras celdas de la flotación Scavenger.
Figura 7.3: Diseño de “celdas cero”
85
Capítulo 8. Evaluación económica
8.1. Estimación de inversiones
Para la estimación de las inversiones, se tuvieron las siguientes consideraciones:
Se emplearon estimaciones de trabajos anteriores realizados en la planta de
flotación colectiva de Minera Los Pelambres.
Todas las estimaciones fueron hechas en dólares americanos.
Debido a que el proyecto sólo contempla equipos fuera de funcionamiento, no
hubo inversiones en nuevos equipos.
El capital total de inversión será de USD$ 147,000 , los cuales implican los costos de
capital fijo y capital de trabajo, considerando costos de contingencia de un 40%. Los
valores en detalle, se encuentran a continuación en la tabla 8.1.
Ítem USD$ Mantención Inicial 20,000 Modificación Celdas cero 15,000 Piping + Mano de obra
Celdas cero 30,000 Scavenger 20,000 Línea bomba - ST-781 20,000
Inversión 105,000 Contingencia (40%) 42,000 Inversión Total 147,000
Tabla 8.1: Ítems de inversión inicial.
86
8.2. Estimación de ingresos
Para estimar los ingresos que generará el proyecto, se consideraron los siguientes
puntos:
Se utilizó una proyección de producción de la planta a 5 años.
Se sumó a las proyecciones de recuperación global, la diferencia de
recuperación ganada con el proyecto (+ 0.19%), y así calcular las nuevas
toneladas de finos de cobre pagable.
Se restó la diferencia de ley de concentrado colectivo perdida por el proyecto
(-0.64%) a las leyes proyectadas.
El precio por libra de cobre utilizado, es variable en cada año y corresponden a
las proyecciones de Minera Los Pelambres.
Para dejar en claro lo que genera el proyecto se confeccionó una tabla de producción
para la planta sin el proyecto y otra con él. La diferencia que exista entre ambas, será
el valor que se utilizará en el flujo de caja de la propuesta según la tabla 8.3.
87
Tabla 8.2: Ítems de ingreso por producción sin el proyecto.
SIN PROYECTO AÑO
ITEM 2015 2016 2017 2018 2019
Tratamiento Planta TMS 63,875,000 64,514,320 65,295,408 65,700,000 64,721,500
Ley Cu Alimentación % 0.69 0.62 0.67 0.65 0.64
Ley Cu Concentrado % 32.29 32.65 32.54 30.89 32.79
Recuperación de Cu % 89.78 90.02 90.62 90.11 89.90
Toneladas de concentrado de Cu TMS 1,233,425 1,099,403 1,216,857 1,255,349 1,142,196
Toneladas de concentrado de Cu tmh 1,340,679 1,195,003 1,322,670 1,364,509 1,241,517
Contenido Cu Pagable Tmf Cu 398,304 358,980 396,018 387,765 374,558
Contenido Cu Pagable Lbs Cu 878,114,643 791,419,998 873,075,769 854,879,317 825,762,930
Precio del metal
Cobre US$/lb 3.00 2.85 3.00 2.75 2.75 Venta de Concentrados Cu US$ 2,634,343,928 2,255,546,994 2,619,227,306 2,350,918,121 2,270,848,058
88
Tabla 8.3: Ítems de ingreso por producción con el proyecto.
CON PROYECTO AÑO
ITEM 2015 2016 2017 2018 2019
Tratamiento Planta TMS 63,875,000 64,514,320 65,295,407.84 65,700,000.00 64,721,499.52
Ley Cu Alimentación % 0.69 0.62 0.67 0.65 0.64
Ley Cu Concentrado % 31.64 32.00 31.89 30.24 32.14
Recuperación de Cu % 89.97 90.21 90.81 90.30 90.09
Toneladas de concentrado de Cu TMS 1,261,426 1,124,100 1,244,259 1,285,037 1,167,756
Toneladas de concentrado de Cu tmh 1,371,115 1,221,848 1,352,456 1,396,779 1,269,300
Contenido Cu Pagable Tmf Cu 399,147 359,738 396,849 388,582 375,349
Contenido Cu Pagable Lbs Cu 879,972,976 793,090,332 874,906,306 856,681,882 827,508,055
Precio del metal
Cobre US$/lb 3.00 2.85 3.00 2.75 2.75 Venta de Concentrados Cu US$ 2,639,918,928 2,260,307,446 2,624,718,918 2,355,875,177 2,275,647,152
89
Para establecer las diferencias de manera más clara entre la tabla 8.2 y 8.3, a
continuación se presenta un gráfico del ingreso por ventas, que muestra el margen de
ganancias que deja el proyecto.
Gráfico 8.1: Ingreso por ventas de concentrado de cobre, sin y con proyecto.
Como se aprecia en el gráfico 8.1, aumenta el ingreso por ventas desde la puesta en
marcha del proyecto, con un ingreso adicional mínimo de 4.6 y un máximo de 5.4
millones de dólares que se obtienen con un aumento del 0.19% en recuperación global.
Como se mencionó anteriormente, los valores que representan la diferencia entre
ambas condiciones de la planta, son las que se tomarán para evaluar la rentabilidad del
proyecto a 5 años.
2.000,0
2.100,0
2.200,0
2.300,0
2.400,0
2.500,0
2.600,0
2.700,0
2.800,0
2.900,0
3.000,0
2015 2016 2017 2018 2019
[MU
S$]
Ingreso por ventas
Sin Proyecto Con Proyecto
∆= 5.4
∆= 4.6
∆= 5.3
∆= 4.8 ∆= 4.6
90
8.3. Estimación de costos
Para el caso de los costos, cabe destacar que como el sistema en su gran parte va a
ser reutilizado ya se encuentra implementado, por lo que se mantendrá el mismo
número de operadores y supervisores a cargo de la nueva propuesta, ya que el circuito
será parte íntegra de la planta de flotación. Por otra parte, los gastos operacionales
estarán concentrados en los recursos energéticos que los equipos del proyecto que
estaban fuera de funcionamiento necesiten.
En resumen, los costos totales estarán divididos en 4 temas: energéticos, mantención,
transporte del producto y maquila.
8.3.1. Costos energéticos
Los costos energéticos estarán asociados al gasto que recurran los equipos para
mantener una operación continua. Para la estimación de este ítem, se consideraron
sólo los equipos que se encontraban fuera de funcionamiento, ya que los que se
mantienen operativos, están considerados dentro del OPEX de la compañía. Otro
criterio que se utilizó para el cálculo del gasto energético fue que los equipos
funcionarían 24 horas durante 365 días, hecho muy poco probable pero que sin
embargo nos da una condición de borde para conocer el gasto máximo.
El gasto energético fue estimado en 1502436.36 [kWh] al año, para un precio de 0.105
[USD$/kWh] para el año 2014. Para proyectar los siguientes años, se consideró un
aumento del 10% sobre el precio del [kWh] del año anterior.
A continuación, la tabla 8.4 muestra los resultados de la estimación de gasto energético
por año.
91
Año 2015 2016 2017 2018 2019 Precio
[US$/kWh] 0.116 0.127 0.140 0.154 0.169
Total anual [USD$] 173,531 190,885 209,973 230,970 254,067
Tabla 8.4: Estimación de costos energéticos.
El detalle de los consumos por equipo se encuentra en el Anexo D de la memoria.
8.3.2. Costos de mantención
Los costos de mantención del circuito están estimados para que se haga durante las
mantenciones mayores de planta, que ocurren alrededor de 2 a 3 veces al año, por lo
que el valor asignado a este ítem, será el costo por mantenciones no programadas o
contingencias.
El costo de mantención anual asignado a los equipos es de USD$ 2,000, basándose en
trabajos de mantención similares y que se desarrollan dentro de la misma área de la
planta en la que estará inserta el proyecto.
8.3.3. Costos por transporte del producto
Si bien es cierto que el proyecto trae buenos beneficios económicos en cuanto al
ingreso por ventas, éstos se ven contrarrestados por los costos que se generan al
aumentar los volúmenes de producto final. Al aumentar la recuperación en un 0.19%,
aumentan de manera considerable los costos por el transporte de concentrado hasta el
cliente final, tal como se observa en el gráfico 8.2.
92
Gráfico 8.2: Costo por transporte de concentrado de cobre, sin y con proyecto.
Por concepto de transporte, los costos ascienden a por lo menos 1.61 millones de
dólares anuales respecto a las proyecciones de la planta sin el proyecto. Por otra parte,
su mayor diferencia sería de 1.94 millones de dólares correspondientes al año 2018.
8.3.4. Costos de maquila
Maquila es el costo del proceso de fundición o refinación al que debe someterse el
concentrado de cobre para obtener el metal, y que se descuenta de los valores
pagables del concentrado. Este costo se negocia entre el comprador y el vendedor y
depende fundamentalmente de las condiciones de mercado existentes a la hora de
realizar el negocio. [8]
64,0
66,0
68,0
70,0
72,0
74,0
76,0
78,0
80,0
82,0
84,0
86,0
2015 2016 2017 2018 2019
[Milo
nes d
e U
S$]
Costo de Transporte
Sin Proyecto Con Proyecto
∆= - 1.83
∆= -1.61
∆= -1.79
∆= -1.94
∆= -1.67
93
Por este concepto, las fundiciones cobran a las empresas mediante cuatro
mecanismos:
Cargos de Tratamiento (TC): Se considera el costo por la fundición del
concentrado en base a las toneladas a tratar.
Cargos de Refinación (RC): Cargo por la conversión del ánodo que resulta de la
fundición a cátodo de cobre. Es cobrado por libras de cobre vendidas y
corresponde aproximadamente al 10% del TC.
Price Sharing (PS): Es un tipo de cargo que sustituye al TC y RC y corresponde
a cierto porcentaje del precio de venta.[9]
Price Participation (PP): Es un mecanismo que incrementa o disminuye el TC, si
es que el precio del cobre está por sobre o bajo un valor base convenido. Esto
permite a las fundidoras participar activamente en las alzas y bajas de los precios
de los metales, más allá de ajustar el TC. [10]
Debido a que el producto que comercializa Minera Los Pelambres es concentrado de
cobre, se debe pagar algunos costos por el servicio de fundición/refinación, que para la
compañía son los de TC y RC. Para la estimación del costo por maquila, se tomó un
TC de 68 [USD$/ton] y un RC de 6.8 [¢/lb] para todos los años proyectados.
94
Gráfico 8.3: Costo por maquila, sin y con proyecto.
Como se observa en el gráfico 8.3, se aprecian diferencias significativas respecto a los
servicios de maquila sin y con proyecto. La menor pérdida sería en el 2016, con 1.79
millones de dólares más en gastos por el concepto antes mencionado. La mayor
pérdida registra 2.14 millones de dólares de diferencia con el estado actual de la planta.
120,00
125,00
130,00
135,00
140,00
145,00
150,00
2015 2016 2017 2018 2019
[Mill
ones
de
US$
]
Costo Maquila
Sin proyecto Con Proyecto
∆= - 2.03
∆= -1.79
∆= - 1.99 ∆= -2.14
∆= -1.86
95
8.4. Flujo de caja
Para analizar la rentabilidad del proyecto, se utilizaron tres indicadores: VAN, TMAR y
TIR.
El VAN o valor actualizado neto, se define como la diferencia entre el valor actualizado
de los cobros y de los pagos generados por una inversión. Proporciona una medida de
rentabilidad del proyecto. [11]
La TMAR o tasa mínima atractiva de retorno es, tal como su nombre lo dice, el valor
mínimo de rentabilidad que es aceptado en una empresa. La TMAR además, se define
como la suma de la tasa de inflación con el premio al riesgo. [12]
El TIR o tasa interna de retorno, es la tasa de interés que torna cero el valor presente
del proyecto. [12]
Para que el proyecto genere ganancias, los criterios son los siguientes:
VAN debe ser mayor a cero.
El TIR debe ser mayor que la TMAR.
Por otra parte, para realizar el flujo de caja, también se deben tener en cuenta otros
criterios, impuestos por la empresa y el mercado:
La tasa de impuesto más el Royalty son de un 24% sobre las utilidades.
La TMAR será de un 15% debido a que el proyecto es una oportunidad de
mejora y no representa mayores riesgos.
A continuación, la tabla 8.5 entrega el flujo de caja proyectado.
96
AÑO
Moneda 2014 2015 2016 2017 2018 2019
Ingresos USD 5,575,000 4,760,452 5,491,613 4,957,055 4,799,094
Depreciación USD -21,000 -21,000 -21,000 -21,000 -21,000
Costos
Energéticos USD 173,531 190,885 209,973 230,970 254,067
Mantención anual USD 2,000 2,000 2,000 2,000 2,000
Transporte USD 1,826,144 1,610,706 1,787,125 1,936,182 1,666,987
Maquila USD 2,030,426 1,793,012 1,987,852 2,141,366 1,856,780
Impuestos
Utilidad antes de Impuesto USD 1,521,898 1,333,733 1,693,636 856,508 1,252,327
Tasa de Imp. + Royalty (24%) USD -365,256 -320,096 -406,473 -205,562 -300,559
Utilidad después de Impuestos USD 1,156,642 1,013,637 1,287,163 650,946 951,769
Depreciación USD 21,000 21,000 21,000 21,000 21,000
Inversión USD -105,000
Contingencia (40%) USD -42,000
Flujo de Caja USD -147,000 1,177,642 1,034,637 1,308,163 671,946 972,769
Tabla 8.5: Flujo de caja del proyecto.
97
Los resultados se muestran en la tabla 8.6:
Indicador Unidad Valor Criterio Cumple criterio
VAN USD 3,387,335 VAN > 0
TIR % 792% TIR > TMAR
Tabla 8.6: Resultados de flujo de caja del proyecto.
Como se puede apreciar en la tabla 8.6, ambos indicadores cumplen con los criterios
expuestos anteriormente, es más, para ambos criterios los resultados sobrepasan
holgadamente las condiciones de borde, por lo que se puede decir con fundamentos
que el proyecto es rentable.
98
Capítulo 9. Conclusiones
El proyecto optimiza las recuperaciones Global en un 0.19%, Limpieza en un 0.22%
y Scavenger en un 0.96%, para una base de cálculo de una tonelada de finos de
cobre de avance, tanto para las celdas cero en la flotación Rougher, como para las
primeras celdas del circuito Scavenger.
Es de vital importancia conocer el volumen de los flujos de avance, tanto del
concentrado Rougher como Scavenger.
El proyecto descongestiona el circuito de limpieza, desviando concentrado
recirculado que debiese entrar a la flotación columnar.
Existe cierto nivel de incertidumbre respecto a la recuperación real del circuito
Scavenger según el avance que se disponga, ya que al realizar los balances
metalúrgicos se le puede exigir hasta un 100% de recuperación, pero en realidad
esto no será así.
Se necesita diseñar pruebas experimentales para determinar el verdadero nivel de
recuperación Scavenger.
Se deben hacer pruebas en terreno para analizar y comparar los Split factors
nuevos que debiesen resultar con el proyecto, y así analizar que ocurre con las
recuperaciones en peso del sistema.
Según el nivel de sensibilización con el que se hagan los estudios relacionados con
la recuperación Scavenger, también se podrá analizar que ocurre con la disminución
de la ley Rougher según el porcentaje de avance que se tenga y cómo esto afecta el
proceso aguas abajo.
El límite superior del proyecto y los porcentajes de avance asociados a éste va a
estar dado por los resultados que arroje el estudio de la recuperación Scavenger.
99
Para sensibilizar el proyecto se necesita realizar pruebas en la batería de
hidrociclones propuesta, más otra batería de pruebas en el molino vertical. Ambas
para ser más exactos en cuantos a los balances propuestos.
El proyecto brinda gran flexibilidad operacional al proceso, pudiendo adaptarse a
contingencias como detenciones de molino, embanque de equipos o pocos niveles
de concentrado para avanzar. El sistema de compuertas permite que siga operando
como lo hace actualmente o avance el concentrado según sea conveniente.
Los costos por maquila y transporte del producto final aumentan con el proyecto en
marcha.
Los costos de mantención y recursos energéticos también aumentan con el
proyecto, sin embargo, también se pueden sensibilizar adaptando un porcentaje de
utilización para cada equipo propuesto en el circuito.
El proyecto es rentable, con un VAN de USD$ 3,387,335 y un TIR de 792% para
una inversión de USD$ 147,000.
El proyecto es una evidente oportunidad de mejora para el proceso.
100
Bibliografía
[1] Disponible en World Wide Web en,http://www.mlp.cl/ ,visitada el 4 de Noviembre de 2013.
[2] Disponible en World Wide Web en,http://es.scribd.com/doc/45080484/Antecedentes-Minera-Los-Pelambres ,visitada el 4 de Noviembre de 2013
[3]Dondero A., 2006. El Proceso de Flotación, PUCV
[4] Dondero A.,2006. Apuntes de flotación, PUCV.
[5]Yianatos, J., 2008. Flotación de Minerales, Valparaíso: Universidad Técnica Federico Santa María.
[6] Wills B.A., 1997.Mineral Processing Technology; Butterworth – Heinemann [7] Yianatos, J., 2008. Flotación de Minerales, Valparaíso, UTFSM [8] Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2011. Informe quincenal de la SNMPE, Perú. [9] Parra, A., 2011. Construcción de una función de costos operacionales para producción de cobre, Santiago, Universidad de Chile. [10] Disponible en World Wide Web en, https://my.morgans.com.au/download.cfm?DownloadFile=A850B786-D60D-5745-01A6C6F3E81E0EB5 , visitada el 29 de Mayo de 2014. [11] Disponible en World Wide Web en,http://www.expansion.com/diccionario-economico/valor-actualizado-neto-van.html , visitada el 29 de Mayo de 2014. [12] Vega, L., 2013. Criterios de Rentabilidad-Apuntes de Ingeniería Económica, Valparaíso, PUCV.
101
Anexos
Anexo A. Descripción de cálculos ............................................................................ 102
Anexo A-1. Flujos másicos y leyes............................................................................ 102
Anexo A-2. Split Factor ............................................................................................. 103
Anexo A-3. Recuperación Metalúrgica ...................................................................... 104
Anexo A-4. Recuperación en peso............................................................................ 104
Anexo A-5. Razón de enriquecimiento ...................................................................... 105
Anexo B. Datos para balances metalúrgicos. ........................................................... 106
Anexo C. Instrumentación del circuito de remolienda ............................................... 117
Anexo D. Consumo energético de equipos fuera de funcionamiento ....................... 118
Anexo E. Evaluación económica ............................................................................... 119
102
Anexo A. Descripción de cálculos
Para el cálculo de los indicadores metalúrgicos utilizados en el capítulo 6, se utilizaron las siguientes fórmulas:
Anexo A-1. Flujos másicos y leyes
103
Anexo A-2. Split Factor
104
Anexo A-3. Recuperación Metalúrgica
Anexo A-4. Recuperación en peso
105
Anexo A-5. Razón de enriquecimiento
106
Anexo B. Datos para balances metalúrgicos. Tonelaje Ley CuT [%] Concol Relave Gral
Fecha SAG1 SAG2 SAG3 SAG1 SAG2 SAG3 Ley CuT [%] Ley CuT [%] 01-01-2013 19:00 02-01-2013 19:00 2814,94 3093,47 2907,55 0,65 0,68 0,65 33,34 0,08 02-01-2013 19:00 03-01-2013 19:00 3063,32 2808,67 3043,40 0,69 0,67 0,66 35,38 0,09 03-01-2013 19:00 04-01-2013 19:00 2981,67 2974,91 2992,29 0,74 0,73 0,72 35,26 0,08 04-01-2013 19:00 05-01-2013 19:00 3009,84 3003,18 2937,05 0,70 0,70 0,68 34,47 0,07 05-01-2013 19:00 06-01-2013 19:00 2910,66 2937,86 2917,76 0,83 0,87 0,77 34,42 0,08 06-01-2013 19:00 07-01-2013 19:00 1814,71 1688,16 1941,95 0,77 0,69 0,72 35,39 0,08 07-01-2013 19:00 08-01-2013 19:00 2746,36 2452,48 1422,71 0,85 0,78 0,77 35,16 0,08 08-01-2013 19:00 09-01-2013 19:00 2447,10 2410,12 2054,07 0,66 0,67 0,66 33,51 0,07 09-01-2013 19:00 10-01-2013 19:00 2276,72 2495,99 2697,67 0,66 0,64 0,63 33,10 0,08 10-01-2013 19:00 11-01-2013 19:00 1649,76 2485,18 2500,74 0,68 0,67 0,63 34,50 0,08 11-01-2013 19:00 12-01-2013 19:00 2937,34 2946,09 2887,19 0,68 0,66 0,66 35,28 0,09 12-01-2013 19:00 13-01-2013 19:00 3101,28 2690,15 2850,67 0,68 0,69 0,68 35,47 0,09 13-01-2013 19:00 14-01-2013 19:00 2549,91 3006,88 3174,90 0,66 0,66 0,63 36,89 0,09 14-01-2013 19:00 15-01-2013 19:00 2871,84 2983,69 2997,47 0,77 0,80 0,75 39,27 0,10 15-01-2013 19:00 16-01-2013 19:00 2449,53 2296,90 2606,98 0,77 0,74 0,71 37,14 0,09 24-03-2013 19:00 25-03-2013 19:00 2100,89 2331,03 2751,47 0,74 0,74 0,71 34,20 0,09 25-03-2013 19:00 26-03-2013 19:00 2040,62 2772,94 2955,02 0,76 0,75 0,72 34,22 0,09 26-03-2013 19:00 27-03-2013 19:00 2283,00 2552,20 2572,34 0,80 0,74 0,75 36,42 0,09 27-03-2013 19:00 28-03-2013 19:00 2481,72 2456,79 2540,73 0,73 0,72 0,73 32,30 0,08 28-03-2013 19:00 29-03-2013 19:00 2709,01 2604,49 2417,18 0,74 0,71 0,68 36,88 0,08 29-03-2013 19:00 30-03-2013 19:00 2617,13 2535,25 2597,30 0,77 0,75 0,72 37,52 0,08 30-03-2013 19:00 31-03-2013 19:00 2685,95 2575,20 2932,76 0,70 0,69 0,69 36,87 0,08 31-03-2013 19:00 01-04-2013 19:00 2846,04 2851,70 2912,29 0,72 0,69 0,67 37,04 0,08 01-04-2013 19:00 02-04-2013 19:00 2735,03 2841,00 3065,69 0,78 0,74 0,72 37,76 0,09 02-04-2013 19:00 03-04-2013 19:00 2545,32 2609,29 2891,95 0,77 0,74 0,75 37,50 0,09 03-04-2013 19:00 04-04-2013 19:00 2863,89 3084,34 2939,91 0,88 0,86 0,82 38,40 0,10
107
Tonelaje Ley CuT [%] Concol Relave Gral Fecha SAG1 SAG2 SAG3 SAG1 SAG2 SAG3 Ley CuT [%] Ley CuT [%]
04-04-2013 19:00 05-04-2013 19:00 2800,12 2915,36 2978,77 0,78 0,74 0,74 35,74 0,10 05-04-2013 19:00 06-04-2013 19:00 2571,94 2873,66 2873,85 0,65 0,64 0,65 36,20 0,09 06-04-2013 19:00 07-04-2013 19:00 2528,46 2622,54 1184,84 0,63 0,64 0,64 35,57 0,08 07-04-2013 19:00 08-04-2013 19:00 2307,22 2279,76 2295,91 0,67 0,66 0,68 35,23 0,08 08-04-2013 19:00 09-04-2013 19:00 2305,70 2295,55 1728,62 0,65 0,64 0,69 32,67 0,08 12-04-2013 19:00 13-04-2013 19:00 1152,99 1939,52 1225,90 0,72 0,65 0,73 33,69 0,07 13-04-2013 19:00 14-04-2013 19:00 2636,23 2721,44 2723,58 0,73 0,72 0,73 32,39 0,08 14-04-2013 19:00 15-04-2013 19:00 1898,72 2397,43 2355,79 0,81 0,81 0,81 35,99 0,11 15-04-2013 19:00 16-04-2013 19:00 541,18 1637,87 1896,94 0,96 0,95 0,97 36,32 0,10 16-04-2013 19:00 17-04-2013 19:00 2937,97 2948,72 2866,75 0,91 0,90 0,90 31,67 0,10 17-04-2013 19:00 18-04-2013 19:00 3132,08 3033,17 2766,57 0,89 0,82 0,83 32,27 0,11 18-04-2013 19:00 19-04-2013 19:00 3015,36 2991,13 2763,80 0,75 0,74 0,73 31,60 0,11 19-04-2013 19:00 20-04-2013 19:00 2383,54 2519,74 2221,71 0,69 0,67 0,67 32,40 0,09 20-04-2013 19:00 21-04-2013 19:00 2085,06 2415,57 2430,55 0,75 0,73 0,74 33,19 0,09 21-04-2013 19:00 22-04-2013 19:00 2564,98 2583,97 2409,78 0,79 0,75 0,75 34,51 0,09 22-04-2013 19:00 23-04-2013 19:00 2617,90 2497,01 2238,21 0,72 0,69 0,68 33,82 0,08 24-04-2013 19:00 25-04-2013 19:00 2903,87 2865,52 2800,47 0,77 0,75 0,78 35,94 0,10 25-04-2013 19:00 26-04-2013 19:00 2968,46 2792,29 2874,94 0,76 0,74 0,77 36,61 0,09 26-04-2013 19:00 27-04-2013 19:00 2685,48 2476,34 2650,56 0,69 0,69 0,68 37,19 0,07 27-04-2013 19:00 28-04-2013 19:00 3043,67 3015,27 2934,52 0,78 0,76 0,77 35,95 0,08 28-04-2013 19:00 29-04-2013 19:00 2950,37 2974,93 2953,41 0,74 0,75 0,73 34,80 0,09 29-04-2013 19:00 30-04-2013 19:00 2745,12 2754,62 2539,82 0,87 0,87 0,83 34,13 0,09 30-04-2013 19:00 01-05-2013 19:00 2881,82 2791,89 2600,78 0,83 0,83 0,86 33,47 0,09 01-05-2013 19:00 02-05-2013 19:00 2670,70 2547,45 2635,62 0,75 0,76 0,77 29,09 0,09 02-05-2013 19:00 03-05-2013 19:00 2154,29 2435,99 2318,25 0,73 0,76 0,73 31,76 0,08
108
Tonelaje Ley CuT [%] Concol Relave Gral Fecha SAG1 SAG2 SAG3 SAG1 SAG2 SAG3 Ley CuT [%] Ley CuT [%]
30-05-2013 19:00 31-05-2013 19:00 2794,61 2801,48 2537,12 0,76 0,67 0,69 30,78 0,09 31-05-2013 19:00 01-06-2013 19:00 2476,96 2494,88 2224,74 0,80 0,63 0,70 33,95 0,08 01-06-2013 19:00 02-06-2013 19:00 2670,41 2706,98 2515,09 0,80 0,68 0,76 33,70 0,08 02-06-2013 19:00 03-06-2013 19:00 1811,32 2175,24 1462,14 0,80 0,66 0,83 32,28 0,08 04-06-2013 19:00 05-06-2013 19:00 2543,47 2378,11 2327,30 0,79 0,75 0,77 33,83 0,07 05-06-2013 19:00 06-06-2013 19:00 2322,89 2458,35 2456,07 0,79 0,78 0,79 34,19 0,07 06-06-2013 19:00 07-06-2013 19:00 2776,40 2949,72 2735,38 0,76 0,74 0,75 34,94 0,07 07-06-2013 19:00 08-06-2013 19:00 2579,21 3014,68 2597,78 0,75 0,74 0,74 35,40 0,07 08-06-2013 19:00 09-06-2013 19:00 2682,30 2814,10 2611,98 0,72 0,71 0,70 36,67 0,07 09-06-2013 19:00 10-06-2013 19:00 2751,88 2785,81 2553,85 0,70 0,70 0,70 36,73 0,07 10-06-2013 19:00 11-06-2013 19:00 2677,60 2869,52 2759,66 0,63 0,65 0,64 34,45 0,07 11-06-2013 19:00 12-06-2013 19:00 2857,11 2837,42 2871,58 0,66 0,65 0,63 37,20 0,08 12-06-2013 19:00 13-06-2013 19:00 2979,20 2968,76 2914,27 0,73 0,70 0,69 37,05 0,08 13-06-2013 19:00 14-06-2013 19:00 2698,37 2785,90 2654,58 0,68 0,66 0,68 35,20 0,08 14-06-2013 19:00 15-06-2013 19:00 2594,13 2720,99 2516,87 0,62 0,61 0,61 33,04 0,08 15-06-2013 19:00 16-06-2013 19:00 2445,01 2581,56 2314,89 0,68 0,66 0,66 33,16 0,07 16-06-2013 19:00 17-06-2013 19:00 2725,40 2627,05 2540,32 0,78 0,71 0,73 35,80 0,09 17-06-2013 19:00 18-06-2013 19:00 2753,55 2786,42 2532,02 0,64 0,62 0,67 31,62 0,08 18-06-2013 19:00 19-06-2013 19:00 2321,99 2398,83 2336,14 0,59 0,56 0,63 28,86 0,06 19-06-2013 19:00 20-06-2013 19:00 2351,20 2375,39 2030,45 0,64 0,52 0,58 29,69 0,05 20-06-2013 19:00 21-06-2013 19:00 2701,70 2658,82 2405,52 0,76 0,65 0,71 32,57 0,07 21-06-2013 19:00 22-06-2013 19:00 2357,59 2425,62 2212,26 0,81 0,68 0,79 34,65 0,07 22-06-2013 19:00 23-06-2013 19:00 2404,58 2431,31 2246,98 0,83 0,75 0,76 33,30 0,08 23-06-2013 19:00 24-06-2013 19:00 2411,49 2726,18 2337,83 0,88 0,81 0,79 34,51 0,08 24-06-2013 19:00 25-06-2013 19:00 2794,23 2883,03 2604,22 0,92 0,87 0,85 33,74 0,10 25-06-2013 19:00 26-06-2013 19:00 2589,72 2672,89 2587,82 0,80 0,77 0,74 33,14 0,09 28-06-2013 19:00 29-06-2013 19:00 2858,99 2695,02 2460,54 0,73 0,66 0,64 34,65 0,08
109
Tonelaje Ley CuT [%] Concol Relave Gral Fecha SAG1 SAG2 SAG3 SAG1 SAG2 SAG3 Ley CuT [%] Ley CuT [%]
29-06-2013 19:00 30-06-2013 19:00 2519,45 2425,76 2233,55 0,72 0,61 0,64 32,23 0,07 30-06-2013 19:00 01-07-2013 19:00 2255,50 2319,05 2158,74 0,73 0,66 0,68 33,18 0,06 01-07-2013 19:00 02-07-2013 19:00 1743,94 1568,90 1762,79 0,63 0,62 0,62 33,10 0,05 02-07-2013 19:00 03-07-2013 19:00 650,19 1630,64 1604,28 0,54 0,52 0,54 32,36 0,04 04-07-2013 19:00 05-07-2013 19:00 1829,04 3038,87 1929,86 0,71 0,72 0,70 36,98 0,09 05-07-2013 19:00 06-07-2013 19:00 2895,13 2838,03 2858,51 0,63 0,62 0,62 37,98 0,08 06-07-2013 19:00 07-07-2013 19:00 2784,28 2688,39 2645,88 0,60 0,58 0,60 38,26 0,06 07-07-2013 19:00 08-07-2013 19:00 2769,41 2622,40 2472,83 0,63 0,62 0,62 37,31 0,06 08-07-2013 19:00 09-07-2013 19:00 2687,56 2630,71 2453,72 0,72 0,70 0,74 36,60 0,06 09-07-2013 19:00 10-07-2013 19:00 2608,54 2545,82 1197,41 0,75 0,73 0,74 35,19 0,07 10-07-2013 19:00 11-07-2013 19:00 2807,15 2512,52 2706,07 0,72 0,67 0,70 35,05 0,07 11-07-2013 19:00 12-07-2013 19:00 2732,22 2647,77 2557,50 0,70 0,68 0,67 32,80 0,06 12-07-2013 19:00 13-07-2013 19:00 2737,50 2719,38 2839,53 0,72 0,72 0,73 31,21 0,08 13-07-2013 19:00 14-07-2013 19:00 2965,32 2857,32 3000,09 0,78 0,78 0,78 33,91 0,09 14-07-2013 19:00 15-07-2013 19:00 2740,19 2793,78 2812,25 0,67 0,68 0,68 31,62 0,08 15-07-2013 19:00 16-07-2013 19:00 2610,47 2559,16 2572,45 0,70 0,71 0,70 28,32 0,08 16-07-2013 19:00 17-07-2013 19:00 2374,70 2057,90 2099,94 0,63 0,61 0,61 27,40 0,06 17-07-2013 19:00 18-07-2013 19:00 2409,73 2374,68 2353,76 0,56 0,58 0,56 27,66 0,05 18-07-2013 19:00 19-07-2013 19:00 2819,94 2678,29 2706,95 0,56 0,53 0,53 27,97 0,05 19-07-2013 19:00 20-07-2013 19:00 2738,85 2682,35 2700,85 0,58 0,59 0,61 29,50 0,07 20-07-2013 19:00 21-07-2013 19:00 2552,83 2933,87 2853,47 0,61 0,57 0,61 31,44 0,07 21-07-2013 19:00 22-07-2013 19:00 2791,33 2921,13 2839,17 0,80 0,66 0,73 37,22 0,09 22-07-2013 19:00 23-07-2013 19:00 2440,84 2527,59 2431,74 0,69 0,72 0,86 33,93 0,08 23-07-2013 19:00 24-07-2013 19:00 2209,04 2431,10 2761,93 0,73 0,71 0,75 34,42 0,08 24-07-2013 19:00 25-07-2013 19:00 2166,53 2277,03 2582,33 0,74 0,67 0,77 32,24 0,08 25-07-2013 19:00 26-07-2013 19:00 2527,95 2218,47 2829,97 0,70 0,58 0,74 32,99 0,08 26-07-2013 19:00 27-07-2013 19:00 2547,68 2417,93 2493,00 0,73 0,59 0,71 30,75 0,08
110
Tonelaje Ley CuT [%] Concol Relave Gral Fecha SAG1 SAG2 SAG3 SAG1 SAG2 SAG3 Ley CuT [%] Ley CuT [%]
27-07-2013 19:00 28-07-2013 19:00 2674,86 2659,36 2674,88 0,71 0,67 0,72 32,95 0,08 28-07-2013 19:00 29-07-2013 19:00 2362,84 2327,90 2321,31 0,76 0,65 0,75 28,62 0,08 29-07-2013 19:00 30-07-2013 19:00 2498,30 2582,72 2510,24 0,81 0,75 0,90 31,43 0,08 30-07-2013 19:00 31-07-2013 19:00 2609,63 2516,34 2386,27 0,81 0,67 0,95 29,56 0,08 31-07-2013 19:00 01-08-2013 19:00 2736,90 2683,02 2545,30 0,84 0,87 0,91 31,91 0,07 01-08-2013 19:00 02-08-2013 19:00 2832,37 2625,14 2664,88 0,84 0,89 0,95 35,30 0,08 02-08-2013 19:00 03-08-2013 19:00 2913,95 2749,69 2790,88 0,85 0,91 0,95 34,55 0,09 03-08-2013 19:00 04-08-2013 19:00 2759,46 2542,21 2708,05 0,92 0,95 0,98 32,14 0,10 04-08-2013 19:00 05-08-2013 19:00 2551,77 2393,95 2623,43 0,88 0,86 0,84 31,17 0,09 05-08-2013 19:00 06-08-2013 19:00 2770,84 2426,98 2681,73 0,76 0,77 0,78 30,63 0,08 06-08-2013 19:00 07-08-2013 19:00 3177,54 2696,98 2722,38 0,76 0,76 0,76 31,65 0,08 07-08-2013 19:00 08-08-2013 19:00 2985,66 2668,20 2602,13 0,69 0,70 0,72 30,78 0,07 08-08-2013 19:00 09-08-2013 19:00 2689,94 2535,00 2424,91 0,73 0,73 0,73 29,57 0,07 09-08-2013 19:00 10-08-2013 19:00 2669,03 2770,09 2611,92 0,66 0,68 0,70 28,02 0,06 10-08-2013 19:00 11-08-2013 19:00 2997,04 3007,79 2930,50 0,72 0,73 0,75 30,83 0,08 11-08-2013 19:00 12-08-2013 19:00 2637,70 2711,98 2610,09 0,66 0,70 0,74 30,34 0,07 12-08-2013 19:00 13-08-2013 19:00 1522,78 2212,53 2370,01 0,82 0,86 0,97 31,83 0,07 15-08-2013 19:00 16-08-2013 19:00 1982,77 2563,27 2800,66 0,92 0,96 1,00 33,10 0,09
111
Conc Rougher Relave Scavenger Relave Columnas Conc Scavenger Fecha Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%]
01-01-2013 19:00 02-01-2013 19:00 3,25 0,13 0,97 4,79 02-01-2013 19:00 03-01-2013 19:00 3,63 0,13 1,04 6,12 03-01-2013 19:00 04-01-2013 19:00 4,09 0,12 1,58 5,27 04-01-2013 19:00 05-01-2013 19:00 5,26 0,34 1,28 3,89 05-01-2013 19:00 06-01-2013 19:00 5,69 0,23 1,39 3,61 06-01-2013 19:00 07-01-2013 19:00 5,74 0,18 2,33 5,22 07-01-2013 19:00 08-01-2013 19:00 7,24 0,18 2,27 6,74 08-01-2013 19:00 09-01-2013 19:00 4,63 0,16 1,27 3,22 09-01-2013 19:00 10-01-2013 19:00 3,39 0,16 1,00 4,73 10-01-2013 19:00 11-01-2013 19:00 4,13 0,12 0,84 4,60 11-01-2013 19:00 12-01-2013 19:00 5,47 0,12 1,00 5,68 12-01-2013 19:00 13-01-2013 19:00 3,63 0,11 1,09 5,42 13-01-2013 19:00 14-01-2013 19:00 4,00 0,17 0,92 1,69 14-01-2013 19:00 15-01-2013 19:00 4,41 0,26 0,87 3,71 15-01-2013 19:00 16-01-2013 19:00 6,23 0,10 0,87 2,85 24-03-2013 19:00 25-03-2013 19:00 4,32 0,12 0,81 6,15 25-03-2013 19:00 26-03-2013 19:00 4,55 0,14 3,32 9,56 26-03-2013 19:00 27-03-2013 19:00 3,98 0,12 2,58 8,77 27-03-2013 19:00 28-03-2013 19:00 6,97 0,12 3,20 6,66 28-03-2013 19:00 29-03-2013 19:00 5,30 0,11 0,68 5,09 29-03-2013 19:00 30-03-2013 19:00 5,81 0,13 0,71 5,75 30-03-2013 19:00 31-03-2013 19:00 5,51 0,11 0,14 2,86 31-03-2013 19:00 01-04-2013 19:00 5,85 0,12 1,05 5,15 01-04-2013 19:00 02-04-2013 19:00 5,45 0,12 1,66 2,33 02-04-2013 19:00 03-04-2013 19:00 4,98 0,10 1,80 5,03 03-04-2013 19:00 04-04-2013 19:00 5,21 0,11 2,63 6,83 04-04-2013 19:00 05-04-2013 19:00 3,16 0,09 1,38 4,31
112
Conc Rougher Relave Scavenger Relave Columnas Conc Scavenger Fecha Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%]
05-04-2013 19:00 06-04-2013 19:00 3,56 0,13 1,82 3,87 06-04-2013 19:00 07-04-2013 19:00 2,73 0,14 0,88 2,64 07-04-2013 19:00 08-04-2013 19:00 2,59 0,15 1,69 5,53 08-04-2013 19:00 09-04-2013 19:00 4,46 0,14 3,02 5,82 12-04-2013 19:00 13-04-2013 19:00 6,65 0,17 1,96 2,68 13-04-2013 19:00 14-04-2013 19:00 4,10 0,28 2,43 4,11 14-04-2013 19:00 15-04-2013 19:00 5,72 0,14 5,53 7,57 15-04-2013 19:00 16-04-2013 19:00 5,29 0,13 4,51 5,36 16-04-2013 19:00 17-04-2013 19:00 6,15 0,14 2,92 4,48 17-04-2013 19:00 18-04-2013 19:00 6,09 0,18 2,97 3,99 18-04-2013 19:00 19-04-2013 19:00 5,39 0,16 3,94 5,64 19-04-2013 19:00 20-04-2013 19:00 4,64 0,16 3,99 6,98 20-04-2013 19:00 21-04-2013 19:00 4,08 0,18 4,35 7,93 21-04-2013 19:00 22-04-2013 19:00 5,12 0,15 6,12 11,93 22-04-2013 19:00 23-04-2013 19:00 4,03 0,14 5,99 11,16 24-04-2013 19:00 25-04-2013 19:00 3,32 0,10 3,84 8,93 25-04-2013 19:00 26-04-2013 19:00 3,51 0,12 2,62 4,68 26-04-2013 19:00 27-04-2013 19:00 4,01 0,12 2,09 4,66 27-04-2013 19:00 28-04-2013 19:00 3,97 0,14 2,28 6,00 28-04-2013 19:00 29-04-2013 19:00 4,53 0,13 2,56 6,25 29-04-2013 19:00 30-04-2013 19:00 5,10 0,13 3,44 6,35 30-04-2013 19:00 01-05-2013 19:00 4,62 0,13 2,16 7,14 01-05-2013 19:00 02-05-2013 19:00 4,55 0,13 2,48 4,80 02-05-2013 19:00 03-05-2013 19:00 3,94 0,14 3,15 6,89 03-05-2013 19:00 04-05-2013 19:00 4,24 0,15 2,51 5,80 04-05-2013 19:00 05-05-2013 19:00 4,17 0,14 2,70 5,66 05-05-2013 19:00 06-05-2013 19:00 4,62 0,18 2,77 6,91
113
Conc Rougher Relave Scavenger Relave Columnas Conc Scavenger Fecha Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%]
06-05-2013 19:00 07-05-2013 19:00 4,95 0,19 1,74 4,63 07-05-2013 19:00 08-05-2013 19:00 3,25 0,17 2,20 5,51 08-05-2013 19:00 09-05-2013 19:00 3,92 0,15 2,85 5,90 09-05-2013 19:00 10-05-2013 19:00 5,08 0,16 3,27 6,39 10-05-2013 19:00 11-05-2013 19:00 4,90 0,15 2,90 6,07 11-05-2013 19:00 12-05-2013 19:00 5,11 0,14 3,01 6,15 12-05-2013 19:00 13-05-2013 19:00 6,02 0,20 4,34 8,51 13-05-2013 19:00 14-05-2013 19:00 5,19 0,14 5,64 9,59 14-05-2013 19:00 15-05-2013 19:00 3,86 0,12 5,65 10,80 15-05-2013 19:00 16-05-2013 19:00 3,49 0,15 3,62 11,40 16-05-2013 19:00 17-05-2013 19:00 2,80 0,11 3,57 10,31 17-05-2013 19:00 18-05-2013 19:00 3,44 0,17 3,29 7,55 18-05-2013 19:00 19-05-2013 19:00 3,76 0,26 1,70 6,58 19-05-2013 19:00 20-05-2013 19:00 4,89 0,23 3,56 9,33 20-05-2013 19:00 21-05-2013 19:00 4,07 0,25 4,53 8,66 21-05-2013 19:00 22-05-2013 19:00 3,32 0,22 3,63 8,40 22-05-2013 19:00 23-05-2013 19:00 2,89 0,18 3,98 9,39 23-05-2013 19:00 24-05-2013 19:00 3,14 0,16 2,85 6,62 24-05-2013 19:00 25-05-2013 19:00 5,75 0,15 2,29 5,57 25-05-2013 19:00 26-05-2013 19:00 6,40 0,13 3,97 7,78 26-05-2013 19:00 27-05-2013 19:00 5,68 0,14 2,86 8,10 27-05-2013 19:00 28-05-2013 19:00 4,06 0,17 1,79 5,57 28-05-2013 19:00 29-05-2013 19:00 4,67 0,18 2,17 6,22 29-05-2013 19:00 30-05-2013 19:00 4,97 0,25 3,77 9,63 30-05-2013 19:00 31-05-2013 19:00 3,34 0,21 2,10 9,17 31-05-2013 19:00 01-06-2013 19:00 4,44 0,24 4,75 11,28 01-06-2013 19:00 02-06-2013 19:00 4,59 0,23 5,23 12,97
114
Conc Rougher Relave Scavenger Relave Columnas Conc Scavenger Fecha Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%]
02-06-2013 19:00 03-06-2013 19:00 4,65 0,20 4,90 5,74 04-06-2013 19:00 05-06-2013 19:00 3,75 0,19 6,03 14,46 05-06-2013 19:00 06-06-2013 19:00 4,86 0,17 4,43 8,33 06-06-2013 19:00 07-06-2013 19:00 4,90 0,13 4,27 9,07 07-06-2013 19:00 08-06-2013 19:00 5,54 0,10 3,26 7,27 08-06-2013 19:00 09-06-2013 19:00 4,51 0,12 3,16 8,32 09-06-2013 19:00 10-06-2013 19:00 4,64 0,13 2,64 7,79 10-06-2013 19:00 11-06-2013 19:00 3,93 0,09 3,96 8,59 11-06-2013 19:00 12-06-2013 19:00 4,29 0,15 3,91 10,10 12-06-2013 19:00 13-06-2013 19:00 3,13 0,13 2,79 9,09 13-06-2013 19:00 14-06-2013 19:00 4,11 0,10 3,88 8,18 14-06-2013 19:00 15-06-2013 19:00 2,97 0,22 2,94 10,10 15-06-2013 19:00 16-06-2013 19:00 3,32 0,15 3,76 9,72 16-06-2013 19:00 17-06-2013 19:00 4,36 0,14 8,09 12,85 17-06-2013 19:00 18-06-2013 19:00 3,27 0,15 5,56 13,32 18-06-2013 19:00 19-06-2013 19:00 2,99 0,11 5,46 12,12 19-06-2013 19:00 20-06-2013 19:00 3,93 0,12 4,82 10,12 20-06-2013 19:00 21-06-2013 19:00 4,92 0,15 3,55 8,90 21-06-2013 19:00 22-06-2013 19:00 5,23 0,18 1,86 8,61 22-06-2013 19:00 23-06-2013 19:00 4,03 0,19 1,81 5,82 23-06-2013 19:00 24-06-2013 19:00 5,05 0,13 3,74 9,70 24-06-2013 19:00 25-06-2013 19:00 6,69 0,12 4,15 6,40 25-06-2013 19:00 26-06-2013 19:00 4,81 0,10 2,31 3,79 28-06-2013 19:00 29-06-2013 19:00 2,67 0,11 1,88 5,05 29-06-2013 19:00 30-06-2013 19:00 2,47 0,11 2,34 6,91 30-06-2013 19:00 01-07-2013 19:00 3,25 0,06 2,02 6,33 01-07-2013 19:00 02-07-2013 19:00 3,49 0,10 2,21 6,87
115
Conc Rougher Relave Scavenger Relave Columnas Conc Scavenger Fecha Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%]
02-07-2013 19:00 03-07-2013 19:00 3,49 0,15 1,30 4,62 04-07-2013 19:00 05-07-2013 19:00 2,72 0,09 2,26 4,82 05-07-2013 19:00 06-07-2013 19:00 2,94 0,10 1,46 4,06 06-07-2013 19:00 07-07-2013 19:00 2,94 0,09 1,68 4,91 07-07-2013 19:00 08-07-2013 19:00 2,88 0,10 2,04 6,28 08-07-2013 19:00 09-07-2013 19:00 3,48 0,12 2,76 8,32 09-07-2013 19:00 10-07-2013 19:00 3,67 0,11 3,27 6,98 10-07-2013 19:00 11-07-2013 19:00 4,53 0,11 3,80 9,50 11-07-2013 19:00 12-07-2013 19:00 3,56 0,11 5,45 11,39 12-07-2013 19:00 13-07-2013 19:00 3,47 0,08 4,30 10,64 13-07-2013 19:00 14-07-2013 19:00 5,01 0,09 6,77 15,80 14-07-2013 19:00 15-07-2013 19:00 3,11 0,09 3,26 7,99 15-07-2013 19:00 16-07-2013 19:00 4,68 0,10 3,47 6,70 16-07-2013 19:00 17-07-2013 19:00 3,69 0,10 3,80 7,17 17-07-2013 19:00 18-07-2013 19:00 4,45 0,10 4,06 7,20 18-07-2013 19:00 19-07-2013 19:00 4,69 0,08 2,39 4,76 19-07-2013 19:00 20-07-2013 19:00 3,59 0,11 3,18 6,49 20-07-2013 19:00 21-07-2013 19:00 3,98 0,13 3,04 6,65 21-07-2013 19:00 22-07-2013 19:00 4,20 0,14 3,08 7,65 22-07-2013 19:00 23-07-2013 19:00 4,91 0,14 3,70 6,99 23-07-2013 19:00 24-07-2013 19:00 4,70 0,12 4,09 10,39 24-07-2013 19:00 25-07-2013 19:00 3,39 0,12 2,42 6,86 25-07-2013 19:00 26-07-2013 19:00 3,29 0,13 3,21 8,27 26-07-2013 19:00 27-07-2013 19:00 3,47 0,17 3,80 8,63 27-07-2013 19:00 28-07-2013 19:00 4,65 0,16 5,57 10,67 28-07-2013 19:00 29-07-2013 19:00 4,99 0,24 7,00 12,92 29-07-2013 19:00 30-07-2013 19:00 7,09 0,16 9,87 17,30
116
Conc Rougher Relave Scavenger Relave Columnas Conc Scavenger Fecha Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%] Ley CuT [%]
30-07-2013 19:00 31-07-2013 19:00 6,66 0,15 10,22 17,11 31-07-2013 19:00 01-08-2013 19:00 5,57 0,13 4,94 11,05 01-08-2013 19:00 02-08-2013 19:00 5,00 0,13 4,66 10,63 02-08-2013 19:00 03-08-2013 19:00 4,51 0,16 3,79 9,89 03-08-2013 19:00 04-08-2013 19:00 5,89 0,13 4,39 9,58 04-08-2013 19:00 05-08-2013 19:00 6,41 0,11 7,20 10,86 05-08-2013 19:00 06-08-2013 19:00 4,64 0,12 3,92 6,48 06-08-2013 19:00 07-08-2013 19:00 4,92 0,10 4,62 7,95 07-08-2013 19:00 08-08-2013 19:00 5,01 0,11 3,75 5,10 08-08-2013 19:00 09-08-2013 19:00 4,61 0,12 3,88 6,58 09-08-2013 19:00 10-08-2013 19:00 4,12 0,14 4,08 7,44 10-08-2013 19:00 11-08-2013 19:00 5,84 0,17 3,33 9,92 11-08-2013 19:00 12-08-2013 19:00 6,95 0,17 5,25 10,28 12-08-2013 19:00 13-08-2013 19:00 6,95 0,19 8,09 15,57 15-08-2013 19:00 16-08-2013 19:00 6,97 0,19 3,62 5,44
117
Anexo C. Instrumentación del circuito de remolienda
Instrumentación para avance de celdas cero Rougher
Equipo TAG Función
ST-710 330-LI-9752 Indicador de nivel
ST-710 330-HV-9753 Válvula agua de proceso
ST-921 330-LI-11120 Indicador de nivel
ST-921 330-HV-11129 Bypass
PP-704 330-HV-9755 Válvula drenaje de descarga
ST-363 330-LI-3785 Indicador de nivel
ST-442 330-FQI-3572 Flujómetro
ST-447 330-FQI-3573 Flujómetro
ST-441 330-LIT-3573 Indicador y transmisor de nivel
PP-81 330-LIC-3574 Velocidad de la bomba
CS-012 330-PIT-3580 Indicador y transmisor de presión
ST-027 330-LIC-3772 Indicador de nivel
ST-027 330-FIC-3771 Flujómetro agua para ajuste de % de sólidos
PP-080 330-FIC-3773 Flujómetro
ML-016 IIML016 Amperaje
ST-013 330-LIC-3804 Indicador de nivel
ST-013 330-HISAC-3805 Válvula a PP997
PP-997 330-LIC-3804 Velocidad de la bomba
PP-997 330-HISAC-3812 Drenaje en la succión
PP-997 330-HISAC-3813 Drenaje en la descarga
ST-781 330-LI-9333 Indicador de nivel
Instrumentación para avance de celdas Scavenger
Equipo TAG Función
PP-061 330-HISPPPP-061 Drenaje
ST-298 330-LIT-3123 Indicador y transmisor de nivel
ST-298 330-HISAC-3158 Bypass al TK-95
118
Anexo D. Consumo energético de equipos fuera de funcionamiento
Equipo Potencia [HP] Potencia [kW] Utilización [horas
al año] [kWh]
PP-711 30 22 8760 195969,96 PP-061 100 75 8760 653233,2 PP-704 100 75 8760 653233,2
119
Anexo E. Evaluación económica
A continuación, se presentan las fórmulas para el cálculo del VAN y el TIR.
VAN
Donde:
o FC : Flujo de caja neto
o i : Tasa mínima atractiva de retorno o TMAR
TIR Para el cálculo del TIR, se debe utilizar la fórmula del VAN pero igualada a cero,
y despejar i. Hecho esto, se compara la i resultante con la TMAR definida para el
proyecto.
