PROYECTO OPTIMIZACIÓN DEL ÁREA SECA DE MINERA SPENCE BHP BILLITON

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1 PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSO FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL QUÍMICO PROYECTO OPTIMIZACIÓN DEL ÁREA SECA DE MINERA SPENCE BHP BILLITON Bárbara Parragué Guzmán Profesores Guía: Jaime Fernández Celis José Torres Titus 2013

2 Resumen Optimización del Área Seca es un proyecto de Minera Spence de BHP Billiton, ubicada en la II Región de nuestro país, cuyo principal objetivo es obtener un significativo aumento (15%) en el rendimiento de la planta, esto es, de a ton seca/día (3.400 ton seca/h). Alcanzar este objetivo permite un aumento en la producción. No obstante, para el logro de esta meta se hace indispensable la modificación y adquisición de nuevos equipos que permitan optimizar el proceso en las etapas de chancado primario, chancado y harneado, aglomeración y apilamiento. Considerando que uno de los principales problemas de la producción, proviene del área seca, punto crítico de la planta, se inició este proyecto con un período de observación de las condiciones en que ésta se encontraba, seguido de un análisis de equipos críticos a través de 3 estudios: por detenciones no programadas de equipos, por campaña (óxido-sulfuro) y por capacidad; cada uno de los cuales permitió identificar 2 etapas: pre-optimización y post-optimización. La primera etapa, demostró fehacientemente, que los problemas más recurrentes de la planta, eran ocasionados por detenciones no programadas de operación y mantención. En la segunda etapa, los principales obstáculos fueron provocados por la demora en la puesta en marcha de la segunda línea de aglomeración, la detección de fallas estructurales en la correa 41-CV-13 y el mal funcionamiento de los empalmes de las correas transportadoras, lo que ocasionó inestabilidad a la planta impidiendo su normal operación. Sin embargo, lo que contribuye en gran parte al bajo desempreño del rendimiento y del tiempo de operación efectiva de la planta es la falta de un sistema de acopio de gruesos (Stock Pile) en el área seca, ya que sin éste el proceso y la producción se ven interrumpidas constantemente a causa de las recurrentes detenciones de los equipos. Estudiado el problema y validada la condición de la planta en estado pre y post-optimización, se creó como herramienta, una planilla dinámica de Excel, basada en el balance de masa del área seca, lo que permite predecir posibles problemas de capacidad en los equipos de la planta cuando se opere, en el nuevo proyecto, en condiciones normales. El estudio de costos por operaciones no programadas, durante los 3 primeros meses de marcha blanca del proyecto llegó a US$ , lo que implica sólo un 0,4% en la utilidad del AF13 1. Ésta no 1 AF13: Año Fiscal 2013 II

3 presenta riesgos al variar la TMAR 2 del proyecto o debido a las fluctuaciones del precio del cobre, salvo que esta última disminuya en un hasta un valor igual o menor a US$ 1,69, instancia en la que el VAN del proyecto pasaría a ser cero o negativa. 2 TMAR: Tasa Mínima Atractiva de Retorno. III

4 Índice de Contenidos Resumen II CAPÍTULO I. Introducción, Objetivos y Actividades Introducción Objetivos Actividades 4 CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence Ubicación Información Meteorológica Sismología Resumen General 8 CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca Descripción de la Planta de Chancado Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales Listado de Equipos Principales Criterios de Diseño y Parámetros Principales Operación de la Planta de Chancado Aspectos Prácticos de la Operación Desviaciones en la Operación Descripción del Proceso de Aglomeración Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales Criterios de Diseño y Parámetros Principales Operación de Aglomeración Aspectos Prácticos de la Operación Desviaciones en la Operación Descripción del Apilamiento de Mineral Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales Criterios de Diseño y Parámetros Principales Operación del Apilamiento Aspectos Prácticos de la Operación. 43 IV

5 Operación del Sistema de Apilamiento Desviaciones en la Operación Situaciones Límites de Proceso 47 CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto Optimización del Área Seca Objetivos Alcance Incremento del Rendimiento Optimización del Apilamiento 53 CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización) Evaluación y Diagnóstico de la Operación Actual Equipos Críticos Equipos Críticos por Detenciones No Programadas Equipos Críticos por Campaña Equipos Críticos por Capacidad Tiempo de Operación Efectiva 69 CAPÍTULO VI. Análisis y Evaluación Post-Optimización Equipos Críticos Equipos Críticos por Detenciones No Programadas Equipos Críticos por Campaña Equipos Críticos por Capacidad Tiempo de Operación Efectiva Rendimiento 76 CAPÍTULO VII. Amenazas del Proyecto Optimización del Área Seca CAPÍTULO VIII. Análisis Económico Análisis de Sensibilidad Variación del Precio del Cobre Variación de la TMAR 83 V

6 CAPÍTULO IX. Discusión y Conclusión Glosario 87 Referencia Bibliográfica. 89 Anexos 90 ANEXO A. Información Recopilada del Área Seca.. 91 ANEXO B. Balance de Masa del Área Seca B-1. Etapa Pre-Optimización (Capacidad Nominal: ton/día) 100 B-2. Etapa Pre-Optimización (Capacidad de Diseño: ton/día). 105 B-3. Etapa Post-Optimización (Capacidad Nominal: ton/día) ANEXO C. Tablas del Análisis Económico C-1. Variación del Precio del Cobre. 113 C-1.1. El precio del cobre es fijo. 113 C-1.2. El precio del cobre disminuye un 5% anual C-1.3. El precio del cobre disminuye un 6% anual C-1.4. El precio del cobre disminuye un 7% anual C-1.5. El precio del cobre disminuye un 8% anual C-1.6. El precio del cobre disminuye un 9% anual C-1.7. El precio del cobre disminuye un 10% anual 122 C-2. Variación de la TMAR. 124 C-2.1. El precio del cobre es fijo C-2.2. El precio del cobre disminuye un 5% anual C-2.3. El precio del cobre disminuye un 6% anual C-2.4. El precio del cobre disminuye un 7% anual C-2.5. El precio del cobre disminuye un 8% anual 128 C-2.6. El precio del cobre disminuye un 9% anual 129 C-2.7. El precio del cobre disminuye un 10% anual VI

7 CAPÍTULO D. Oportunidades de Mejora. 131 D-1. Detenciones No Programadas (Operación Planta). 131 D-2. Detenciones No Programadas (Operación Mina) D-3. Optimización del Proceso D-4. Predicción de Equipos Críticos VII

8 Índice de Tablas CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence Descripción de la temperatura ambiente Descripción de la evaporación de piscinas Descripción del sistema de riego de las pilas de lixiviación... 7 CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca Equipos principales de la planta de chancado Alimentadores de cinta planta de chancado Correas transportadoras de la planta de chancado Criterios de diseño y parámetros principales de la planta de chancado Listado de equipos principales de la aglomeración Alimentadores de cinta en aglomeración Característica de correa transportadora alimentadora del tambor aglomerador Datos principales de la especificación técnica Criterios de diseño y parámetros principales de la aglomeración Criterios de diseño y parámetros principales del apilamiento 43 CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto Optimización del Área Seca Características y parámetros principales de la segunda línea de aglomeración. 51 CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización) Listado de causas con mayor tiempo de detención de los 5 equipos más críticos del área Seca Equipos críticos y tiempo de detención por campaña 65 CAPÍTULO VIII. Análisis Económico Valores del precio del cobre para cada año en US$/lb Producción de Cu catódico adicional del proyecto VAN anual según su % de disminución del precio del cobre VAN calculado a partir de variaciones en el valor de TMAR VIII

9 ANEXO A. Información Recopilada del Área Seca.. 91 A-1. Información extraída del sistema de registro de detenciones A-2. Información del rendimiento diario del área seca. 99 ANEXO B. Balance de Masa del Área Seca B-1.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (50 kton/día) B-2.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (57,5 kton/día) B-3.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (61,2 kton/día). 112 ANEXO C. Tablas de Análisis Económico del Proyecto. 113 C-1.1. Utilidad operacional con el precio del cobre fijo C-1.2. Flujo de caja neto con el precio del cobre fijo [US$/año] 114 C-1.3. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año] C-1.4. Utilidad operacional con variación del -5% anual en el precio del cobre C-1.5. Flujo de caja neto con variación del -5% anual en el precio del cobre [US$/año] 115 C-1.6. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año] C-1.7. Utilidad operacional con variación del -6% anual en el precio del cobre C-1.8. Flujo de caja neto con variación del -6% anual en el precio del cobre [US$/año] 117 C-1.9. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año] C Utilidad operacional con variación del -7% anual en el precio del cobre 118 C Flujo de caja neto con variación del -7% anual en el precio del cobre [US$/año] C VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año] 119 C Utilidad operacional con variación del -8% anual en el precio del cobre 119 C Flujo de caja neto con variación del -8% anual en el precio del cobre [US$/año] C VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año] 120 C Utilidad operacional con variación del -9% anual en el precio del cobre 121 C Flujo de caja neto con variación del -9% anual en el precio del cobre [US$/año] C VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año] 122 C Utilidad operacional con variación del -10% anual en el precio del cobre. 122 C Flujo de caja neto con variación del -10% anual en el precio del cobre [US$/año] 123 C VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año] C-2.1. VAN para distintos valores de TMAR con el precio del cobre fijo C-2.2. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 5% anual en el precio del cobre C-2.3. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 6% anual en el precio del cobre C-2.4. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 7% anual en el precio del cobre C-2.5. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 8% anual en el precio del cobre C-2.6. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 9% anual en el precio del cobre IX

10 C-2.7. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 10% anual en el precio del cobre X

11 Índice de Figuras CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence Mapa de la II Región de Antofagasta, ubicación de Minera Spence. 6 CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca Diagrama de bloques general Diagrama de bloques del área seca Picarrocas típico BTI Chancador Primario METSO Superior MKII Harnero Schenck de doble cubierta típico, con aislamiento de vibraciones hacia la estructura soportante o fundaciones Cuerpo de Harnero Schenck Tipo Banana Saliendo de la Fábrica en Australia Chancadores de cono METSO tipo MP, estándar o cabeza corta Diagrama de bloques chancado aglomeración apilamiento Tambor aglomerador 2 de Minera Spence. 32 CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto Optimización del Área Seca Diagrama del área de chancado Diagrama del área de aglomeración Diagrama del área de aglomeración Diagrama del área de apilamiento. 56 ANEXO B. Balance de Masa del Área Seca B-1.1. Diagrama de balance de masa (primera parte) B-1.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte) B-1.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte) 103 B-2.1. Diagrama de balance de masa (primera parte) B-2.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte) 106 B-2.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte) B-3.1. Diagrama de balance de masa (primera parte). 109 B-3.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte) 110 B-3.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte) XI

12 Índice de Gráficos CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización) Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado Detenciones no programadas mensuales del chancador primario Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de mantención Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de operación Diagrama pareto de detenciones no programadas del área seca por campaña Gráfico de cajas del tiempo de operación efectiva del área seca por campaña.. 69 CAPÍTULO VI. Análisis y Evaluación Post-Optimización Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento Agrupación de las fallas más recurrentes en el área de chancado y apilamiento Tiempo óptimo de operación área seca post-optimización Gráfico de caja de tiempo óptimo de operación por campaña y por estado del proyecto Gráfico de caja de rendimiento del área seca por campaña y por estado del proyecto Rendimiento del área seca post-optimización CAPÍTULO VIII. Análisis Económico VAN vs la variación del precio del cobre VAN vs TMAR con sus respectivas variaciones en el precio del cobre. 84 XII

13 Agradecimientos Primero que todo quiero agradecer a mi familia por su constante e incondicional apoyo, ayuda, generosidad y ánimo que me brindaron a lo largo de mis estudios y sobre todo en esta última etapa de realización y presentación de mi memoria. A mis profesores guía, Jaime Fernández C. Y José Torres T., por la paciencia, dedicación y comprensión en las etapas de revisión y corrección de mi memoria. A mi amiga y compañera Gabriela Salinas S. por sus palabras de aliento, compañía y apoyo durante la etapa de presentación de mi memoria. A todos los integrantes del Laboratorio Wieteres de ECIM por permitirme trabajar en un ambiente muy grato y dándome todas las facilidades para poder este trabajo. Y por último, pero no por esto menos importante, quiero agradecer de forma muy especial a mis tutores de Minera Spence BHP Billiton, Juan Larenas y Hugo Zepeda, por brindarme todo su apoyo, conocimiento, ayuda, dedicación, paciencia, comprensión y amistad en los momentos que necesité de ellos. También agradecer a todas las personas que conocí y con las que trabajé en este lugar, cada uno aportó de distinta forma a la realización de este trabajo, tanto en el área profesional como en el área personal. Tengo los mejores y más lindos recuerdos de cada uno de ustedes. Los extraño y nunca los olvido. XIII

14 CAPÍTULO I. Introducción, Objetivos y Actividades 1.1. Introducción Minera Spence S.A. es una empresa de BHP Billiton Base Metals, ubicada en la II Región, orientada a la explotación de yacimientos mineros de metales base, específicamente cobre, cuya producción se comercializa internacionalmente en la Bolsa de Metales de Londres. Spence es una empresa altamente comprometida con una gestión que apunta al cero daño, protegiendo la integridad física de sus trabajadores, colaboradores, medio ambiente y comunidades que puedan verse afectadas por sus ejecuciones y, al mismo tiempo, preocupada de cumplir una misión que tienda a la excelencia de sus procesos y la máxima eficiencia de sus recursos siguiendo la línea de ser una operación destacada y simple. Minera Spence S.A. comenzó sus operaciones en Septiembre del año 2006 con la puesta en marcha de la planta de chancado, siguiendo en diciembre del mismo año con el inicio de las operaciones de SX (Extracción por Solventes) y EW (Electro-obtención), obteniéndose de esta forma, el primer cátodo de cobre el día 5 de Diciembre. Spence es una mina de cobre con una capacidad de tratamiento de toneladas de cobre fino al año y una ley promedio de 1,5% app; cuenta con operaciones de extracción mina, chanchado primario, secundario y terciario, lixiviación química y bacterial de aproximadamente toneladas de mineral entre óxidos y sulfuros, además cuenta con una planta de última generación de extracción por solvente de flujo reverso y una nave de electro-obtención totalmente automatizada con la última tecnología de cosecha y despegado de cátodos. Sin embargo, la capacidad de diseño de la planta no ha alcanzado los valores previstos, esto principalmente debido a las bajas recuperaciones de lixiviación en las operaciones de sulfuros y las bajas transferencias desde SX a EW. Por tal motivo y dadas las proyecciones de aumento en producción, es que Minera Spence ha puesto en marcha una serie de proyectos y estudios orientados a cumplir con los requerimientos productivos de la Gerencia de Operaciones y este estudio se enmarca dentro de los alcances anteriormente mencionados. El presente trabajo está orientado en uno de los proyectos de Gerencia de Operación Planta, el que se denomina Optimización del Área Seca. 1

15 El proyecto Optimización del Área Seca consiste en poder aumentar la capacidad de rendimiento, vale decir poder incrementar los actuales niveles de producción de ton seca/día a ton seca/día (a ton seca/h). El Área Seca contempla las etapas de chancado, aglomeración y apilamiento. La planta de chanchado es un eslabón en la cadena mina-chancado-aglomeración-apilamiento, cuya operación es en línea. El chancado se realiza en tres etapas: primaria, secundaria y terciaria en circuito cerrado con una capacidad nominal de ton seca/día de mineral. Para lograr el objetivo principal del proyecto, se realizaron modificaciones en equipos y se adquirieron otros nuevos. En este contexto el trabajo se orientó en estudiar, identificar y validar parámetros de operación y puntos críticos presentes en la planta, haciendo diagnósticos preliminares (etapa preoptimización) del estado del rendimiento y tiempo de operación efectiva del área seca. Luego, al finalizar los trabajos y dando inicio a la etapa de marcha blanca del proyecto (etapa post-optimización), se realizó el mismo diagnóstico durante los 3 primeros meses de operación del proyecto, trabajando en campaña de óxidos. A través de estudios, reuniones, análisis estadísticos, visitas a terreno y trabajo en equipo con distintas áreas, el resultado obtenido fue una gran mejoría en el tiempo de operación efectiva del chancador primario que aumentó en un 20%. Sin embargo, según el análisis de detenciones no programadas, las fallas de mantención ocasionadas por detenciones de correas debido a desperfectos en sus empalmes, siguieron siendo la causa principal de detención de la planta. Lógicamente, este problema fue previsto, ya que el proyecto contempló aumentar la carga de las correas y también su velocidad, ambas en un promedio del 10%, por lo que constantemente se realizaron monitoreos de todas las correas para velar por su normal funcionamiento. También, al hacer una comparación entre el rendimiento en las etapas de pre y post-optimización, el 43% de los días en la segunda etapa, la planta llegó a procesar una cantidad igual o mayor a ton/día de mineral seco. Lo que demuestra un mejor desempeño con respecto a la primera etapa. Al mismo tiempo, se creó una herramienta en una planilla dinámica de excel que ayuda a predecir, bajo ciertas condiciones de operación de la planta, los equipos críticos mediante sus capacidades. Con esto además, se justificó la adición de una segunda línea de aglomeración del proyecto ya que los equipos que presentaban alertas o condiciones críticas constantemente, bajo disintos parámetros de operación eran la correa 40-CV-08 (alimentación del tambor aglomerador) y el tambor aglomerador 40-AD-01. 2

16 Finalmente, se realizó un análisis de sensibilidad con dos parámetros económicos (variación de la TMAR y el precio del cobre) donde se verificó que la utilidad de la empresa, presenta establidad al realizar los flujos de caja para las distintas fluctuaciones. 3

17 1.2. Objetivo General Aumentar el rendimiento y tiempo de operación efectiva de la planta de área seca mediante el proyecto Optimización del área seca de Minera Spence BHP Billiton Objetivos Específicos Realizar análisis y diagnóstico operacional del área seca en etapa pre-optimización. Identificar los puntos críticos de la planta en etapa pre-optimización. Realizar análisis y diagnóstico operacional del ára seca en etapa post-optimización o marcha blanca, trabajando en campaña de óxidos. Identificar los puntos críticos de la planta en etapa post-optimización. Recomendar soluciones y oportunidades de mejora Actividades Para llevar a cabo los objetivos específicos, se realizaron las siguientes actividades. a) Recopilación de antecedentes de la planta: para determinar el estado en que se encontraba la planta, fue necesario extraer información de todos los registros de detenciones de la planta mediante la aplicación SRD (Sistema de Registro de Detenciones) utilizada en Minera Spence, en ella hay información relevante como fecha y hora de inicio de la detención, duración, equipo, área y causa, entre otros (Anexo A). b) Recopilación de antecedentes del proyecto: para saber el alcance de Optimización del Área Seca se trabajó en conjunto con el área de proyectos, quienes eran responsables directos de la ejecución del mismo. c) Visitas a terreno: durante los 6 meses de duración de este trabajo, se visitó muchas veces la planta para verificar el estado y condiciones de operación de los distintos equipos. d) Trabajo en equipo: durante el proceso de modificación de algunos equipos y la puesta en marcha de otros, se realizaron distintos trabajos en conjunto con el área de operaciones de la planta, el área de proyecto, el área de planificación, el área de operaciones de la mina, el área 4

18 de control de procesos, el área de ingeniería y el área de mantención. Estas labores tenían por objetivo informar y tomar acciones correctivas de los problemas que se iban presentando a medida que avanzaba el proyecto. e) Análisis de resultados: mediante el software MiniTab se ejecutaron análisis estadísticos para identificar si los procesos seguían una distribución normal y según esto, comparar mediante promedios o medianas el desempeño en distintos meses y etapas del proyecto. También se realizaron diagramas de pareto para visualizar mejor los equipos más críticos de la planta. De igual forma, se desarrolló un balance de masa en una tabla dinámica de Excel, con el fin de poder predecir equipos que podrían presentar problemas de capacidad en la operación. 5

19 CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence 2.1. Ubicación Minera Spence se encuentra en la II Región de Chile, 6 km al noreste de Sierra Gorda, 62 km al suroeste de Calama y 130 km al noreste de Antofagasta, capital de la región, a una altura de m sobre el nivel del mar. Figura 2.1. Mapa de la II Región de Antofagasta, ubicación de Minera Spence. 6

20 2.2. Información Meteorológica Presión barométrica: 82,1 kpa. Temperatura Ambiente (Tabla 2.2): Descripción Valor [ºC] Mínima Anual 0 Máxima Anual 33 Promedio Anual 20 Tabla 2.1. Descripción de la temperatura ambiente. Radiación Solar: 0,7 1,1 kw/m 2 Evaporación (Tabla 2.3.): Piscinas Valor [mm/d] Mínima Diaria 7,0 Máxima Diaria 13,4 Promedio Diario 9,6 Tabla 2.2. Descripción de la evaporación de piscinas. Pilas Cantidad Tipo Súlfuros 2,5 Goteros Óxidos 10,0 Aspersores Óxidos 6,0 Goteros Dump 6,0 Goteros Tabla 2.3. Descripción del sistema de riego de las pilas de lixiviación. Nieve: 0 mm. Vientos: Máximo observado: 75 km/h. Diseño a nivel del suelo: 120 km/h. Dirección: ONO y NO. Exposición al viento: Nch 432 Of. 71 ó UBC Humedad (Humedad Relativa Promedio): 23,1% Sismología 7

21 La zona corresponde a la Nch zona 3 y para equipos rige la Uniform Building Code U.S.A. (UBC 1997) zona Resumen General El proceso de Minera Spence sigue la vía: chancado, aglomeración, apilamiento de mineral, descarga de ripios, lixiviación, extracción por solventes y electro-obtención. El chancado, diseñado para una capacidad nominal de ton/día de mineral, opera en campañas de mineral oxidado y mineral sulfurado. La trituración se realiza en tres etapas: primaria, secundaria y terciaria, con el circuito terciario cerrado. El producto del chancador primario se clasifica mediante harneros (scalpers) y el mineral cuya granulometría es inferior a la abertura del chancador secundario, se elimina de su alimentación y se reúne con el producto de los chancadores secundarios y terciarios para alimentar a los harneros terciarios. El sobre tamaño de los harneros terciarios alimenta en circuito cerrado el chancado terciario y el bajo tamaño es el producto final de la planta de chancado. El mineral planta ROM (tal como sale de la mina o run of mine) es triturado desde un tamaño máximo de mm hasta 92% bajo 12,7 mm y 98% bajo 19 mm, como producto final después de las tres etapas de chancado. El mineral chancado se mezcla en un tambor rotatorio con ácido sulfúrico y refino de la extracción por solventes de los óxidos o de sulfuros (según sea el tipo de mineral), para una mejor homogenización del ácido sulfúrico e iniciar el curado del mineral. El producto resultante es transportado y depositado en pilas de 10 m de altura, para ser lixiviado en forma separada, según sea mineral oxidado o sulfurado. La lixiviación de los óxidos es convencional y la de los sulfuros es bacterial. El tiempo del ciclo de lixiviación es de 285 días para los óxidos y de 661 días para los sulfuros, con un tiempo efectivo de riego de 264 y 640 días, respectivamente. El ciclo de lixiviación, tanto para los óxidos como para los sulfuros, se realiza en dos etapas. En la primera etapa, el mineral fresco se riega con ILS (Solución Intermedia de Lixiviación) proveniente de la segunda etapa para producir el PLS (Solución Cargada de Lixiviación) y en la segunda etapa el 8

22 mineral semi-gastado se lixivia con refino para producir ILS. Para controlar bajo 1 ppm el contenido de cloro en el circuito de lixiviación bacterial de los súlfuros, el PLS formado durante los primeros días de la lixiviación de los se drena hacia la piscina de PLS de los óxidos. Los minerales mixtos de baja ley a tamaño ROM son lixiviados en un botadero con parte del refino del circuito de los óxidos y el DPLS (Solución Cargada de Lixiviación en Botaderos) producido se alimenta en serie a la lixiviación en pilas de los óxidos, aportando cobre sin variar el caudal del PLS producido. Al final de su ciclo, los minerales ya lixiviados en las pilas (ripios) se descargan en forma mecanizada desde las pilas y se transportan y depositan en el botadero de ripios. El circuito de extracción por solventes (SX) procesa la solución cargada en cobre (PLS), proveniente de la operación de lixiviación de los óxidos o de los sulfuros, para transferir en forma selectiva el cobre hacia las operaciones de electro-obtención (EW). El circuito de SX consta de cuatro trenes, cada uno diseñado para procesar en forma simultánea ambos PLS, de óxidos y sulfuros, para lo cual el flujo de orgánico contacta en contra-corriente las etapas de extracción de PLS de los óxidos, E1-P y E2-P, y luego las etapas de extracción del PLS de los sulfuros E1 y E2. Las etapas E1-P y E2-P también pueden recibir PLS de sulfuros. El circuito de electro-depositación está diseñado para una capacidad nominal de ton/año de producción de cobre catódico. La electro-depositación utiliza cátodos permanentes y 378 celdas, arreglada en tres circuitos electro-hidráulicos, cada uno con 126 celdas en dos filas de 63 celdas de concreto polimérico con 78 cátodos cada una. La operación de cosecha, lavado y despegue de cátodos es automatizada. CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca 9

23 El área seca de Minera Spence comprende los procesos de chancado, aglomeración y apilamiento, más específicamente desde el chancador primario (30-CR-01) hasta la correa apiladora de óxido (41-CV- 14) y la correa apiladora de sulfuro (41-CV-16). Mina Chancado Aglomeración Lixiviación Extracción por Solventes Electro-obtención Retiro, manejo y disposición de Patio de Estanques Apilamiento Manejo de Cátodos Figura 3.1. Diagrama de bloques general Descripción de la Planta de Chancado El proceso de Spence sigue la vía chancado, aglomeración, apilamiento de mineral, lixiviación en pilas, descarga de ripios, extracción por solventes y electro-obtención. La planta de chancado es un eslabón en la cadena mina-chancado-aglomeración-apilamiento, cuya operación es en línea. El chancado se realiza en tres etapas: primaria, secundaria y terciaria, en circuito terciario cerrado, con una capacidad nominal de ton/día de mineral. El mineral es triturado desde un tamaño máximo de mm hasta 92% bajo 12,7 mm y 98% bajo 19 mm, como producto final después de las tres etapas de chancado. La planta opera en campañas alternadas de mineral oxidado y sulfurado 10

24 Tolva de Recepción 500 ton 2 Chancadores 2 MP1000 Standard 5 Chancadores 3 MP1000 Short Head Chancador 1, Superior MKII 60 x89 Tolva Reguladora ton 2 Harneros 2 Scalpers DD 8 x24 Tolva Reguladora ton 5 Harneros 3 SD 12 x28 Tolva Reguladora ton Silo ton Aglomerador 4,7 m Ǿ x16,3 m L Sistema de Apilamiento Figura 3.2. Diagrama de bloques del área seca. El mineral ROM (run of mine o tal como sale de la mina) es transportado a la planta de chancado en camiones de 240 ton y descargado directamente sobre el buzón de recepción del chancador primario de 500 ton de capacidad viva. En caso de alimentación con rocas de un diámetro superior al de diseño o de un bloqueo de la boca del chancador por un puente de rocas de tamaño cercano al máximo, éstas son quebradas o movidas mediante un picarocas hidráulico BTI. El mineral ROM, con un tamaño máximo de mm, es triturado bajo 250 mm en un chancador primario giratorio METSO Superior MKII de 60 x 89 y descargado en una tolva de compensación de ton. La tolva bajo el chancador primario tiene la función de compensar las variaciones menores entre camión y camión en la alimentación al chancador primario y regular la alimentación a los harneros secundarios, para una mayor continuidad operacional sin acopio de gruesos. Esta tolva tiene una capacidad mayor que los diseños habituales y para disminuir la posibilidad de segregación del mineral en la alimentación a los harneros secundarios y aumentar la flexibilidad operacional, la descarga de la tolva es a través de dos líneas paralelas. 11

25 Cada línea de alimentación a los harneros se compone de un alimentador de cinta de velocidad variable y una correa transportadora, con una capacidad de diseño ton/h, utilizable en caso de operar con una sola línea secundaria. En la transferencia entre los alimentadores y las correas se ubican electroimanes para atrapar materiales inchancables que pudieren dañar los chancadores secundarios. Con el mismo objetivo, existen detectores de metales en las correas. Para el control y registro de la alimentación a la planta de chancado, se cuenta con pesómetros en algunas correas. Los harneros secundarios, Schenck de 8 pie x 24 pie, doble cubierta, tienen como función eliminar desde la alimentación a los chancadores secundarios el producto de tamaño inferior a la abertura de salida de los chancadores (función secundario); utilizando mallas de protección superiores de 110 mm y mallas inferiores de corte de 60 mm, que pueden ser cambiadas según las características reales del mineral. El sobre tamaño de los harneros secundarios es triturado en dos chancadores METSO MP1000 estándar, ajustados a un CSS de 24 mm (closed side setting o ajuste en el lado cerrado) para las condiciones de diseño. Esta abertura es ajustable entre 18 mm y 35 mm. La alimentación a los chancadores terciarios es con un tamaño máximo de 110 mm. El bajo tamaño de los harneros secundarios es colectado en una correa común. Esta correa se ha sobre dimensionado para una capacidad de ton/h, que corresponde al caso extremo en que el 80% de mineral pasa al bajo tamaño de los harneros. La descarga de esta correa, el producto de los chancadores secundarios y la carga circulante proveniente de los chancadores terciarios, son colectados en una correa con carro repartidor y distribuidos en una tolva de ton. Esta tolva sirve para regular la alimentación a los harneros terciarios y compensar las variaciones de flujo en el suministro de mineral fresco y en la carga circulante del circuito terciario mediante alimentadores de cinta de velocidad variable se alimenta a cinco harneros terciarios de 12 pie x 28 pie, cubierta simple, con abertura de malla de 18 mm. El sobre tamaño de los harneros terciarios es colectado en una correa y distribuido en una tolva de regulación de ton. Mediante alimentadores de cinta de velocidad variable se alimenta a cinco chancadores terciarios MP1000 cabeza corta, ajustados a un CSS de 12 mm, para las condiciones de diseño. El producto de los chancadores regresa en circuito cerrado a los harneros terciarios para ser clasificado. 12

26 El bajo tamaño de los harneros terciarios es el producto final de la planta de chancado y es almacenado en un silo de ton de capacidad viva, que regula la alimentación a la aglomeración. El control de polvo de la planta de chancado se realiza mediante sistemas de abatimiento tipo neblina seca y, además, sistemas de colección de polvo con filtros de manga en la tolva de compensación bajo el chancador primario y en el silo. Con el mismo objetivo de un mayor control de polvo, el buzón de recepción de la descarga de los camiones mina se ubica en un edificio cerrado y la planta no considera un acopio de mineral grueso, que es normalmente fuente de emisiones Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales. Equipos de proceso para reducir de tamaño y clasificar los minerales a lo largo del proceso, que son, el picarrocas, los chancadores y los harneros. Las tolvas y el silo que regulan la alimentación a los equipos de proceso y/o almacenan mineral, para suavizar las variaciones en el suministro del mineral. Los alimentadores y correas transportadoras, que dosifican, transfieren y/o transportan los productos. Los sistemas de control de las emisiones de polvo, por supresión y colección. Elementos de protección y control, normalmente asociados a algún equipo o instalación. 13

27 Listado de Equipos Principales Los principales equipos del área de chancado son los que se muestran a continuación en la Tabla 3.1. Etiqueta Descripción Resumida 30-BN-01 Tolva de recepción, 500 ton de capacidad viva 30-RB-01 Picarrocas hidráulico, BTI TTX45/TB16800X 30-CR-01 Chancador primario, giratorio METSO, Superior MK II 60 x BN-02 Tolva de Compensación, 1,200 ton de capacidad viva 35-FE-01/02 Alimentadores de cinta de velocidad variable, alimentación Harneros 2 35-CV-01/02 Correas transportadoras, alimentación Harneros 2 35-SN-01/02 Harneros Secundarios (Secundario), doble deck, Schenck, 8x24 pulg 35-CR-03/04 Chancadores Secundarios, METSO MP 1000, estándar 35-CV-03 Correa Transportadora, colectora del bajotamaño de los harneros 2 35-CV-04 Correa Transportadora con Tripper, alimentación tolva harneros 3 35-BN-04 Tolva Alimentación Harneros 3, ton de capacidad viva 35-FE-03 a 07 Alimentadores de cinta de velocidad variable a Harneros 3 35-SN-03 a 07 Harneros Terciarios, simple deck, Schenck, 12x28 pulg 35-CV-05 Correa Transportadora con Tripper, alimentación tolva chancadores 3 35-BN-05 Tolva Alimentación Harneros 3, ton capacidad viva 35-FE-08 a 12 Alimentadores de cinta de velocidad variable a Chancadores 3 35-CR-05 a 09 Chancadores Terciarios, Metso MP 1000, cabeza corta 35-CV-06 Correa Transportadora, producto final chancado, alimentación Silo 35-BN-06 Silo de Alimentación Aglomerador, ton capacidad viva Tabla 3.1. Equipos principales de la planta de chancado. Picarrocas (30-RB-01, BTI, Breaker Technology Inc., Modelo, TTX45/TB16800X) Picarrocas hidráulico con un diseño estructural para permitir esfuerzos horizontales y arrastrar rocas y material fino que se haya adherido a la tolva. El picarrocas es controlado manualmente por una palanca y puede ser operado a distancia desde la sala de control del área seca o desde una plataforma local ubicada en un nivel superior a un costado de la boca del chancador. El picarrocas incluye la unidad hidráulica con motor de 150 hp, enfriador aire/aceite con motor eléctrico de 1 hp, calentador de aceite de 2 kw y sistema centralizado automático de lubricación. Además incluye el martillo con sistema de acoplamiento rápido; 2 baldes de 0,7 m 3 de capacidad, con labios de acero de alta resistencia al desgaste, para remover material desde la tolva y un gancho de 3 ton para ser usado para propósitos de mantenimiento. (Figura 3.3.) 14

28 Figura 3.3. Picarrocas típico BTI Chancador Primario (30-CR-01. METSO Minerals, Modelo 60 x 89 Superior MK-II Gyratory Crusher.) Chancador Giratorio 60" x 89" con motor eléctrico principal de 800 hp, sistema de lubricación y sistema hidráulico; éste último, para regular la abertura del chancador mediante la altura del eje principal, absorber impactos en caso de entrada de materiales inchancables y liberar la cámara de chancado de bloqueos por carga o materiales inchancables. Incluye 2 bombas de lubricación de 10 hp (una de reserva), una bomba hidráulica de 5 hp para sistema MPS, un sistema de lubricación de la araña de 2 hp, 2 enfriadores de aceite de 10 hp, soplador para aire de sello y carro de mantención de la excéntrica. Mínima abertura de 152 mm y máxima abertura de 229 mm. La abertura de los chancadores giratorios primario se refiere a la distancia más alejada entre las corazas en su punto más cercano entre ellas (abertura del lado abierto). La abertura recomendada para la operación con el mineral definido en el criterio de diseño es de 165 mm, con un tamaño máximo del mineral de salida de 250 mm. Excentricidad estándar de 46 mm. Velocidad del eje principal de 149 rpm. Carrera del eje principal 231 mm. (Figura 3.4) 15

29 Figura 3.4. Chancador Primario METSO Superior MKII Harneros Secundarios (35-SN-01 y 35-SN-02, Schenck Australia PTY Ltd., modelo SLD 2473D) Tipo Banana (multi-inclinación) de 8 x 24 pie, cubierta doble. Abertura cubierta superior 110 mm y abertura cubierta inferior 60 x 20 mm y 60 x 60 mm. Velocidad del harnero 842 rpm y amplitud del harnero de 12,1 mm. Un motor de 75 hp. Capacidad de diseño: ton/h. Incluye sistema de detección de mal funcionamiento, encapsulamiento para disminuir las emisiones de polvo y sistema de aislamiento de vibraciones hacia las fundaciones. (Figura 3.5.) Figura 3.5. Harnero Schenck de doble cubierta típico, con aislamiento de vibraciones hacia la estructura soportante o fundaciones. 16

30 Chancadores Secundarios (35-CR-03 y 35-CR-04. METSO MP1000 Standard Crusher Secondary) Chancador de cono tipo cabeza standard, con motor eléctrico principal de hp, sistema de lubricación y sistema hidráulico; este último para regular la abertura del chancador mediante el giro del cuerpo con los cóncavos (conocido como la tuerca), absorber impactos en caso de entrada de materiales inchancables y liberar la cámara de chancado de bloqueos por carga o materiales inchancables. Incluye bomba hidráulica de 50 hp para sistema de posicionamiento, dos bombas de lubricación de 30 hp (una en espera), dos calentadores de aceite de 4 kw, dos enfriadores de aceite, sistema de sello de polvo. Harneros Terciarios (35-SN-03 al 35-SN-07, Schenck Australia PTY Ltd, modelo SLO 3685D) Tipo Banana (multi-inclinación) de 12 x 28 pie, cubierta simple. La abertura de malla es de 18 x 50 mm en la entrada de mineral y luego 18 x 18 mm. La velocidad del harnero es de 997 rpm y la amplitud del harnero de 8,1 mm. Tiene un motor de 75 hp. La capacidad de diseño es de ton/h. Incluye sistema de detección de mal funcionamiento, encapsulamiento para disminuir las emisiones de polvo y sistema de aislamiento de vibraciones hacia las fundaciones. (Figura 3.6.) Figura 3.6. Cuerpo de Harnero Schenck Tipo Banana Saliendo de la Fábrica en Australia 17

31 Chancadores Terciarios (35-CR-04 al 35-CR-08, METSO Mineral, Modelo MP1000, Cabeza Corta) Chancador de cono tipo cabeza corta, con motor eléctrico principal de hp, sistema de lubricación y sistema hidráulico; este último para regular la abertura del chancador mediante el giro del cuerpo con los cóncavos (conocido como la tuerca), absorber impactos en caso de entrada de materiales inchancables y liberar la cámara de chancado de bloqueos por carga o materiales inchancables. Incluye bomba hidráulica de 50 hp para sistema de posicionamiento, 2 bombas de lubricación de 30 hp (una en espera), 2 calentadores de aceite de 4 kw, 2 enfriadores de aceite, sistema de sello de polvo. (Figura 3.7.) Figura 3.7. Chancadores de cono METSO tipo MP, estándar o cabeza corta. Alimentadores de Cinta Planta de Chancado Los alimentadores de cinta son de Conveyor Engineering Inc. (CEI) y se resumen en la Tabla 3.2. Los alimentadores 35-FE-01 y 35-FE-02 descargan la tolva de compensación bajo el chancador primario y su sistema motriz con variación de velocidad es hidráulico, marca Hagglunds. En los otros alimentadores la velocidad variable es mediante variadores de frecuencia. Los alimentadores 35-FE-08 a 35-FE-12 de los chancadores terciarios consideran los detectores de metales 35-MD-03 a 35-MD-07 para dar una protección adicional a los chancadores terciarios, para aquellos materiales inchancables que no hayan sido atrapados por el electroimán ubicado en la correa 35-CV

32 Característica 30-FE-01/02 35-FE-03 a FE-08 a 12 Descarga Descarga Tolva Chancado Harneros Terciarios Primario Servicio Capacidad (peso húmedo) [t/h] Descarga Tolva Chancadores Terciarios Material Producto Producto Chancado Chancado 1 2 Ancho [pulg] Largo de Cinta [m] Distancia centros [m] 11,8 10,0 16,0 Velocidad [m/s] 0,40 0,34 0,47 Variador de Sobre tamaño Harneros 3 Velocidad Hidráulico Frecuencia Frecuencia Telas Cubierta Superior [mm] Cubierta Inferior [mm] Correas Transportadoras Tabla 3.2. Alimentadores de cinta planta de chancado. Las correas transportadoras son de Conveyor Engineering Inc. (CEI) y se resumen en la Tabla 3.3. Para control del proceso, se cuenta con los pesómetros 35-WE-01, 35-WE-02, 35-WE-03, en las correas 35-CV-01, 35-CV-02 y 35-CV-06 en forma respectiva. Los detectores de metales 35-MD-01 y 35-MD-02 en las correas 35-CV-01 y 35-CV-02 dan una protección adicional a los chancadores secundarios para aquellos materiales inchancables que no hayan sido atrapados por los electroimanes. Las correas 35-CV-04 y 35-CV-05 cuentan con carro repartidor para distribuir la carga en las tolvas de alimentación a los harneros y a los chancadores terciarios, respectivamente; a los cuales se ha incorporado sistemas de supresión de polvo con alimentación flexible, para acompañar a los carros transportadores en su recorrido. La carrera de estos carros es de 32 m para la tolva de los harneros y 28 m para la tolva de los chancadores. 19

33 Servicio Capacidad (peso húmedo) [t/h] Material 35-CV-01/02 35-CV CV CV CV-06 Alimentación Harneros 2 Bajo tamaño Harneros 2 Alim. Tolva Harneros 3 Alim. Tolva Chanc. 3 Producto Final Producto Chancador 1 Bajo tamaño Harneros 2 Producto Chancado 2 /3 Sobretam. Harneros 3 Bajo tamaño Harneros 3 Ancho [pulg] Levante Vertical [m] 30,8 0 26,2 33,2 26,2 Largo Horizontal [m] 241,2 11,2 286,7 271,3 216 Velocidad [m/s] 2,8 2,2 3,5 3,3 3,0 Telas 4 3 Steel Cord 4 4 Cubierta Superior [mm] Cubierta Inferior [mm] Distribuidor Tripper No No Si Si No Largo de Cinta [m] 496 c/u Tabla 3.3. Correas transportadoras de la planta de chancado. Tolvas y Silo de Almacenamiento Al no haber acopio de mineral grueso, las tolvas y el silo pasan a ser elementos escenciales en la operación de la planta. 30-BN-01 Tolva de recepción del chancado primario de 500 ton vivas de capacidad, en hormigón armado, con planchas de revestimiento de 25 mm resistentes a la abrasión. Alimentando en forma directa al chancador primario. 30-BN-02 Tolva de compensación del chancado primario de ton vivas de capacidad, en hormigón armado, con planchas de revestimiento de 25 mm resistentes a la abrasión. Descarga a través de dos alimentadores de cinta. 35-BN-04 Tolva de alimentación chancadores terciarios de ton vivas de capacidad, construcción de acero al carbono con planchas de revestimiento de 20 mm resistentes a la abrasión. Descarga a través de cinco alimentadores de cinta. 35-BN-05 Tolva de alimentación harneros terciarios de ton vivas de capacidad, construcción de acero al carbono con planchas de revestimiento de 20 mm resistentes a la abrasión. Descarga a través de cinco alimentadores de cinta. 20

34 35-BN-06 Silo de mineral fino de ton de 15 m de diámetro por 27 m de altura, en hormigón armado. Descarga a través de dos alimentadores de cinta Criterios de Diseño y Parámetros Principales Se ha extraído la siguiente información resumida, considerada de uso frecuente: Descripción Óxido Sulfuro GENERAL Mineral Chancado [ton/d] (peso seco nominal) Disponibilidad de chancado [%] 67 Factor de Diseño 1,15 Control de Polvo en General Supresión por Neblina Seca, Control de polvo en tolva bajo chancador 1 y en alimentación al silo. Captación en filtro de manga Capacidad Nominal [ton/h] (peso seco) Capacidad de Diseño [ton/h] (peso seco) Tamaño Máximo del Mineral ROM [mm] Capacidad de los Camiones [ton] (actual / diseño) 240 / 330 CARACTERÍSTICAS DEL MINERAL Peso Específico Promedio de la Roca In-Situ 2,4 2,5 Densidad Aparente [ton/m 3 ] (ROM) 1,84 Densidad Aparente [ton/m 3 ] (mineral chancado) 1,60 Ángulo de Reposo [ ] 38 Ángulo de Escurrimiento [ ] 55 Ángulo de Escurrimiento [ ] (para flujo másico) 65 Índice de Trabajo de Diseño [kwh/ton] 15 Humedad desde la Mina (promedio / alta / baja) 2,5 / 4,0 / 1,0 Ley, % Cu total, promedio en la vida de la mina 1,14 1,12 Ley, % Cu total, promedio primeros 10 años 1,37 1,48 Máximo Contenido de Cloro [kg/ton de mineral] 3,18 0,78 Relación Súlfuro:Óxido (primeros 10 años) 2,15 Recuperación de Cobre en Lixiviación (% Cu total) 82,4 80,8 PARÁMETROS DE LA PLANTA DE CHANCADO Abertura de Chancador 1 [mm] (lado abierto) 165 Tamaño Mayor a la Salida Chancador 1 [mm] 250 Mallas Harneros 2º [mm] (superior / inferior) 110 / 60 Diseño de Correa Receptora del Bajo Tamaño de los Harneros 2º, Mineral más Fino [ton/h] Abertura Chancadores 2 [mm] (closed side) 24, rango de 18 a 35 Mallas Harneros 3º [mm] 18 Abertura Chancadores 3 [mm] (closed side) 12 rango de 10 a 17 Tabla 3.4. Criterios de diseño y parámetros principales de la planta de chancado. 21

35 Operación de la Planta de Chancado Aspectos Prácticos de la Operación Operación del Chancado Primario y Suministro de Mineral La línea de operación del chancado primario incluye la descarga de los camiones mina, la tolva de recepción, el chancador primario, la tolva de compensación y el picarrocas; más los sistemas de control de polvo correspondientes. Al no existir un acopio de mineral grueso, la mina debe establecer un abastecimiento continuo y estable de mineral y la descarga de los camiones será regulada por la demanda de la planta de chancado. Autorización de la Descarga de los Camiones La tolva de recepción tiene un solo lado de alimentación, lo cual obliga a una secuencia ordenada de descarga de los camiones, uno a uno. La operación es con camiones de 240 ton; es decir, la capacidad nominal de ton/h se obtiene con 13 camionadas/h (una camionada cada 4,6 minutos) y la capacidad de diseño de ton/h se obtiene con 15 camionadas (una camionada cada 4,0 minutos). El tiempo de posicionamiento, descarga y retiro de un camión se estima en 2 a 2,5 minutos, por lo cual hay una holgura entre descarga y descarga. Formalmente, no hay inconvenientes para la descarga seguida de camiones si la tolva de recepción tiene capacidad libre, pero obliga a aumentar la capacidad libre que hay que mantener en la tolva de compensación. La descarga seguida de los camiones puede acelerar inicialmente el ciclo individual de los camiones, pero finalmente el ritmo está limitado por la demanda global de la planta. Al trabajar con la tolva de recepción muy cargada se corre el riesgo de dejar colpas mayores o puentes sin acceso desde el picarrocas y dificulta la descarga de la tolva de recepción en caso de un bloqueo del chancador (por un material inchancable o una falla mayor). El operador, según sea el programa concordado del turno y las condiciones de operación de la planta, fija un tonelaje por hora de alimentación a los harneros secundarios; el cual es controlado en forma automática mediante la velocidad de lo alimentadores bajo la tolva de compensación. 22

36 El operador del camión puede descargar sólo si la doble luz verde del semáforo está encendida. La condición para el encendido de la luz verde del semáforo es que el chancador esté operando, el sistema colector de polvo esté operando, el detector de camiones haya constatado que hay un camión posicionado, que el martillo del picarrocas esté en posición de descanso, que la tolva de compensación haya bajado hasta un nivel prefijado y que la supresión de polvo en la tolva de recepción haya operado por un tiempo pre-programado. La condición normal del picarrocas es con el martillo en la posición de descanso; por lo tanto, sacarlo de esa condición requiere de una decisión del operador, el cual debe fijar el semáforo en rojo cuando requiere operar el picarocas y no puede levantar esta restricción mientras no haya regresado el martillo a su posición de descanso. En el instante en que el operador del área seca o un algoritmo de control automático autorizan a que el camión descargue, el sistema de control ordena la puesta en marcha de la supresión de polvo en la descarga de camiones y luego, con un retardo programable, se enciende el semáforo en verde para que el chofer proceda a descargar el camión. Variaciones en el Suministro de Mineral Para un ciclo diario, la entrega de mineral desde la mina y la extracción de mineral por el aglomerador deben estar balanceadas y corresponder al programa diario de producción concordado. Suspensiones momentáneas en el suministro de mineral o desviaciones menores por restricción o aceleración del suministro son en general manejables por las tolvas de chancado y el silo dentro de los parámetros normales de operación. Un esquema posible para compensar la detención por tronadura de la mina, que es la más significativa en el ciclo diario, es: El almacenamiento operacional normal en las tolvas del circuito terciario y el silo suele estar en el orden de un 50 a 65% de su capacidad viva (en torno a ton). El aglomerador a su capacidad nominal de ton/h consumiría dicha reserva en poco menos de una hora y media, que es el tiempo de detención; sin embargo, es necesario contar con una reserva razonable para regular la operación de los equipos de proceso y absorber 23

37 algunas contingencias menores, por lo cual es conveniente subir el inventario antes de la detención. El aumento de inventario se puede lograr por la diferencia entre la capacidad nominal del chancado y la de aglomeración. Eventualmente, se puede uso de la capacidad de diseño de la planta. Operación del Chancado Secundario El chancado secundario incluye los sistemas de supresión de polvo, los dos alimentadores de descarga de la tolva de compensación del chancador primario, las dos correas de alimentación a los harneros secundarios, los dos harneros secundarios, los dos chancadores secundarios, la correa de recepción del bajo tamaño de los harneros y la parte cercana a la cola de la correa de alimentación de la tolva de los harneros terciarios (en la cual recibe la descarga de la correa del bajo-tamaño de los secundarios y el producto de los chancadores secundarios). Incluye electroimanes en la descarga de los alimentadores y detectores de metal. Los electroimanes cuentan con detectores de fierros atrapados que informan al operador de la necesidad de ir a limpiarlos; operación que se realiza manualmente. Los detectores de metales están enclavados con las correas transportadoras y en caso de accionamiento, un operador debe ir al lugar a ubicar y retirar el metal, previo bloqueo de la correa. Estas dos protecciones están destinadas a evitar la entrada de materiales inchancables a los chancadores secundarios. La alimentación a los harneros secundarios es fijada por el operador, conforme al programa diario de producción y ajustada a lo largo del turno según las condiciones generales y pautas de operación. Se mide en los pesómetros de las correas de alimentación a los harneros y es controlada en forma automática variando la velocidad de los alimentadores. La distribución relativa entre el bajo y sobre tamaño de los harneros está influenciada por el tanto por ciento bajo la malla de corte de los harneros contenido en el producto del chancador primario. Muestreos puntuales en las correas de alimentación a los harneros secundarios y en la correa 35-CV- 04, antes de recibir el producto de los chancadores terciarios, permite monitorear y evaluar la operación del chancado primario y el secundario. 24

38 Para la granulometría de mineral especificada en la orden de compra, el fabricante recomienda operar los chancadores secundarios a un CSS (closed side setting: ajuste del lado cerrado) de 24 mm, con un máximo de 35 mm y un mínimo de 18 mm. Si el mineral fuese más fino que lo estimado para el diseño, se puede cerrar el CSS hasta el valor mínimo indicado por el fabricante, para obtener una operación más estable de los chancadores. La alimentación a los chancadores secundarios es continua, pero con variaciones e intermitencias. La alimentación a estos chancadores no es con carga atollada, por lo cual se debe prestar especial atención al centrado de la alimentación al chancador y al control de la uniformidad de desgaste de las corazas. Si hay una desviación permanente y relevante en el sentido de que el mineral sea más fino que lo estimado para el diseño, se puede usar mallas con una menor abertura de corte en la bandeja inferior de los harneros secundarios. Operación de los Harneros Terciarios La operación de los harneros terciarios incluye el carro repartidor de alimentación a la tolva de los harneros, la tolva misma, los alimentadores a los harneros, la correa colectora del sobre tamaño de los harneros y la correa colectora del bajo tamaño de los harneros (correa de producto final), más los sistemas de supresión de polvo. Estos harneros son especialmente importantes porque controlan el cumplimiento de la especificación de calidad del producto final chancado, el cual ha sido previamente definido por las necesidades metalúrgicas. El resultado del análisis granulométrico de los turnos anteriores es una referencia para evaluar la operación de los harneros. Es recomendable operar los harneros en alrededor del 80% de su capacidad de diseño, en donde se obtiene su mejor eficiencia. La alimentación a los harneros tiene variaciones amortiguadas y normalmente deberían operar entre cuatro y cinco harneros en forma estable. El operador puede decidir el número de harneros necesarios mediante pautas de operación que consideren rangos de alimentación aceptables para cada unidad. Se programa que los alimentadores trabajen a igual velocidad y la alimentación a la tolva debería ser semejante para cada harnero en servicio. Si hubiese uno fuera de servicio en un extremo se limita la 25

39 carrera del carro repartidor, o, si está en una de las tres posiciones centrales, la carga alimentada a la posición fuera de servicio fluye por diseño hacia las posiciones vecinas ayudando a balancear la alimentación. La velocidad de los alimentadores se ajusta en forma automática conforme a la altura media de mineral en la tolva. Al mismo tiempo, el sistema de control del carro repartidor es informado por los sensores sobre la altura de carga frente a cada boca de salida y su lógica de control trata de mantener la altura de carga en cada boca entre rangos establecidos. Operación del Chancado Terciario La operación del chancado terciario incluye el carro repartidor de alimentación a la tolva de los chancadores, la tolva misma, los alimentadores a los chancadores y los chancadores, más los sistemas de supresión de polvo. El producto de los chancadores terciarios se une al producto de los harneros y chancadores secundarios en la correa de alimentación a la tolva de los harneros terciarios. Como elementos de protección a los chancadores terciarios, se cuenta con un electroimán en la correa de alimentación a la tolva de los chancadores y con un detector de metales en cada uno de los alimentadores a los chancadores. El electroimán está ubicado sobre la correa y los fierros adheridos se retiran desplazando al electroimán hacia fuera de la correa y desconectando la alimentación eléctrica. Los detectores de metales están enclavados con su respectivo alimentador y en caso de accionamiento, un operador debe ir al lugar a ubicar y retirar el metal, previo bloqueo del alimentador. Alimentación Atascada de los Chancadores La operación correcta de los chancadores terciarios es con alimentación atascada, modalidad en la cual la cámara del chancador debe mantenerse siempre llena. Ha sido demostrado que esta modalidad aumenta en forma significativa el rendimiento operacional de los chancadores y disminuye las necesidades de mantenimiento, al evitar las fuerzas concentradas en direcciones preferenciales y producir un desgaste parejo de las corazas. El lazo de control para una modalidad de alimentación atascada es muy simple: un sensor detecta el nivel del mineral sobre la cámara del chancador y trata de mantenerlo en un valor dado, actuando sobre la velocidad del alimentador del chancador. Un lazo independiente controla que en la tolva correspondiente al chancador haya siempre carga. 26

40 Para la operación con alimentación atascada, el operador puede seleccionar dos opciones: operación con ajuste constante u operación a potencia máxima. En una operación con circuito terciario cerrado es recomendable operar con ajuste constante, el cual será fijado por el operador y el sistema de control del chancador tratará de mantener; salvo que el consumo de potencia o presión de trabajo le obliguen a abrir el ajuste en forma momentánea Desviaciones en la Operación La planta de chancado está diseñada para mantener un ritmo de tratamiento continuo a una granulometría dada. Se considera como operación normal aquella que proporciona un flujo promedio de ton/h de mineral, obteniendo un producto de granulometría esperada de 98% bajo 19 mm y 92% bajo 12,7 mm. Como el circuito terciario es cerrado, la mayor desviación normal de la planta estará relacionada con las variaciones en el suministro de mineral o, eventualmente, la falta de capacidad de aglomeración-apilamiento para recibir el mineral chancado. Al no tener acopio de gruesos, la responsabilidad principal del operador de la planta será la coordinación con la mina y lograr el equilibrio de las tres etapas de chancado, la aglomeración y el apilamiento, para lograr una operación continua y estable. Para minerales que tengan características razonablemente homogéneas, las principales desviaciones se centran en los siguientes casos: Restricciones del suministro de mineral desde la mina por falla de la pala: En el caso de una falla de la pala, la situación debe ser enfocada conforme a la situación real; considerando el uso de cargadores frontales y eventualmente la re-ubicación de una pala de estéril. Restricciones del suministro de mineral desde la mina por falla de un camión: Hay un ritmo reducido en el chancado primario-secundario, pero normalmente, el chancado terciario se puede mantener a un ritmo normal, porque los inventarios de mineral en las tolvas y el silo dan tiempo a la mina para desviar un camión que esté operando en estéril para reforzar la flota de camiones planta. Una de las líneas de chancado secundario fuera de servicio: Cada línea de chancado secundario tiene una capacidad individual de ton/h, en base seca, equivalente a un 73 % de la 27

41 capacidad nominal de aglomeración. En esta condición, se puede operar la aglomeración a tasa reducida y/o en forma intermitente, deteniéndola cuando el nivel del silo ha llegado a un mínimo y poniéndola en servicio al acercarse al nivel máximo. Una línea de harneros terciarios fuera de servicio: Conforme a los criterios de diseño, cuatro líneas de harneros tienen una capacidad equivalente al 80% de la capacidad de diseño de la planta de chancado (0, ton/h) = ton/h; en el orden de la capacidad nominal de aglomeración; sin embargo, con minerales más finos que los de diseño, se puede mantener la operación cercana a la normal Una línea de chancado terciario fuera de servicio: La situación base es semejante a la de los harneros terciarios; sin embargo, en este caso hay una mayor influencia de las características del mineral en la capacidad de los chancadores. Si la granulometría real del mineral es más fina que en los criterios de diseño, es razonable pensar que con cuatro chancadores se pueda sustentar la operación de aglomeración a capacidad nominal en forma consistente. Restricciones en la demanda de mineral desde aglomeración: Desde el punto de vista del chancado esta situación se refleja en que el nivel del silo tiende a subir, exigiendo que la planta de chancado trabaje a ritmo reducido o eventualmente deba detenerse y asimismo la mina. Operar la planta de chancado a un ritmo acelerado: La planta de chancado tiene una capacidad nominal de ton/h y de diseño de ton/h, en base seca y la aglomeración tiene una capacidad nominal de ton/h y de diseño de ton/h, en base seca. Para mantener la aglomeración en operación continua y estable, una herramienta fundamental es el uso de las diferencias de capacidad entre ambas plantas para recuperar el silo o alimentar el silo en forma acelerada para llenarlo antes de proceder a la detención del chancado. Operar la planta de chancado bajo la capacidad nominal: Se puede tomar esta opción en el caso de un suministro programado de la mina o una demanda de aglomeración-apilamiento a un ritmo inferior a la capacidad nominal de la planta. La decisión de trabajar a ritmo reducido o en forma intermitente debe tomarse conforme a las circunstancias reales. 28

42 Atascamiento de un chute: está habitualmente relacionado con mineral muy húmedo o con descarga del chancado primario muy gruesa. Los atascamientos de chutes por mineral grueso son poco probables, pero normalmente, los operadores aprecian constantemente las características del mineral en forma visual, observando los monitores sobre las correas de alimentación a los harneros. Además, en forma periódica se debe verificar la abertura del chancador primario, ya que su medición es indirecta y el valor real está afectado por el desgaste de las corazas. Al presentarse el atascamiento de un chute, el operador de terreno debe inmovilizar los equipos involucrados, para luego proceder a la limpieza. del sistema de control o de comunicaciones: Estas fallas son uno de los casos típicos en que el problema se resuelve solo o no se encuentra una causa física aparente. Debe ser investigado. Una falla en el sistema de control podría implicar la detención de la planta o de operar la planta con un riesgo latente que pueda llevar a una operación indebida. En el caso de una falla puntual, aunque no detenga la planta, el operador debe tomar la decisión de detenerla y coordinar con quien corresponda la inmediata solución del problema. Esta falla se debe corregir antes de comenzar a operar nuevamente la planta. En caso de alarma o detención por protecciones de seguridad o de emergencia, no se debe reiniciar la operación sin haber establecido claramente las causas y tomado las medidas correctivas necesarias. Detención de chancadores por un material inchancable: Después del chancado primario, la planta cuenta con doble protección ante la presencia de materiales inchancables: mediante electroimanes y detectores de metales destinados a proteger los chancadores secundarios. Además, los chancadores tipo MP1000 tienen protección propia para en lo posible, dejar pasar los materiales inchancables y en caso de detención, liberar la presión sobre el anillo cóncavo y levantarlo para aumentar la abertura. El ingreso de materiales inchancables al chancador primario está relacionado con la llegada de dientes de palas y trozos de revestimientos de aceros especiales, por lo cual deben existir procedimientos estrictos en la mina para prevenir estas situaciones. El chancador primario tiene una protección hidráulica para disminuir el impacto de un material inchancable y eventualmente, puede dejarlo pasar. Además, existe la posibilidad de bajar el manto para liberar el material inchancable si el chancador se ha detenido; sin embargo, se han dado casos en que se requiere vaciar la cámara del chancado para cortar el material inchancable. Esta es una situación muy grave, por los riesgos implícitos y porque puede detener las operaciones en forma prolongada. 29

43 Mineral con sobre tamaño: La planta cuenta con un picarrocas destinado a reducir el tamaño de las rocas excesivamente grandes o mover las rocas que han formado un puente en la boca del chancador. La planta puede aceptar un número razonable de operaciones de este tipo, pero al convertirse en una situación reiterada, es necesario que la mina revise la malla y la especificación de tronadura. Mineral fino excesivo desde la mina al chancador primario: si este mineral forma chimeneas en la tolva de alimentación del chancador primario, es necesario realizar una limpieza periódica con una retro-excavadora. Mineral fino excesivo en el producto del chancador primario: esta situación está prevista por el sobre dimensionamiento de la correa colectora del bajo tamaño de los harneros secundarios. Si esta situación es constante, se debe disminuir la abertura de la bandeja inferior de los harneros para aumentar la proporción de carga que alimenta a los chancadores secundarios. Desviaciones en alimentadores de correa: la causa de esta falla es por desalineamiento de polines, por lo que se debe poner en marcha el plan de mantenimiento inmediatamente Descripción del Proceso de Aglomeración La aglomeración se realiza en un tambor rotatorio único, de 4,7 m de diámetro y 16,3 m de largo, con una capacidad nominal de ton/día de mineral (2.800 ton/h). La aglomeración se realiza en campañas alternadas de mineral oxidado y sulfurado, alimentada por el producto final de la planta de chancado, con 92% bajo 12,7 mm y 98% bajo 19 mm. Como elementos aglomerantes y de curado se adiciona ácido sulfúrico y refino de SX. (Figura 3.8.) 30

44 Tolva de Recepción 500 ton 2 Chancadores 2 MP1000 Standard 5 Chancadores 3 MP1000 Short Head Chancador 1, Superior MKII 60 x89 Tolva Reguladora ton 2 Harneros 2 Scalpers DD 8 x24 Tolva Reguladora ton 5 Harneros 3 SD 12 x28 Tolva Reguladora ton Silo ton Aglomerador 4,7 m Ǿ x16,3 m L Sistema de Apilamiento Figura 3.8. Diagrama de bloques chancado aglomeración apilamiento. El silo de ton justifica el aumento de disponibilidad de 67% a 75%, para el diseño de las plantas de chancado y aglomeración, respectivamente; ya que permite seguir operando la aglomeración durante detenciones menores y medianas de la planta de chancado. El silo es el elemento articulador entre las plantas de chancado y aglomeración, participando en ambos procesos. La descarga del silo se realiza mediante dos alimentadores de cinta de 72 de ancho y 16 m de largo y velocidad variable, controlados por variadores de frecuencia, que dosifican la alimentación de mineral a la aglomeración. El mineral se transfiere al tambor aglomerador mediante una correa transportadora de 60 de ancho y 82 m de longitud horizontal, en la cual se ubica el pesómetro que sirva para controlar la carga y la dosificación de ácido y refino al tambor. En la descarga de la correa de alimentación al tambor aglomerador se sitúa el cortador de muestra primario de la muestrera mecanizada. El aplacamiento de las emisiones de polvo en la transferencia desde las correas alimentadoras a la correa transportadora y entre ésta y el tambor, se realiza por supresión de polvo por el método de neblina seca. 31

45 El tambor rotatorio es de inclinación fija de 6,5 y velocidad variable (Figura 3.9.). Está provisto de tuberías perforadas (flautas) para alimentación del ácido y el refino y de una chimenea con tiraje natural con descarga a la atmósfera. El mineral aglomerado es descargado en la primera correa transportadora del sistema de apilamiento. Figura 3.9. Tambor aglomerador 2 de Minera Spence. En el tambor se agrega ácido sulfúrico y refino de SX correspondiente al tipo de mineral, oxidado o sulfurado, que se esté aglomerando, para iniciar la sulfatación del cobre y lograr un mineral aglomerado homogéneo, de baja adherencia a los medios de transporte y que no se destruya fácilmente. El ácido sulfúrico proviene del estanque diario de ácido sulfúrico y es dosificado mediante bombas centrífugas de velocidad variable. El refino proviene de un arranque en las líneas de alimentación de refino a las pilas de óxidos o súlfuros y dosificado mediante válvulas reguladoras. El caudal de ácido y de refino (17 y 16 kg/ton para óxido y 7 y 35 kg/ton para sulfuro en promedio, respectivamente) es medido mediante medidores magnéticos y dosificado en forma proporcional al tonelaje de mineral alimentado al tambor aglomerador, con valores ingresados por el operador, según instrucciones recibidas. El control del peso de mineral se realiza mediante un pesómetro ubicado en la correa transportadora de alimentación al tambor aglomerador. Los derrames líquidos de los tambores son colectados en un sumidero y de ahí bombeados de retorno al interior del tambor para su re utilización. Los derrames sólidos son recuperados mediante cargador. La planta cuenta con una muestrera mecanizada, cuyo objetivo es entregar una muestra para análisis químico y otra para balance y control metalúrgico. El cortador primario está en la descarga de la correa de alimentación al aglomerador. Los cortadores primario y secundario son del tipo lineal transversal 32

46 bottom dump, con ajuste de frecuencia de corte y de separación entre cuchillas cortadoras; esto permite obtener una muestra representativa con un amplio rango de pesos, según sean las características del mineral. Para regular la alimentación al cortador secundario se usa un dosificador de correa y una correa de transferencia. El cortador secundario entrega 2 muestras, una para determinación de la humedad y la granulometría y la otra para análisis químico. El rechazo de las etapas de muestreo retorna a la alimentación del tambor aglomerador mediante una correa colectora y un elevador de capachos. La muestra para granulometría y humedad es reducida de peso mediante un muestreador del tipo Vezin, de rotación continua y entregada a uno de dos recipientes intercambiables, ubicados sobre un carro de baja altura. La muestra para análisis químico es reducida de tamaño de partículas a bajo 3 mm en un chancador de mandíbula, reducida de peso mediante un muestreador del tipo Vezin, de rotación continua y entregada a uno de dos recipientes intercambiables, ubicados sobre un carro de baja altura Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales Se resumen continuación en la Tabla 3.5. Éstos se pueden dividir en los siguientes grupos: Equipos de proceso que modifican las características físicas y/o químicas del mineral, en este caso, específicamente es sólo el aglomerador. Instalaciones de almacenamiento y transporte, en este caso es el silo, compartido con la planta de chancado, que amortigua las variaciones en el suministro de mineral y permite regular la alimentación al aglomerador, y los alimentadores y la correa transportadora, que dosifican, transfieren y/o transportan los productos. Los sistemas de control de las emisiones de polvo, en este caso sólo por supresión. Elementos de protección y control, normalmente asociados a los equipos o instalaciones. Sistema mecanizado de muestreo. 33

47 Tag Descripción Resumida 35-BN-06 Silo de alimentación al aglomerador 40-FE-15/16 Alimentadores de correa de descarga del silo de mineral fino 40-CV-08 Correa transportadora, alimentación tambor aglomerador 40-AD-01 Tambor aglomerador 40-SA-01 Sistema de muestreo de mineral fino Varios Sistema de alimentación de ácido sulfúrico Varios Sistema de alimentación de refino 40-DN-25 a 27 Sistemas de supresión de polvo 40-SU-03 Pozo de derrames 40-PP-57 Bomba de piso Varios Estanque, bombas, duchas y lava-ojos de emergencia Varios Sistema contra incendios Table 3.5. Listado de equipos principales de la aglomeración. Alimentadores de Cinta Descarga del Silo (40-FE-15 y 40-FE-16, Alimentadores de Cinta de Conveyor Engineering Inc. (CEI)). La dosificación de mineral al tambor aglomerador se realiza mediante 2 alimentadores de cinta ubicados bajo el silo de mineral fino, con control de velocidad mediante variadores de frecuencia. (Tabla 3.6.) Ítem 40-FE-15/16 Servicio Descarga del silo de mineral fino Material Mineral fino Ancho [pulg] 72 Largo de Cinta [m] 35 Distancia Centros [m] 16 Velocidad [m/s] 0,42 Variador de Velocidad Variador de frecuencia Telas 4 Cubierta Superior [mm] 16 Cubierta Inferior 6 Tabla 3.6. Alimentadores de cinta aglomeración 34

48 Correa Transportadora Alimentación Tambor Aglomerador 40-CV-08, Correa Transportadora de Conveyor Engineering Inc. (CEI) y para el control del proceso, se cuenta con el pesómetro 40-WE-07 instalado en la correa 40-CV-08. Ítem 40-CV-08 Servicio Producto final Capacidad [ton/h] (peso húmedo] Material Mineral fino Ancho [pulg] 60 Levante Vertical [m] 9,2 Largo Horizontal [m] 80 Velocidad [m/s] 2,5 Telas 4 Cubierta Superior [mm] 12 Cubierta Inferior 4 Distribuidor Tripper No Longitud Total de la Cinta [m] 171 Tabla 3.7. Características de correa transportadora alimentadora del tambor aglomerador. 35

49 Tambor Aglomerador El 40-AD-01 Tambor Aglomerador FFE Minerals Chile S.A. de 4,7 m de diámetro y 16,3 m de largo. Ítem 40-AD-01 Capacidad de Diseño [ton/h] (peso seco) Capacidad Nominal [ton/h] (peso húmedo] Carga de Mineral (% volumen del tambor) 12 Carga de Mineral [ton] 52 Potencia del Motor [hp] 800 Tiempo de Residencia de Diseño [s] 60 Rango de Velocidad del Tambor [rpm] 4 a 7 Rango de Inclinación Fijo 6,5º Disponibilidad de Diseño [%] 97 Espesor del Revestimiento [mm] 6 base / 63,5 total Material del Revestimiento Neoprene, 65 ± 5 Shore A Levantadores 57 mm sobre superficie del revestimiento Cantidad de Llantas 2 Diámetro Exterior de las Llantas [mm] Ancho de las Llantas [mm] 320 Espesor de las Llantas [mm] 180 Cantidad de Descansos 4 Diámetro [mm] Ancho [mm] 400 Capacidad Total de Carga [kn] Cantidad de Descansos de Empuje 6 Diámetro [mm] 680 Ancho [mm] 200 Capacidad Total de Carga [kn] 300 Tipo de Dientes del Sistema Piñón-Corona Helicoidal Razón de Reducción Piñón-Corona [mm] :1 Diámetro Exterior de la Corona [mm] Ancho de la Corona [mm] 800 Diámetro Exterior del Piñón [mm] 792,93 Ancho del Piñón [mm] 812 Sistema de Lubricación Piñón-Corona y Descansos Farval Tuberías Distribución de Ácido y Refino Hastelloy C-276 Tabla 3.8. Datos principales de la especificación técnica. Sistema de Alimentación de Acido Sulfúrico (70-PP-197 a 199) El ácido sulfúrico es dosificado desde el estanque diario de almacenamiento de ácido mediante bombas centrífugas de 13,3 m 3 /h y 13 m TDH, con velocidad variable. 36

50 Sistema de Alimentación de Refino El refino es dosificado mediante válvulas de control desde arranques en las tuberías de alimentación de refino hacia las pilas de óxidos o sulfuros según sea el mineral tratado en el aglomerador. Silo de Almacenamiento de Mineral Fino El silo de mineral fino es un elemento común a las plantas de chancado y de aglomeración, por lo cual su descripción se repite en ambas partes. El silo como una sola unidad, es la instalación que más aporta a los inventarios de mineral en proceso para efectos de regulación de la operación. 35-BN-06 Silo de mineral fino de ton de 15 m de diámetro por 27 m de altura, en hormigón armado. Descarga a través de 2 alimentadores de cinta Criterios de Diseño y Parámetros Principales Se ha extraído la siguiente información resumida, considerada de uso frecuente en el área de aglomeración: Mineral Óxido Súlfuro GENERAL Capacidad Nominal de la Planta [ton/día] (peso seco) Disponibilidad de Aglomeración en 24 horas [%] 75 Factor de Diseño 1,15 Control de Polvo Supresión por neblina seca Capacidad Nominal [ton/h] (peso seco) Capacidad de Diseño [ton/h] (peso seco) PARÁMETROS DE AGLOMERACIÓN Número de Aglomeradores 1 Tipo de Aglomerador Tambor Rotatorio Diámetro del Aglomerador [m] 4,7 Longitud del Aglomerador [m] 16,5 Tiempo de Aglomeración a Capacidad Nominal [s] 60 Capacidad de Diseño para la Adición de Ácido [kg/ton] 15,3 Concentración del Ácido [%] 98 Densidad del Ácido [ton/m 3 ] 1,84 Humedad del Aglomerado [% base seca] 8 7 Consumo de Ácido de la Ganga Promedio [kg/ton] Consumo de ácido de la ganga, rango, kg/t 7 a 19 5 a 8 Ubicación del muestreo de mineral Descarga de correa de alimentación al tambor Tabla 3.9. Criterios de diseño y parámetros principales de la aglomeración. 37

51 Operación de Aglomeración Aspectos Prácticos de la Operación Calidad del Glómero La calidad del glómero está influenciada por las variaciones en las características del mineral, y el control de esta variable, calidad, requiere de la experiencia y dedicación del operador de terreno, quien debe mantener una observación cuidadosa y constante de la operación de aglomeración. Antecedentes relevantes son el comportamiento del aglomerado en el transporte y carguío, en el apilamiento y, si es posible, la correlación con los resultados metalúrgicos. El control de calidad del glómero es visual, mediante su aspecto en la correa receptora de los aglomeradores, y se verifica en forma manual tomando un puñado de muestra usando un guante de goma. La consistencia óptima para un mineral dado se va aprendiendo mediante un proceso de prueba y error, en que el efecto más directo es el comportamiento del glómero en el sistema de transporte y depositación de los glómeros. Mediciones de la densidad aparente del glómero, relacionada con la porosidad, se ha mostrado como una posibilidad interesante de establecer correlaciones válidas Interior del Tambor Aglomerador El mineral aglomerado tiende a formar una costra en el interior de los tambores aglomeradores: especialmente, si queda detenido con carga en un período prolongado. Es buena práctica la de mantener el tambor en operación después de cortar la carga para una detención programada y asegurar que no se produce una acumulación de carga. El control de la costra es una tarea que considera el efecto del modo y secuencias con que se realiza el regado sobre el riñón de carga en el tambor. Una pequeña costra ayuda a evitar el desgaste de los revestimientos, pero una costra excesiva hace perder tiempo de retención y genera un riesgo de daños al soporte de las flautas por caída de planchones desde la parte alta. Eventualmente, puede ser necesario revisar la forma de riego y la altura de los levantadores. 38

52 Manejo del Tiempo de Retención El tiempo de retención depende de la inclinación y la velocidad de rotación del tambor y en Spence se cuenta con esta última opción, que además permite una partida más suave y manejar el torque. La posibilidad de variar la inclinación obliga a que el tambor se monte sobre un bastidor, lo cual introduce un mayor costo y problemas mecánicos, y en la práctica el uso de la inclinación variable no se aplica. Es conveniente que todos los turnos operen en forma similar, por lo que se acostumbra a operar a una velocidad de rotación fija. Alimentación y Descarga Según sea el comportamiento del mineral en los puntos de transferencia, puede ser necesario realizar ajustes en el chute de alimentación y en la placa regulable en la descarga. Asimismo, se debe observar el control del polvo en el chute de alimentación y si los vapores evacuados por la chimenea generan algún problema en las instalaciones o al personal en las inmediaciones Desviaciones en la Operación Para el sistema de aglomeración se considera como operación normal aquella que se realiza un ritmo de ton/h en base seca con un glómero de buena calidad física. Desviaciones en el Flujo de Mineral Para minerales de características razonablemente homogéneas, las principales desviaciones en la operación son de flujo de mineral alimentado al aglomerador. Uno de los alimentadores bajo el silo está fuera de servicio: estos alimentadores tienen una capacidad individual de ton/h en base seca, equivalente a un 66% de la capacidad nominal de aglomeración. La operación a este nivel se considera como el mínimo recommendable para mantener la aglomeración en operación. En esta condición, el punto crítico de la planta es sólo la descarga del silo y se debe intentar maximizar la utilización efectiva de aglomeración-apilamiento a esta tasa de tratamiento. 39

53 Una de las líneas de chancado secundario fuera de servicio: cada una de estas líneas tiene una capacidad individual de ton/h en base seca, equivalente a un 73% de la capacidad nominal de aglomeración. En esta condición, el punto crítico de la planta es sólo la línea de chancado secundario en operación y se debe intentar maximizar la utilización efectiva de aglomeración-apilamiento a esta tasa de tratamiento. Se puede operar la aglomeración en forma intermitente, deteniéndola cuando el nivel del silo ha llegado a un mínimo, poniéndola en servicio al acercarse al nivel máximo o se puede operar a tasa reducida, de acuerdo a las condiciones reales del momento. Una línea de harneros terciarios fuera de servicio: de acuerdo a los criterios de diseño, las cuatro líneas de harneros tienen una capacidad equivalente al 80% de la capacidad de diseño de la planta de chancado (0, ton/h) = ton/h; por lo tanto, pueden mantener una alimentación estable a la capacidad nominal de la aglomeración. Una línea de chancado terciario fuera de servicio: la situación es semejante a la de los harneros terciarios, sin embargo en este caso hay una mayor influencia de las características del mineral en la capacidad de los chancadores. Si la granulometría real del mineral es más fina que en los criterios de diseño, con cuatro chancadores se puede sustentar la operación de aglomeración a capacidad nominal en forma consistente. Restricciones del suministro de ácido o refino para aglomerar: esta condición debería ser muy excepcional y reflejar una contingencia; por lo tanto, el sistema de control activa la alarma y detiene la operación de aglomeración. El operador puede reponer la operación sólo después de haber verificado las causas del problema y si requiere cambiar las condiciones de operación es necesaria la autorización del jefe de turno. Restricciones del suministro de mineral desde la mina por falla de un camión: la falla de un camión debe ser resuelta mediante el desvío de un camión que esté operando en estéril hacia el mineral planta y las capacidades colchón de las tolvas y el silo deben mantener la alimentación a la aglomeración mientras se resuelve la situación. Restricciones del suministro de mineral desde la mina por falla de pala: en este caso, la situación se enfoca conforme a la situación real, considerando el uso de cargadores frontales y eventualmente la reubicación de una pala estéril. 40

54 Necesidad de operar por sobre la capacidad nominal para recuperar tonelaje: aglomeración tiene una capacidad nominal de ton/h y de diseño de ton/h en base seca y la planta de chancado tiene una capacidad nominal de ton/h y de diseño de ton/h en base seca. Las diferencias de capacidad entre ambas áreas provienen de las diferencias previstas de tiempos de operación. Corte de correa de alimentación al aglomerador: esta falla puede ser provocada por desgaste de la correa o por la presencia de algún elemento cortante. La solución a este problema es cambiar la cinta o instalar un empalme provisorio, dependiendo de la gravedad de la situación. Aviso de desviación de la correa alimentadora del aglomerador: en este caso, la carga de la correa puede estar descentrada o también que polines o poleas estén desalineados. Se debe revisar e informar al área de mantenimiento para solucionar el problema Descripción del Apilamiento de Mineral El chancado, aglomeración y apilamiento, durante los primeros años, se trabajó en campañas de 40 días y luego en campañas de 36 días para construir cada módulo de ton. Cada campaña se compone de uno o más módulos de un tipo de mineral (por ejemplo, óxidos), seguido de uno o más módulos de mineral del otro tipo (por ejemplo, sulfuros). En el primer período hubo una proporción de 3 módulos de óxidos por 6 módulos de sulfuros al año y gradualmente fue aumentando la proporción de mineral sulfurado. Las pilas son del tipo dinámico de 10 m de altura y existen 2 áreas (pilas) para el apilamiento separado de los óxidos y de los sulfuros. La configuración de ambas áreas es del tipo hipódromo (race track), con módulos de lixiviación de ton instalados en paralelo, lado a lado en forma continua para los óxidos y en forma discontinua, con un espacio libre intermedio, para los sulfuros. La pila de óxidos tiene capacidad para 4 módulos de 550 m de largo por 246 m de ancho en la base. La pila de súlfuros se ha diseñado para una capacidad de hasta 14 módulos de 370 m de largo por 375 m de ancho en la base. El largo de los módulos es según una paralela a las correas sobre terreno y el ancho según la pendiente máxima del piso. 41

55 El mineral aglomerado, con una capacidad nominal de ton/día y una humedad en el orden de 8%, es descargado desde el tambor aglomerador a la correa sobre terreno con carro repartidor 41-CV- 11 de m de largo, que alimenta la correa móvil auto propulsada 41-CV-13 de 300 m de largo. Sobre esta correa móvil transita un carro repartidor con la correa apiladora transversal 41-CV-14 de 25 m de largo, para el área de óxidos. La correa sobre terreno 41-CV-11 tiene la opción de transferir la carga a una segunda correa sobre terreno, número 41-CV-12 de m de largo, con su propio carro repartidor que alimenta a la correa móvil autopropulsada 41-CV-15 de 430 m de largo. Sobre esta correa móvil transita un carro repartidor con la correa apiladora transversal 41-CV-16 de 25 m de largo, para el área de súlfuros. Las correas móviles tipo puente se desplazan en retroceso paralelamente a sí mismas, a medida que se carga la pila. Además, al llegar al extremo de un sector de apilamiento, tiene la capacidad de girar alrededor de un eje vertical cercano a la cola, para ubicarse en el otro sector de apilamiento Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales El sistema de apilamiento está constituido por un conjunto de equipos, que permiten transportar el mineral aglomerado desde la descarga del tambor aglomerador hasta ser depositado en forma ordenada en las pilas de lixiviación, tanto de óxidos como de sulfuros. La capacidad nominal de las instalaciones es de ton/día, para transportar y depositar mineral aglomerado en las pilas. La capacidad de diseño del sistema es ton/h, peso húmedo. Todas las correas son de 48 de ancho, salvo las correas transversales apiladoras, que son de 60. Para asegurar que los márgenes de operación del sistema sean respetados durante el apilamiento, el operador cuenta con la ayuda de un sistema de posicionamiento conocido como GPS diferencial (Global Position System). Este sistema está compuesto por los siguientes equipos: 41-CV MH CV MH CV-13 Correa Alimentación Pilas de Lixiviación Óxidos (sobre terreno) Carro Repartidor Óxidos Correa Alimentación Pilas de Lixiviación Sulfuros (sobre terreno) Carro Repartidor Sulfuros Correa Móvil Apilamiento Óxidos 42

56 41-CV CV CV-16 Correa Carro Repartidor Correa Móvil Apilamiento Sulfuros Correa Carro Repartidor Las correas puente móviles se desplazan paralelamente a sí mismas, con su eje longitudinal perpendicular al eje de las correas sobre terreno. La velocidad general de las correas es de 4,9 m/s, salvo las transversales apiladoras que son de velocidad variable hasta 4,5 m/s. La velocidad de traslación de los puentes puede variar entre 0,2 hasta 6 m/min Criterios de Diseño y Parámetros Principales Dos correas sobre terreno en serie con carro repartidor alimentan a 2 sistemas independientes de apilamiento para los óxidos y los sulfuros, tipo hipódromo. Ítem Apilamiento Programa de Operación 365 día/año (24 h/día) Disponibilidad [%] 75 Factor de Diseño 1,15 Capacidad Nominal [ton/h] (peso seco) Capacidad de Diseño [ton/h] (peso seco) Capacidad de Diseño [ton/h] (peso húmedo) 0,42 Variador de Velocidad Variador de frecuencia Telas 4 Cubierta Superior [mm] 16 Cubierta Inferior 6 Tabla Criterios de diseño y parámetros principales del apilamiento Operación del Apilamiento Aspectos Prácticos de la Operación La experiencia en los sistemas de transporte y apilamiento de mineral aglomerado indica que la mayoría de los problemas están centrados en las características y consistencia del glómero y en el diseño y mantenimiento de las transferencias y sistemas de limpieza del retorno de las cintas transportadoras. Si bien el comportamiento de diferentes minerales no es idéntico entre sí, hay ciertos temas reiterados en la práctica que se toman en cuenta en los diseños, pero que requieren ajustes en la operación real: 43

57 Material adherido en el retorno de las correas Atascamiento de chutes Desalineamiento de las correas transportadoras Detenciones del apilamiento por atraso en el retiro de los ripios Estos problemas se han demostrado como críticos y requieren de una atención dedicada, si es necesario asignando un grupo de tarea para buscar la solución. No debe arrastrase el problema, porque genera círculos viciosos si no se resuelven. Los caminos de solución son los mismos, pero difieren en el detalle de su aplicación a cada caso particular: Control de la calidad del glómero Pruebas con distintos tipos de raspadores Pruebas con distintos materiales de revestimiento Mejoramiento de los diseños de los chutes Incorporación de placas desviadoras y centradoras de carga Limpieza oportuna de polines, poleas y estructura Mantenimiento dedicado, con especial énfasis en dejar información sobre las fallas y sus causas Operación del Sistema de Apilamiento Además de su función de transporte, el apilamiento tiene una función importante para el proceso, ya que es responsable de la calidad en la formación de la pila. En esta última función se debe formar la pila, al ritmo programado, con la altura especificada y una superficie superior tan suave como sea posible. Para lograr estos objetivos, el primer requerimiento es trabajar en forma consistente, en cuanto a ritmo de alimentación del material, humedad y características de cohesión del glómero. El cumplimiento de este objetivo es responsabilidad de la aglomeración, por lo cual se ha insistido que ésta opere en forma continua y estable. El segundo objetivo está relacionado con la operación misma del apilamiento, específicamente, los siguientes temas: 44

58 Posición de trabajo del puente en relación al frente de la pila Velocidad del carro repartidor Magnitud y velocidad con que el puente retrocede al final de cada pasada del apilador (paso) Velocidad de la correa apiladora (forma de la parábola de caída) Magnitud y variaciones del ritmo de alimentación de mineral Control de la altura de apilamiento Para obtener un buen carguío de las pilas, es muy importante la experiencia, destreza y atención del operador del sistema. De acuerdo a las características del mineral y la apreciación de la operación, es importante definir la necesidad de mantenimiento de la superficie de la cancha después del término de cada ciclo de apilamiento-lixiviación y retiro de ripios. Es recomendable que el operador tenga referencia de la cantidad de material que se tiene en el proceso en la línea de operación desde la salida del silo y el tiempo que demora en descargar el sistema. La secuencia de operaciones, similar para óxidos y para sulfuros, es la siguiente: a) El carro repartidor avanza hasta llegar al extremo de la pila. En este punto, un interruptor de límite le indica al tripper que su movimiento siguiente debe ser en el sentido contrario y al puente que debe retroceder en un paso, después de un tiempo de retardo definido. Terminado el llenado de la pila en esta posición extrema final, el carro repartidor inicia su viaje de regreso, cargando la pila según lo ya señalado, hasta llegar al extremo opuesto y así sucesivamente. b) El movimiento de retroceso de la correa puente es seguido por el carro repartidor de la correa sobre terreno, para mantener constante la posición relativa en la transferencia de ambas correas (esta posición del carro repartidor se determina con ayuda del GPS). c) Para el movimiento en retroceso del puente 41-CV-13 para los óxidos o 41-CV-15 para los sulfuros se usa la información entregada por las antenas del GPS ubicadas en los dos extremos del puente (más una estación central en los sulfuros) y el sistema de alineamiento propio de las orugas. 45

59 d) Como se ha señalado, la posición del puente se determina mediante la ayuda de una estación GPS Diferencial, la cual está ubicada en un poste cercano a la pila S-14, que es una posición central. Se considera como eje y a uno paralelo a la correa sobre terreno; como eje x a uno paralelo a la correa móvil en su posición operacional (perpendicular a la correa sobreterreno) y el eje z uno perpendicular al plano xy Desviaciones en la Operación Para el sistema de apilamiento, se considera como operación normal a aquella que se realiza en forma continua y estable a la capacidad nominal de ton/h, en base seca, con un glómero de buena calidad física. a) Se considera una desviación en la operación la producción de glómeros de calidad no adecuada. El glómero de buena calidad es un parámetro de difícil cuantificación, en que la calidad se aprecia por la consistencia visual del glómero, por su comportamiento al comprimirlo con la mano con guante de goma y por su comportamiento en su manejo y pilas. El manejo de este parámetro depende fuertemente de la experiencia práctica general de los operadores y su conocimiento de los diferentes tipos de mineral. Los criterios de diseño de Spence indican que el mineral es de buena permeabilidad y bajo contenido de finos. b) Una desviación común es el atascamiento de chutes, ya que ésta se presenta en el transporte de aglomerado, debido a variaciones en el contenido de finos arcillosos o incremento de la humedad. c) del sistema de control; si esto ocurre, el apilamiento se detiene. El líder de grupo debe recurrir al personal de mantenimiento para la solución de esta falla a la brevedad posible, ya que una detención del sistema de apilamiento conlleva a la detención de aglomeración y chancado. d) Desalineamiento de las correas; durante la operación de la planta, en el caso de presentarse desalineamiento de las correas, éstas se detienen debido al enclavamiento de protección que tienen, debe evaluarse la causa del desalineamiento y corregirse antes de poner en operación el sistema nuevamente. e) Desalineamiento del puente apilador; el alineamiento se realiza en forma automática con ayuda del sistema de control, en caso de presentarse desalineamiento el PLC detendrá el sistema si esta condición persiste por más de 10 segundos. 46

60 Situaciones Límites de Proceso Se entiende como situación límite de proceso a aquella en que se ha superado los valores de diseño de los equipos o los parámetros del proceso, tales como flujos, presiones, temperaturas, niveles de estanques y buzones y otros. Para este sistema se visualiza como causa más frecuente la presencia de glómeros con gran tendencia a pegarse a las paredes de los chutes y a las cintas, que pueden llegar a interrumpir la operación. Para este sistema se visualizan las siguientes situaciones de este tipo: Detenciones no programadas por atascamiento de chutes. La limpieza de chutes debe realizarse con estricto cumplimiento de la reglamentación sobre bloqueo de equipos o instalaciones a intervenir. Detenciones no programadas para limpieza de correas y raspadores, nuevamente, con estricto cumplimiento de la reglamentación sobre bloqueo de equipos o instalaciones a intervenir. Las detenciones por activación de las cuerdas de emergencia o de alguna botonera de emergencia debe ser investigada con gran atención y urgencia. No se debe reiniciar las operaciones sin haber inspeccionado detalladamente el equipo o los equipos afectados por la detención de emergencia, haber establecido las causas de la paralización y haberlas resuelto. La rotura de correas es un evento de baja probabilidad; sin embargo, se han considerado antenas detectoras en las correas de gran longitud. Debe cuidarse que los chutes tengan su mantenimiento preventivo oportuno para evitar la caída de trozos de revestimientos o pernos al flujo de mineral, en especial aguas abajo de los harneros terciarios. Debe evitarse la presencia de polines que no giren, pues por desgaste pueden romperse y presentar bordes filosos al paso de las cintas. 47

61 CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto Optimización del Área Seca Se recopiló información a través del área de Proyecto y Operación Planta. La información entregada por las distintas áreas consta de informes de ingeniería básica, ingeniería de detalles, memorias de cálculo, planos, etc Objetivos Aumentar la capacidad nominal del área seca de a ton/día de mineral seco. Aumentar la disponibilidad de los equipos de la planta de 67 a 75%. Incrementar el rendimiento global de la producción Alcance El proyecto está dividido en 2 etapas: Incremento del Rendimiento que incluye las áreas de chancado primario, chancado y harneado y aglomeración (desde 30-CR-01 hasta 40-CV-08). Y la segunda etapa, denominada Optimización del Apilamiento abarca el área de apilamiento de óxido y súlfuro (desde 41-CV-11 hasta 41-CV-16) Incremento del Rendimiento Chancado (Área 35) Correa 35-CV-01/02 Los cambios implican el reemplazo del motor existente de 298 kw por un nuevo motor de 373 kw, lo que implica además repotenciar el sistema motriz debido al incremento de las tensiones resultantes en la partida de la correa en atascamiento por mineral. 48

62 Correa 35-CV-03 El moto-reductor presenta alta temperatura y se proyecta procesar mineral óxido apilado con un mayor contenido de fino, por lo tanto, se debe reemplazar el sistema motriz existente de 30 kw por uno de 55 kw con velocidad de 1,8 m/s. Correa 35-CV-04 No se requiere realizar cambios al sistema de accionamiento, en consideración que la correa además cuenta con motor de apoyo para las partidas de 112 kw. Correa 35-CV-05 El diseño original de la correa fue para un flujo mayor al requerido de ton/día, por lo que no se requiere repotenciar. Correa 35-CV-06 Se debe repotenciar sistema de accionamiento de 447 kw a 522 kw, lo cual implica el reemplazo del motor y del sistema motriz. En la Figura 4.1. se muestra el diagrama del área de chancado y en un círculo de color naranjo, los equipos repotenciados. Figura 4.1. Diagrama del área de chancado. 49

63 Aglomerado (Área 40) Correa 40-CV-08 Esta correa no requiere cambios debido a que operará normalmente con un flujo menor (1.650 ton/h) alcanzando el máximo de ton/h cuando opere una sola línea de aglomeración. Alimentador 40-FE-15 Para alcanzar los ton/día por la segunda línea de aglomeración este equipo requiere ser alargado en 6,45 m. Repotenciar el sistema motriz de 75 a 200 kw y modificar poleas y ejes para las nuevas tensiones. Alimentador 40-FE-16 Este alimentador quedará descargando sobre la correa 40-CV-08, por lo que su longitud no requiere ser modificada, sin embargo para alcanzar los ton/h se requiere repotenciar el sistema motriz de 75 a 150 kw. En la Figura 4.2. se muestra el diagrama del área de aglomeración y en un círculo de color naranjo, los equipos repotenciados. Figura 4.2. Diagrama del área de aglomeración. Además, para poder procesar ton/día se requiere instalar una segunda línea de aglomeración, donde sus componentes se detallan a continuación. 50

64 Correa 40-CV-107 Esta correa recibe la descarga del alimentador 40-FE-15 para alimentar a la correa 40-CV-108. Correa 40-CV-108 Esta correa recibe la descarga de la correa 40-CV-107 para alimentar al nuevo tambor aglomerador 40- AD-02. Tambor Aglomerador 40-CV-02 Este nuevo aglomerador es alimentado por la correa 40-CV-108 y descarga en la correa 40-CV-110. En la Tabla 4.2. se detallan sus características principales. Característica Valor Carga de Mineral [ton] 52 (12%) Tiempo de Residencia [s] 60 Velocidad [rpm] (mínima/nominal/máxima) 2,2 / 6 / 7 Inclinación Fija [º] 6,5 Diámetro [m] 4,7 Largo [m] 16,3 Capacidad Nominal / Diseño [ton/h] / Disponibilidad de Diseño [%] 98 Potencia Motor [hp] 800 Cantidad de Llantas 2 Diámetro Exterior/Ancho/Espesor [mm] / 412 / 291 Cantidad de Descansos Radiales 8 Diámetro / Ancho [mm] 672 / 476 Capacidad Total de Carga [kn] Cantidad de Descansos de Empuje 3 Diámetro / Ancho [mm] 673 / 185 Capacidad Total de Carga [kn] 360 Tipo de Dientes del Sistema Piñón-Corona Recto Razón de Reducción Piñón-Corona [mm] 10,96 Diámetro Exterior / Ancho Corona [mm] / 550 Diámetro Exterior / Ancho Piñón [mm] 600 / 550 Sistema de Lubricación Piñón-Corona y Descanso CMD, circuito cerrado con bomba y filtro (Sistema Dedicado) Tabla 4.1. Características y parámetros principales de la segunda línea de aglomeración. Además el nuevo tambor aglomerador incluye los siguientes componentes: Manto del tambor 51

65 Sistema de accionamiento del tambor, incluyendo corona, piñón auto alineante con eje y descansos, motor eléctrico, reductor y acoplamientos. Accesorios del tambor como bandas de rodaduras, rodillos radiales soportantes y rodillos de empuje axial. Revestimiento interno del tambor. Chute de descarga con chimenea para supresión de vapores ácidos. Chute de alimentación. Sistema de spray para adición de refino y ácido. Sistema de lubricación automático para descansos y piñón-corona. Sistema de control e instrumentación (paneles de control, instrumentos, etc.). Protecciones de seguridad del sistema de accionamiento. Estructuras soporte del sistema de accionamiento, rodillos radiales y rodillos de empuje axial. Documentación técnica y servicios. Correa 40-CV-110 Esta correa recibe la descarga del nuevo tambor aglomerador 40-AD-02 para alimentar a la correa 40- CV-111. Correa 40-CV-111 Esta correa recibe la descarga de la correa 40-CV-110 y alimenta a la correa 41-CV-11 para llevar el mineral a la zona de apilamiento. En la Figura 4.3. se muestra el diagrama del área de aglomeración con la segunda línea en paralelo y en un círculo color naranjo, los nuevos equipos instalados. 52

66 Figura 4.3. Diagrama del área de aglomeración Optimización del Apilamiento Apilamiento (Área 41) Correa 41-CV-11 Para la condición de diseño original ( ton/día), la capacidad de la correa es ton/h y velocidad 4,7 m/s, con lo cual la correa opera con un 77% de llenado demandando un consumo de potencia de 688 kw, es decir un 71% de la potencia instalada (970 kw). Para la alternativa de aumento de capacidad a ton/día, la capacidad requerida por la correa aumenta a ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea aumentar la velocidad de la correa a 5,2 m/s, con lo que se conseguirá que ésta opere con un 85% de llenado, demandando un consumo de potencia de 836 kw, es decir un 86% de la potencia actualmente instalada (970 kw). Producto de esta modificación de velocidad será necesario cambiar el sistema de transmisión del equipo y la potencia de los motores actualmente instalados. Además deberá considerarse la modificación de los chutes de descarga y de sus estructuras de soporte. 53

67 Correa 41-CV-12 Para la condición de diseño original ( ton/día), la capacidad de la correa es ton/h y velocidad 4,9 m/s, con lo cual la correa opera con un 73% de llenado demandando un consumo de potencia de kw, es decir un 64% de la potencia instalada (1.940 kw). Para la alternativa de aumento de capacidad a ton/día, la capacidad requerida por la correa aumenta a ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea aumentar la velocidad de la correa a 5,2 m/s, con lo que se conseguirá que ésta opere con un 84% de llenado, demandando un consumo de potencia de kw, es decir un 77% de la potencia actualmente instalada (1.940 kw). Producto de esta modificación de velocidad será necesario cambiar el sistema de transmisión del equipo y la potencia de los motores actualmente instalados. Además deberá considerarse la modificación de los chutes de descarga y de sus estructuras de soporte. Correa 41-CV-13 Para la condición de diseño original ( ton/día), la capacidad de la correa es ton/h y velocidad 4,6 m/s, con lo cual la correa opera con un 78% de llenado demandando un consumo de potencia de 312 kw, es decir un 62% de la potencia instalada (500 kw). Para la alternativa de aumento de capacidad a ton/día, la capacidad requerida por la correa aumenta a ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea aumentar la velocidad de la correa a 5,2 m/s, con lo que se conseguirá que ésta opere con un 85% de llenado, demandando un consumo de potencia de 386 kw, es decir un 77% de la potencia actualmente instalada (500 kw). Producto de esta modificación de velocidad será necesario cambiar el sistema de transmisión del equipo y la potencia del motor actualmente instalado. Además deberá considerarse la modificación de los chutes de descarga y de sus estructuras soporte. Correa 41-CV-14 Para la condición de diseño original ( ton/día), la capacidad de la correa es ton/h y velocidad 3,2 m/s, con lo cual la correa opera con un 71% de llenado demandando un consumo de potencia de 71 kw, es decir un 47% de la potencia instalada (150 kw). 54

68 Para la alternativa de aumento de capacidad a ton/h, la capacidad requerida por la correa aumenta a ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea mantener la velocidad de la correa en 3,2 m/s, con lo que ésta operará con un 87% de llenado, demandando un consumo de potencia de 83 kw, es decir un 55% de la potencia actualmente instalada (150 kw). Por lo tanto bajo esta condición no es necesario realizar modificaciones a la correa existente. Correa 41-CV-15 Para la condición de diseño original ( ton/h), la capacidad de la correa es ton/h y velocidad 4,6 m/s, con lo cual la correa opera con un 78% de llenado demandando un consumo de potencia de 378 kw, es decir un 76% de la potencia instalada (500 kw). Para la alternativa de aumento de capacidad a ton/día, la capacidad requerida por la correa aumenta a ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea aumentar la velocidad de la correa a 5,2 m/s, con lo que se conseguirá que ésta opere con un 84% de llenado, demandando un consumo de potencia de 467 kw, es decir un 93% de la potencia actualmente instalada (500 kw). Producto de esta modificación de velocidad será necesario cambiar el sistema de transmisión del equipo y la potencia del motor actualmente instalado. Además deberá considerarse la modificación de los chutes de descarga y de sus estructuras de soporte. Correa 41-CV-16 Para la condición de diseño original ( ton/día), la capacidad de la correa es ton/h y velocidad 3,2 m/s, con lo cual la correa opera con un 70% de llenado demandando un consumo de potencia de 70 kw, es decir un 47% de la potencia instalada (150 kw). Para la alternativa de aumento de capacidad a ton/día, la capacidad requerida por la correa aumenta a ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea mantener la velocidad de la correa en 3,2 m/s, con lo que ésta operará con un 86% de llenado, demandando un consumo de potencia de 83 kw, es decir un 55% de la potencia actualmente instalada (150 kw). Por lo tanto bajo esta condición no es necesario realizar modificaciones a la correa existente. 55

69 Carros Repartidores MH-01 y MH-02 Los cambios que se realizarán en estos equipos son los siguientes: Modificación de todos los polines GARLAND de 35º a 40º. Reemplazo de estaciones de polines fijos de 35º a 40º. Traspaso MH-01 a Correa CV-13: Se modificará la curva de la placa deflectora (cuchara) y se considera un accionamiento electrohidráulico o electromecánico, la tolva de recepción se modificará considerando el uso de polines de impacto de base fija. Traspaso MH-01 a Correa CV-11: Se modificará la tolva de recepción para evitar acumulaciones de materiales en su interior. Traspaso MH-02 a Correa CV-15: Se modificará la curva de la placa deflectora (cuchara) y se considera un accionamiento electrohidráulico o electromecánico, la tolva de recepción se modificará considerando el uso de polines de impacto de base fija. Refuerzo de estructura de poleas. En la Figura 4.4. se muestra un diagrama del área de apilamiento y en un círculo de color naranjo, los equipos repotenciados. Figura 4.4. Diagrama del área de apilamiento. 56

70 CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre- Optimización) 5.1. Evaluación y Diagnóstico de la Operación Actual Se recopiló información histórica para elaborar gráficos y relaciones necesarias que permitan visualizar los comportamientos operacionales de la planta de área seca con el fin de poder determinar de forma clara las condiciones actuales de operación, rendimientos obtenidos y puntos críticos, para este efecto se utilizó el software computacional MiniTab y Excel. La información recopilada corresponda a: Detenciones programadas y no programadas: fecha, tiempo de duración, equipo detenido, área a la que pertenece, causa de detención y observaciones. (Ver ejemplo en Anexo A) Mineral chancado diario: toneladas por día, humedad, ley, campaña, dosificación de refino y ácido sulfúrico en el tambor aglomerador. (Ver ejemplo en Anexo A) 5.2. Equipos Críticos Tres análisis distintos permitieron la identificación de los equipos críticos en la planta del área seca: Por detenciones no programadas: éstas se refieren a fallas operacionales o de mantención que no han sido proyectadas en el tiempo, como las situaciones de desviación en la operación en las plantas de chancado, aglomeración y apilamiento que se describieron anteriormente en el Capítulo III. De acuerdo a esto, los equipos que registraban recurrentes detenciones de este tipo, pasaron a ser equipos críticos de la planta. Por campaña: al tratar alternadamente mineral oxidado y sulfurado, la planta se ve afectada en distintas áreas con cada uno de ellos. Al procesar un mineral oxidado, las rocas son más fracturadas y hay más cantidad de finos, por lo que los harneros terciarios juegan un rol más importante en el proceso al igual que la correa 35-CV-04, la que alimenta a los harneros 57

71 terciarios. En cambio, al tratar mineral sulfurado, éste es más duro y abrasivo, ya que provienen de una roca más consolidada. Esto hace que el proceso de chancado sea más gravitante, siendo los equipos más utilizados los chancadores y la correa 35-CV-05, la que lleva la carga circulante (el sobre tamaño de los harneros terciarios) a los chancadores terciarios. Por capacidad: se realizó un balance de masa del área seca para determinar los equipos que podrían estar siendo sobre utilizados. A continuación se muestra en detalle el análisis de cada uno de ellos Equipos Críticos por Detenciones No Programadas Existen dos tipos de detenciones no programadas: de Operación: esto ocurre inesperadamente en el sistema cuando se producen errores en las prácticas de operación del proceso productivo. de Mantención: este tipo de detención ocurre inesperadamente en el sistema cuando se producen errores en las prácticas de mantenimiento de los equipos de proceso. Para hacer un análisis más representativo de la realidad de la operación de la planta, ésta se separó en 2 áreas: chancado (aguas arriba del tambor aglomerador) y apilamiento (aguas abajo del tambor aglomerador), ya que ambas comprenden equipos y procesos diferentes. En los gráficos 5.1., 5.2., 5.3., 5.4. y 5.5. se muestra el desempeño de la planta en la etapa de preoptimización. 58

72 Tiempo de Detención [h] Porcentaje Diagrama Pareto Det. No Prog. Chancado CHANCADOR PRIMARIO CORREA 4 CHANCADOR 4 Horas 496,3 162,0 71,5 Porcentaje 68,0 22,2 9,8 % acumulado 68,0 90,2 100,0 Gráfico 5.1. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado. 0 En el Gráfico 5.1. se muestra un diagrama pareto, construido mediante el software MiniTab con la información mostrada en el Anexo A, con el fin de identificar los equipos que registraban mayor tiempo de detenciones no programadas. Las barras de color gris (frecuencia relativa) representan la cantidad de horas de detención y la línea roja (frecuencia acumulada), el porcentaje acumulado. Frecuencia Relativa = f i = t 1 +t 2 +t 3,..., +t n Ec n Frecuencia Acumulada = f a = å f i Ec i=1 donde i = equipo 1, equipo 2, equipo 3,, equipo n. t = tiempo de dentención 1, tiempo de detención 2, tiempo de detención 3,, tiempo de detención n. Del 100% de los equipos del área de chancado, el chancador primario ocupa el 68%, con 496,3 horas de detención, en segundo lugar la correa 35-CV-04 ocupa el 22,2%, con 162 horas de detención, y finalmente, el chancador 35-CR-04 ocupa sólo un 9,8% con 71,5 horas de detención. 59

73 Tiempo de Detención [h] Porcentaje may-11 jun-11 jul-11 ago-11 sep-11 oct-11 nov-11 dic-11 ene-12 feb-12 mar-12 abr-12 may-12 jun-12 jul-12 ago-12 Tiempo de Detención [h] Detenciones No Programadas Chancador 30-CR ,00 120,00 100,00 80,00 60,00 40,00 20,00 0,00 129,5 5,5 Fecha [Mes-Año] FM FO Total Gráfico 5.2. Detenciones no programadas mensuales del chancador primario. Para cada uno de los equipos más críticos se hizo un análisis mensual de las detenciones registradas, como se muestra en el Gráfico 5.2., que el peor mes para el chancador primario fue Mayo del 2012 con un total de 129,5 horas (barra verde), siendo 110 horas por fallas de mantención (FM barra azul) y 20 horas por fallas de operación (FO barra roja). De las 110 horas por fallas de mantención, 98 horas fueron causadas por fallas del poste del chancador, ya que debido a los constantes atastacamientos del chancador causados por mineral con sobre tamaño, fue necesario detener la operación de este equipo por un tiempo mayor al necesario para una mantención periódica y cambiar su abertura de 10 a 5%. Al realizar esta modificación las fallas del poste del chancador primario disminuyeron considerablemente, por lo que no es una falla recurrente en el tiempo. Y por el contrario, en el mes de Agosto del 2012 se registró la menor cantidad de detenciones no programadas con un total de 5,5 horas ya que la planta estuvo más tiempo detenida por operaciones programadas. Diagrama Pareto Det. No Prog. Apilamiento CORREA 12 CORREA 11 CORREA 15 TAMBOR AGLOMERADOR 1 CORREA 16 CARRO 2 Horas 267,2 189,1 116,7 109,4 107,7 103,8 Porcentaje 29,9 21,2 13,1 12,2 12,1 11,6 % acumulado 29,9 51,0 64,1 76,3 88,4 100, Gráfico 5.3. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento. 60

74 may-11 jun-11 jul-11 ago-11 sep-11 oct-11 nov-11 dic-11 ene-12 feb-12 mar-12 abr-12 may-12 Tiempo de Detención [h] jun-12 jul-12 ago-12 En el Gráfico 5.3. se puede observar que del 100% de los equipos del área de apilamiento, la correa 41- CV-12 (campaña de súlfuros) ocupa casi un 30% con 267,2 horas de detención, mientras que la correa 41-CV-11 (descarga del tambor aglomerador) ocupa un 21,2% con 189,1 horas de detención. Estas 2 correas representan más del 50% de las detenciones del área, por lo que pasan a ser equipos críticos de la planta para analizar su desempeño mensual en el Gráfico 5.4. Además, cuatro de los seis equipos más críticos mostrados en el mismo gráfico pertenecen a la campaña de súlfuro, esto puede ser producto de la mayor cantidad de traspaso de mineral existente en esta campaña. El mes con más detenciones no programadas para la correa 41-CV-12 fue Agosto del 2011 con 60,3 horas de detención, esto a causa de reparaciones de empalme en la correa y en los meses de Octubre y Noviembre del 2011 no se registraron detenciones no programadas, ya que en ese periodo hubo una detención general de la planta con una duración de casi un mes programada por el área de mantenimiento. (Gráfico 5.4.) 140,00 120,00 100,00 80,00 60,00 40,00 20,00 0,00 Detenciones No Programadas Correa 41-CV-12 60,3 0,0 0,0 Fecha [Mes-Año] FM FO Total Gráfico 5.4. Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV-12. La correa 41-CV-11 registró más detenciones no programadas en Diciembre del 2011 con 27,3 horas, siendo 21,4 por fallas de mantención correspondientes a reparaciones por empalme de la correa. Y en Febrero del 2012 no se registraron detenciones no programadas a causa de un mejoramiento en prácticas de operación y mantenimiento. (Gráfico 5.5.) 61

75 may-11 jun-11 jul-11 ago-11 sep-11 oct-11 nov-11 dic-11 ene-12 feb-12 mar-12 abr-12 may-12 jun-12 jul-12 ago-12 Tiempo de Detención [h] 140,00 120,00 100,00 80,00 60,00 40,00 20,00 0,00 Detenciones No Programadas Correa 41-CV-11 27,3 0,0 Fecha [Mes-Año] FM FO Total Gráfico 5.5. Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV-11. En la tabla 5.1. se muestran las 2 causas, categorizadas por tipo de falla, con mayor tiempo de detención para los 5 equipos más críticos de la planta: chancador primario 30-CR-01, correa 41-CV-12, correa 41-CV-11, correa 41-CV-15 (tipo puente, campaña súlfuros) y correa 41-CV-16 (apiladora de súlfuros). N Equipo Tipo de Detención Causa Tiempo [h] 1 30-CR CV CV CV CV-16 Mantención Operación Mantención Operación Mantención Operación Mantención Operación Mantención Operación Poste Sistema Enfriamiento Aceite Cambio Turno Mina Equipo de Carguío Desalineamiento Empalme Desalineamiento Pull Cord Empalme Comunicación Limpieza de Área Atascamiento Rieles Comunicación Atascamiento Desalineamiento Carro de Traslación Frenos Arreglo de Piso Atascamiento 101,66 21,80 95,61 78,38 52,09 45,07 3,83 3,82 40,94 11,41 17,69 8,44 31,01 10,90 5,05 2,53 25,27 11,29 10,08 9,80 Tabla 5.1. Listado de causas con mayor tiempo de detención de los 5 equipos más críticos del área seca. 62

76 Tiempo Total de Detención [h] Tiempo Total de Detención [h] En el gráfico 5.6. se agruparon todas las causas correspondientes a fallas de mantención de equipos iguales o similares y se obtuvo que la causa más recurrente y con mayor tiempo de detención era la reparación de empalmes en las correas con 106,2 horas, seguido de problemas con el eje piñón del tambor aglomerador con 42,3 horas. s Mantención 106,22 42,31 Empalmes (Correas) Eje Piñón (40-AD-01) Causa de Detención (Equipo) Gráfico 5.6. Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de mantención. La misma agrupación se hizo en el gráfico 5.7., pero para las detenciones no programadas por falla de operación, donde el desalineamiento de las correas tiene un tiempo de 57,2 horas, mientras la limpieza de área para los mismos equipos suman 30,8 horas de detención. s Operación 57,24 30,80 Desalineamiento (Correas) Limpieza de Área (Correas) Causa de Detención (Equipo) Gráfico 5.7. Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de operación. Cabe destacar que siendo el chancador primario el equipo más crítico del área seca por detenciones no programadas, éstas se deben principalmente a fallas de operación donde las causas principales son por cambio de turno de la mina, equipos de carguío (palas y camiones) y puentes por mineral sobre tamaño. Sin embargo, estas causas no son responsabilidad de la operación de la planta propiamente tal, 63

77 Tiempo de Detención [h] Porcentaje sino que de la operación de la mina. Por lo tanto, estas fallas no son completamente atribuibles al chancador primario Equipos Críticos por Campaña El apilamiento de la campaña de sulfuros dura aproximadamente 120 días, mientras que la campaña de óxidos tiene una duración aproximada de 80 días, por lo que obviamente mientras se está procesando mineral sulfurado, los equipos presentan mayor tiempo de detenciones no programadas que cuando se trata mineral oxidado, como se muestra en el Gráfico 5.8. En éste, los equipos estuvieron detenidos horas por fallas no programadas en la campaña de sulfuro, ocupando un 88,6% del total de duración de ambas campañas, mientras que en la campaña de óxido los equipos estuvieron detenidos sólo 182 horas correspondiente a un 11,4%. Diagrama Pareto Det. No Prog. por Campaña Campaña Súlfuro Óxido Horas Porcentaje 88,6 11,4 % acumulado 88,6 100,0 Gráfico 5.8. Diagrama pareto de detenciones no programadas del área seca por campaña. 0 Al ser este análisis poco representativo por lo descrito anteriormente, se muestra en la Tabla 5.2. el detalle de las detenciones de cada una de las campañas y sus equipos más críticos. 64

78 Campaña Fecha Duración [días] Súlfuro 1 Óxido 1 Súlfuro 2 Óxido 2 Súlfuro 3 8-May Sep Sep Nov Nov Mar-12 5-Abr Abr Abr-12 8-Ago-12 Equipos Críticos CV CV CV CV CV CV CV CV CV CV-11 Tiempo Detención [h] 1,83 42,57 63,87 25,84 3,55 58,85 0 0,79 0,15 40,71 Tabla 5.2. Equipos críticos y tiempos de detención por campaña. Promedio [h/campaña] 0,92 21,29 31,94 12,92 1,78 29,43 0 0,40 0,08 20,36 La correa 35-CV-04 perteneciente al área de chancado y la correa 41-CV-11 perteneciente al área de apilamiento son los más afectados al procesar mineral oxidado o sulfurado, ya que ambos equipos participan activamente en ambas campañas. Para cada equipo se calculó el promedio de tiempo de detención por campaña, siendo Óxido 1 la campaña con más detenciones para la correa 35-CV-04 con un promedio de 31,9 horas, mientras que la correa 41-CV-11 tuvo un mayor tiempo en la campaña Súlfuro 2 con un promedio de 29,4 horas. Como se mencionó anteriormente, según la campaña que se esté procesando, distintos equipos se van a ver afectados, por lo que se demuestra con el análisis anterior que la correa 35-CV-04 es también uno de los equipos más críticos de la planta al procesar mineral oxidado. Cabe destacar que la campaña Óxido 2 sólo tuvo una duración de 10 días porque se produjo una falla estructural grave en la correa 41-CV-13 (tipo puente) y la campaña tuvo que ser interrumpida. Por lo que a los 3 días después se comenzó a apilar súlfuro para no detener la producción de la planta. 65

79 Equipos Críticos por Capacidad Para este análisis se realizó un balance de masa en el área seca, mediante una planilla dinámica de Excel (Anexo B). El diagrama comprende desde la alimentación de la mina al chancador primario, hasta la correa 41- CV-11, descarga del tambor aglomerador y alimentación a la zona de apilamiento para ambas campañas (Ver detalle del balance de masa en el Anexo B). Esto debido a que desde la correa 41-CV- 11 hasta la correa 41-CV-16 sólo existe traspaso de mineral de una correa a otra, por lo que el flujo másico permanece constante. Para obtener el rendimiento de cada uno de los equipos mediante este balance, es necesario ingresar algunos datos a la planilla, para que ésta calcule los flujos másicos, como por ejemplo: Rendimiento [tms/día]: flujo másico seco por día. Humedad [%]: se debe ingresar el porcentaje de humedad que trae el mineral proveniente de la mina. Disponibilidad [%]: para este escenario de pre-repotenciamiento, la disponibilidad de diseño de la planta es 67%. Factor de Diseño: en pre y post repotenciamento, este factor permanece constante en 1,15. Material Pasante: este valor se refiere al flujo de bajo tamaño en los harneros secundarios (scalpers), ya que actualmente no se puede obtener un valor real debido a la inexistencia de los equipos necesarios para dimensionar este flujo en la planta. Por esta razón, se tiene un valor estimativo entre 30% y 60%. Para este balance se utilizó el valor 50%, ya que es más representativo de la operación actual. Carga Recirculante: este valor tampoco representa la realidad, ya que la correas 35-CV-04 y 35-CV-05 no tienen pesómetro para saber con exactitud el mineral que se está recirculando. Por lo tanto, para este balance se usó el valor 45% de la suma del producto de los chancadores secundarios (30-CR-03/04) y el bajo tamaño de los harneros secundarios (35-SN-01/02), ya que este valor representa la peor condición para el proceso. (Ver detalle del balance de masa en el Anexo B) Tiempo Óptimo de Operación [h/día]: es la cantidad de horas operativas de la planta en un día y se ingresa este valor para calcular el rendimiento de cada equipo en ton/h. Dosificación de Refino y Ácido Sulfúrico en Tambor Aglomerador [ton/h]: este valor es necesario para calcular el flujo másico húmedo que se dirige a la zona de apilamiento. 66

80 Al mismo tiempo de calcular el rendimiento por equipo en la planilla, se obtiene una tabla dinámica (ver Anexo B, tabla B-1.1.), la que está condicionada con 2 valores: capacidad nominal y capacidad de diseño de cada equipo del área seca. Esto con el fin de obtener alertas que muestran los equipos que están siendo sobre utilizados. La alerta de color amarillo indica que el equipo está trabajando entre su capacidad nominal y la de diseño, caso completamente normal y que representa la operación real de la planta, mientras que la alerta de color rojo indica que el equipo está trabajando sobre su capacidad de diseño, por lo que se deben chequear los valores ingresados a la planilla y variar alguna condición de operación para que esta situación no ocurra en la operación real. Y, finalmente, si la celda no presenta ningún tipo de alerta (color blanco) es porque el equipo está trabajando bajo su capacidad nominal. Para este balance de masa, en un escenario de pre-optimización con los parámetros de diseño originales de la planta, mencionados anteriormente, el equipo que presentó alerta bajo las condiciones de humedad, tiempo de operación, dosificaciones de refino y ácido, mencionadas enteriormente, fue el tambor aglomerador 40-AD-01 y la correa 40-CV-08,ya que el flujo másico de estos equipos, al procesar ton/día (capacidad nominal de la planta), trabajan con un valor se ve sobrepasado en su capacidad (ver diagramas y tabla resumen en la sección B-1 del anexo B). A mismo tiempo, al realizar el balance de masa para la capacidad de diseño de la planta en etapa preoptimización ( ton/día), bajo las mismas condiciones que el balance anterior, los equipos que presentaron alertas fueron los alimentadores 30-FE-01/02, las correas 35-CV-01/02, los harneros secundarios 35-SN-01/02 y la correa 35-CV-06 en la zona de chancado, las correas 41-CV- 11/12/13/14/15/16 en la zona de apilamiento y en un estado más crítico, los alimentadores 40-FE- 15/16, la correa 40-CV-08 y el tambor aglomerador 40-AD-01 que sobrepasa su capacidad de diseño con un flujo másico de ton/h. (Ver diagramas y tabla resumen en la sección B-2 del anexo B). El desempeño de los equipos en ambos balances de masa justifica la instalación de la segunda línea de aglomeración en la planta, ya que sin ésta sería imposible llegar a procesar las ton/día comprometidas en el proyecto de optimización del área seca. 67

81 Up Time [h] 5.3. Tiempo de Operación Efectiva El tiempo de operación efectiva del área seca se puede definir de 2 formas: Tiempo de operación de la correa 40-CV-08. Si ésta se detiene o un equipo cualquiera de la planta provoca una detención en la operación de esta correa, disminuye el tiempo de operación efectiva de la planta que para la etapa de pre-repotenciamiento es 16,08 h/día. Cuando el pesómetro de la correa 40-CV-08 marca un valor igual o mayor a ton/h, se considera tiempo de operación efectiva. Cualquier valor bajo ese rendimiento disminuye el tiempo óptimo de operación de la planta. El valor de tiempo de operación efectiva también se puede calcular, mediante las detenciones programadas y no programadas de la planta. Si en un día hay más de 6 horas por detención programada, éste es un día no operativo y no se considera para los cálculos. Bajo estos conceptos se analizó el comportamiento del tiempo operación efectiva por campaña. 25 Gráfica de caja de Up Time por Campaña 20 20,24 20, Óxido Campaña Súlfuro Gráfico 5.9. Gráfico de cajas de tiempo de operación efectiva del área seca por campaña. Según un análisis previo mediante el software MiniTab, el tiempo de operación efectiva no presenta un comportamiento que se ajuste a una distribución normal, por lo que sólo se puede comparar su desempeño mediante sus medianas. Se ve claramente en el Gráfico 5.9. que no hay una diferencia significativa entre ellas (20,2 h para óxidos y 20,1 h para súlfuros), por lo que el desempeño para cada 68

82 campaña no puede ser identificado como un proceso individual. Por lo tanto, el tiempo de operación efectiva para ambas campañas se comporta de manera similar. Sólo se puede observar una pequeña diferencia en el tamaño del tercer cuartil, que indica que en la campaña de óxido, el tiempo de operación efectiva se mantuvo más veces con un tiempo mayor a 20,2 h al día. Finalmente, la campaña de sulfuro presenta mayor cantidad de datos anómalos en el primer cuartil, lo que hace que el tiempo operación efectiva tenga un mejor desempeño en la campaña de óxido. Esto puede ser ocasionado debido a la menor cantidad de equipos existentes en dicha campaña, por lo que el mineral se ve menos intervenido. 69

83 CAPÍTULO VI. Análisis y Evaluación Post-Optimización. La optimización del área seca terminó a fines de Agosto del 2012, pero sólo para la campaña de óxidos, la que comenzó el 1 de Septiembre. Desde esta fecha y hasta el 30 de Noviembre del mismo año, la operación se consideró como la etapa de post-optimización y periodo de marcha blanca del proyecto para este trabajo. Para analizar y evaluar el desempeño del área seca en este nuevo escenario, se realizaron los mismos análisis que para la condición pre-optimización, hecho que permitió establecer una comparación más representativa de la realidad de la planta. Por otra parte, la segunda línea de aglomeración fue puesta en marcha a fines de Agosto, lo que contribuyó, en gran parte, a la inestabilidad de la planta, ya que los tiempos de pruebas en vacío y con carga, provocaron el empeoramiento del desempeño de la planta durante los últimos meses, disminuyendo su tiempo de operación efectiva Equipos Críticos Equipos Críticos por Detenciones No Programadas Al igual que en el caso anterior, se separó el área seca en 2 áreas: chancado y apilamiento. En el Gráfico 6.1. se observa que el chancador primario ya no es el equipo más crítico del área, sino que es la correa 35-CV-04 con 73,4 h de detención, correspondiente al 74,9% del tiempo de detención de todos los equipos del área, mientras que el chancador primario está en segundo lugar con sólo 22,7 h de detención, correspondiente al 23,1%. 70

84 Tiempo de Detención [h] Porcentaje Tiempo de Detención [h] Porcentaje Diagrama de Pareto Det. No Prog. Chancado CORREA 4 CHANCADOR PRIMARIO Otro Horas 73,43 22,66 1,89 Porcentaje 74,9 23,1 1,9 % acumulado 74,9 98,1 100,0 Gráfico 6.1. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado. 0 En el área de apilamiento (Gráfico 6.2.), la correa 41-CV-11 es la que registra mayor tiempo de detención con 15 h, correspondiente al 77,8% y el tambor aglomerador 1 con 4,3 h de detención correspondiente al 22,2% del total de tiempo de detención de todos los equipos de esta área. Esto coincide con el diagnóstico pre-optimización donde la correa 41-CV-11 también era uno de los equipos más críticos de la planta. Diagrama de Pareto Det. No Prog. Apilamiento CORREA 11 TAMBOR AGLOMERADOR 1 Horas 15,01 4,28 Porcentaje 77,8 22,2 % acumulado 77,8 100,0 Gráfico 6.2. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento. 0 La principal causa de detención de la correa 41-CV-11 durante estos 3 meses fue por reparación de empalmes con un tiempo total de 10,2 h. Al agrupar las fallas más recurrentes en equipos iguales o similares (Gráfico 6.3), se obtuvo que la falla por reparación de empalmes siguió siendo la principal causa de detención en las correas y es muy 71

85 Tiempo de Detención [h] importante destacar que en los meses analizados anteriormente, el tiempo de detención por reparación de empalmes fue de 106 h y ahora en sólo 3 meses ya estuvieron detenidas las correas 71 h por la misma causa. Este hecho fue totalmente previsto en este periodo de marcha blanca del proyecto, ya que al aumentar la velocidad y porcentaje de llenado de la mayoría de las correas, como se definió anteriormente, sin duda que el desempeño de éstas sería peor, hasta alcanzar la estabilidad de los equipos en el proceso productivo, una vez que el periodo de marcha blanca del proyecto haya llegado a su fin. 71,3 8,3 7,9 Empalmes Puente con Mineral Sobre Tamaño Cambio Turno Mina Tipo de Gráfico 6.3. Agrupación de las fallas más recurrentes en el área de chancado y apilamiento. Las fallas de operación a causa de mineral sobre tamaño y cambio de turno de la mina tienen un tiempo mucho menor y proporcional al tamaño de muestra analizado Equipos Críticos por Campaña Este análisis ya fue hecho en la sección anterior, ya que en los 3 meses post-repotenciamiento sólo se trabajó en campaña de óxido, es por eso que la correa 41-CV-12 no presenta detención durante este tiempo Equipos Críticos por Capacidad En el balance de masa para ton/día (capacidad nominal en el proyecto optimización) se utilizaron los mismos parámetros que para el anterior, sólo cambió la disponibilidad de 67 a 75% y las 72

86 capacidades nominales y de diseño de los equipos que fueron y serán repotenciados. (Ver detalle del balance de masa en el Anexo B-3) Como se muestra en la tabla B-3.1. del Anexo B, ningún equipo presenta una condición crítica, de acuerdo a las nuevas capacidades nominales y de diseño de algunos equipos, lo que significa que gracias al proyecto los equipos de la planta no están siendo sobre utilizados Tiempo de Operación Efectiva Una de las promesas del proyecto de optimización es tener un tiempo óptimo de operación de 18 horas como promedio mensual. Como el tiempo de duración de la etapa de post-optimización fue insuficiente, se hizo un análisis más detallado del tiempo de operación efectiva, calculando éste día a día desde el 1 de Septiembre hasta el 30 de Noviembre, para ver su desempeño. El promedio total es de 17,1 horas, lo que aún es muy bajo y no alcanza las expectativas del proyecto. Pero al calcular un promedio móvil por semana (línea verde, turno 7x7), desde el 1 de Septiembre hasta el 20 de Octubre hubo una mejoría comparado con el mes de noviembre (Gráfico 6.4.). Ahora, el promedio mensual del tiempo de operación efectiva (línea roja) fue de 17,3 en Septiembre, 16,4 en Octubre y 17,4 en Noviembre. La baja en el mes de octubre corresponde a fallas esctructurales ocurridas en la correa 41-CV-13, lo que impidió la operación normal de la planta desde el día 21 al 30 de Octubre. Posteriormente, en la última semana de noviembre hubo un incidente en la correa 41-CV-14 afectando también el normal funcionamiento de la planta. 73

87 Up Time [h] Tpo. de Op. Efectiva [h/día] 01-sep sep sep sep sep oct oct oct oct nov nov nov nov-12 Tiempo de Operación Efectiva 30,0 25,0 20,0 15,0 10,0 5,0 0,0 17,3 16,4 17,4 Fecha [día-mes-año] Up Time Promedio Semanal Promedio Mensual Gráfico 6.4. Tiempo de operación efectiva área seca post-optimización. Por otra parte, si se compara el desempeño del tiempo de operación efectiva para las distintas campañas, se puede observar en el Gráfico 6.5., que éste, en la campaña de óxido pre-optimización tiene una mediana de 20,2 h, mientras que en la misma campaña post-optimización tiene una mediana de 19,2 h. Esto significa que el tiempo de operación efectiva pre-optimización fue mejor. Además, sólo se puede hacer una comparación entre campañas de óxido, ya que no hubo campaña de mineral sulfurado durante la duración de este trabajo ,25 Up Time Estado/Campaña 20, , Campaña Estado Óxido Súlfuro Post-Rep Óxido Súlfuro Pre-Rep Gráfico 6.5. Gráfico de caja de tiempo de operación efectiva por campaña y por estado del proyecto. 74

88 Throughput 6.3. Rendimiento Se realizó el mismo análisis anterior, pero ahora para verificar si el proyecto de optimización cumple el objetivo de aumentar el rendimiento del área seca desde a ton/día. Para esto, se hizo un gráfico de caja (Gráfico 6.6.) para comparar las medianas entre los procesos, ya que esta característica tampoco presenta un comportamiento ajustado a una distribución normal Throughput Campaña/Estado Campaña Estado Óxido Post-Rep Súlfuro Óxido Pre-Rep Súlfuro Gráfico 6.6. Gráfico de caja de rendimiento del área seca por campaña y por estado del proyecto. La mediana del rendimiento en campaña de óxido pre-optimización es ton/día, mientras que para la misma campaña en post-optimización es ton/día, lo que significa que el 50% de los días de duración, es decir 30 días, de la campaña hasta ahora tuvo un rendimiento igual o mayor a ton/día. Al igual que en el caso del tiempo de operación efectiva, el desempeño post-optimización es más bajo, pero también teniendo en consideración que la planta se encontraba en un estado de marcha blanca hasta que todos los trabajos correspondientes al proyecto de optimización hayan finalizado. En un gráfico más detallado (Gráfico 6.7.), el promedio del rendimiento de los 3 meses postoptimización es , lo que está muy por debajo del objetivo. Sin embargo, al contar los días que sí se llegó a las ton/día o más, éstos fueron 39 de un total de 91 días, lo que corresponde a un 43%. Sin embargo, el promedio semanal (línea verde) mostró una mejoría en alza durante los meses de Septiembre y Octubre hasta los incidentes ocurridos y mencionados anteriormente. 75

89 01-sep sep sep sep sep oct oct oct oct nov nov nov nov-12 Rendimiento [TMS/día] Rendimiento Fecha [día - mes - año] Troughput Promedio Promedio Semanal Gráfico 6.7. Rendimiento del área seca post-optimización. 76

90 CAPÍTULO VII. Amenazas del Proyecto Optimización del Área Seca Para que el proyecto cumpla sus objetivos, es imprescindible identificar los problemas ocurridos durante el proyecto y las posibles amenazas que se pueden presentar una vez terminado. Los principales problemas durante la optimización fueron: estructural de la correa 41-CV-13: este incidente ocurrió a principios de Abril del 2012, afectando directamente en los trabajos que se debían realizar, los que fueron postergados por falta de personal y mano de obra, ya que gran parte de ésta tuvo que ser destinada a la investigación y reparación del incidente, en lugar de continuar con los trabajos del proyecto. Dimensionamiento de chutes de traspaso: durante el proyecto, se cambiaron los equipos en uso, por unos nuevos, pero éstos no cumplieron la expectativa en su operación y pasaron a ser equipos críticos post-optimización. Segunda línea de aglomeración: la puesta en marcha de esta línea estaba programada para Junio del 2012 con una duración de 2 semanas, sin embargo duró alrededor de 2 meses y medio, debido a que se realizaron pruebas hasta mediados de agosto, siendo las principales fallas el desalineamiento de las correas 40-CV-110/111 (descarga del tambor aglomerador 2) y filtraciones de aceite en el tambor. Inestabilidad de la planta: al comenzar la campaña de óxidos post-optimización, a pesar de que los equipos ya habían sido repotenciados, aún quedaban trabajos pendientes en los sistemas de control y cableado de la planta, lo que la hacía inestable y con riesgo de alcanzar el rendimiento esperado de ton/h. Si bien esto se logró, no fue constante y ése era el principal objetivo del proyecto. 77

91 CAPÍTULO VIII. Análisis Económico. BHP Billiton se rige por años fiscales, es decir, el año empieza en Julio y termina en el mes de Junio del año siguiente, por lo tanto el AF11 (Año Fiscal 2011) empezó el 1 de Julio del 2010 y finalizó el 30 de Junio del 2011, el AF12 comenzó el 1 de Julio del 2011 y terminó el 30 de Junio del 2012 y así sucesivamente. La evaluación de factibilidad técnica y económica del proyecto Repotenciamiento del Área Seca fue realizado por el área de finanzas de Pampa Norte BHP Billiton en el AF10, por lo tanto, en este capítulo sólo se muestran los análisis de sensibilidad realizados con la variación de algunos parámetros económicos, con el fin de identificar los riesgos que podría presentar la utilidad del proyecto al variar, por ejemplo, la disminución del precio del cobre. En la evaluación se hizo una proyección de la producción, costo y utilidad operacional adicionales, que iba a generar el proyecto hasta el fin de la vida útil de la mina, proyectada en ese entonces, hasta el AF20. La producción de cobre catódico adicional proyectada, al aumentar el rendimiento del área seca desde hasta ton/día, tendrá un aumento promedio de 9% anual con un máximo de 11% el AF13 cuando se esté operando con la totalidad del área seca optimizada. Como se muestra en los flujos de caja neto (FCN) del Anexo C, la inversión total del proyecto fue de US$ divido en dos años. Además, el costo operacional de un día no operativo en Minera Spence es de US$ , lo que equivale a US$ 556 por hora de detención de la planta, en condición post-optimización, cálculo efectuado con 18 horas de operación (75% de disponibilidad). Desde el 1 de Septiembre del 2012 hasta el 30 de Noviembre del mismo año, el tiempo que la planta estuvo detenida completamente alcanzó las 468,1 horas, lo que representó US$ de costo operacional. Este valor fue incluído en todos los FCN (AF13) realizados. (Anexo C). Para visualizar mejor la variación de utilidad de la empresa, debido a la producción de cobre catódico adicional que genera el proyecto, se realizaron distintos FCN con los siguientes análisis de sensibilidad. 78

92 8.1. Análisis de Sensibilidad El análisis de sensibilidad de los proyectos de inversión tienen por finalidad mostrar los efectos que tendría sobre la rentabilidad una variación o cambio en el valor de una o más de las variables de costo o de ingreso que inciden en el proyecto, y, a la vez, mostrar la holgura con que se cuenta para su realización ante eventuales cambios de tales variables en el mercado. Para este análisis se utilizó el método de punto de equilibrio, donde se estudia una variable por vez, manteniendo todas las demás constantes y se evalúa hasta que punto pueden cambiar las variables del proyecto para que el VAN (Valor Actual Neto) sea cero. Los valores proyectados de producción, costo operacional, depreciación, valor de libro e inversión fueron calculados en la realización de la factibilidad técnica y económica del proyecto, por lo tanto, son parámetros invariables en los FCN realizados. Sin embargo, los parámetros que sí tienen una variación, son el precio del cobre y la TMAR (Tasa Mínima Atractiva de Retorno), ya que de esta última no se tiene información sobre el valor utilizado. La depreciación del proyecto fue calculada por el área de finanzas de la empresa, según la planificación de utilización de los equipos: en unidades de tiempo o de producción. Y el financiamiento de la inversión, fue realizada con fondos de BHP Billiton, por lo tanto, los ítemes de los FCN relacionados con esto, no se consideraron, como por ejemplo el préstamo, el interés y la amortización Variación del Precio del Cobre El valor utilizado para este estudio fue de 3,38 US$/lb, equivalente a US$/ton y el análisis realizado fue sólo para la disminución del precio del cobre, ya que al aumentar el precio del cobre, el proyecto no corre ningún riesgo. Por lo tanto, los casos analizados fueron los siguientes: El precio del cobre es fijo, no aumenta ni disminuye a través del tiempo. El precio del cobre disminuye un 5% anual. El precio del cobre disminuye un 6% anual. El precio del cobre disminuye un 7% anual. El precio del cobre disminuye un 8% anual. El precio del cobre disminuye un 9% anual. 79

93 El precio del cobre disminuye un 10% anual. En la Tabla 8.1. se muestran estas variaciones con los respectivos valores del precio del cobre para cada año fiscal, según el porcentaje de disminución. AF $Cu 0% $Cu -5% $Cu -6% $Cu -7% $Cu -8% $Cu -9% $Cu -10% 12 3,38 3,38 3,38 3,38 3,38 3,38 3, ,38 3,21 3,18 3,14 3,11 3,08 3, ,38 3,05 2,99 2,92 2,86 2,80 2, ,38 2,90 2,81 2,72 2,63 2,55 2, ,38 2,75 2,64 2,53 2,42 2,32 2, ,38 2,62 2,48 2,35 2,23 2,11 2, ,38 2,48 2,33 2,19 2,05 1,92 1, ,38 2,36 2,19 2,03 1,89 1,75 1, ,38 2,24 2,06 1,89 1,73 1,59 1,45 Tabla 8.1. Valores del precio del cobre para cada año en US$/lb. En la Tabla 8.2. se muestra la producción adicional de cobre catódico gracias al proyecto de optimización. Con estos valores y los precios del cobre de la Tabla 8.1. se calculó la utilidad operacional anual en los FCN mostrados en el Anexo C. Año AF 12 AF 13 AF 14 AF 15 AF 16 AF 17 AF 18 AF 19 AF 20 Producción [ton/año] Tabla 8.2. Producción de Cu catódico adicional del proyecto. En el cálculo del VAN del proyecto se utilizó un valor conservador de TMAR igual a 20%, ya que como se mencionó anteriormente no se tiene información sobre el valor real utilizado en la evaluación del proyecto. Para una TMAR constante para todos los periodos el VAN se calcula mediante la Ecuación 8.1. n F k VAN = I 0 + å Ec i k=1 ( ) k donde I 0 = capital total de inversión. 80

94 VAN [US$/año] F k = flujo de caja neto del periodo i. i = tasa de interés o tasa de retorno. n = vida útil del proyecto. Según las variaciones utilizadas en el precio del cobre mencionadas anteriormente, se obtuvieron los valores del VAN mostrados en la Tabla 8.3. Variación Precio Cu [%] VAN [US$/año] Tabla 8.3. VAN anual según su % de disminución del precio del cobre. Como se observa en el Gráfico 8.1., obviamente el VAN dismuye al bajar el precio del cobre, ya que el proyecto depende de esto. VAN vs Variación $Cu Variación $Cu [%/año] Gráfico 8.1. VAN vs la variación del precio del cobre. 81

95 Para que el VAN del proyecto tomara el valor cero, el precio del cobre tendría que disminuir hasta un valor menor que 1,00 US$/lb, caso que es muy poco probable que ocurra según las estadísticas del mercado Variación de la TMAR Por no tener acceso a la información sobre el valor utilizado al evaluar la factibilidad económica del proyecto, se realizó un análisis, calculando el VAN del proyecto con distintos valores de TMAR: desde 5 hasta 95% para los mismos casos de variación del precio del cobre del ítem Como se puede obsvervar en el Gráfico 8.2., si la TMAR del proyecto tiende a infinito, el VAN sería cero. Esto significa que el proyecto tiene una rentabilidad bastante estable, a pesar que la inversión y los costos operacionales son muy elevados. TMAR [%] VAN [US$] ($Cu 0%) VAN [US$] ($Cu -5%) VAN [US$] ($Cu -6%) VAN [US$] ($Cu -7%) VAN [US$] ($Cu -8%) VAN [US$] ($Cu -9%) VAN [US$] ($Cu -10%) Tabla 8.4. VAN calculado a partir de variaciones en el valor de TMAR. 82

96 VAN [US$/año] VAN vs TMAR con variación del $Cu Variación $Cu 0% Variación $Cu -5% Variación $Cu -6% Variación $Cu -7% Variación $Cu -8% Variación $Cu -9% Variación $Cu -10% Gráfico 8.2. VAN vs TMAR con sus respectivas variaciones en el precio del cobre. Finalmente, como se muestra en los FCN del Anexo C, la inversión total del proyecto se recupera al segundo año de operación (AF13), tiempo en el cual el área seca estará operando con total normalidad y estabilidad debido al término del proyecto de optimización y fin de su marcha blanca. 83

97 CAPÍTULO IX. Discusión y Conclusión. Al realizar una comparación los diagnósticos operacionales entre pre y post-optimización en el área de chancado, el chancador primario (30-CR-01) deja de ser el equipo más crítico, disminuyendo su tiempo de detenciones no programadas en casi un 20%, hecho que se debió principalmente al monitoreo constante de este equipo por el área de mantención, además de la optimización debido a las actividades realizadas en relación a las detenciones no programadas del área de Operación Mina explicadas con más detalle en el Anexo D-2. Mientras que en el área de apilamiento, sólo se pudo comparar entre operaciones en campañas de óxido, por el tiempo de duración de este trabajo, y como resultado, la correa 41-CV-11 (descarga del tambor aglomerador) y el tambor aglomerador 40-AD-01 siguieron siendo los equipos con mayores detenciones no programadas. Ahora, al agrupar tipos de fallas por equipo, los desperfectos y/o roturas en los empalmes de las correas en el área de apilamiento fueron la causa principal de las detenciones no programadas en pre y postoptimización. Sin embargo, en esta última etapa la situación fue prevista, ya que al aumentar el llenado de las correas y su velocidad, ambas en aproximadamente un 10%, el mayor desgaste de estos equipos era inminente. Es muy importante destacar que además de las causas recurrentes de fallas operacionales de cada uno de los equipos, la falta de un sistema de acopio de gruesos (stock pile) en el área seca contribuye en gran parte al bajo desempeño del rendimiento y del tiempo de operación efectiva de la planta, ya que si tal sistema existiera se podría compensar el tiempo de detenciones programadas y no programadas sin afectar la producción tanto del área seca como global. En el desempeño por campañas, los equipos que presentaron mayor cantidad de tiempo de detenciones no programadas fueron la correa 35-CV-04 (área chancado) y la correa 41-CV-11 (área apilamiento), generando un mayor impacto en ésta última la campaña de súlfuro, debido a que el mineral es más duro y abrasivo, provocando sobrecarga y atascamiento en las correas. La realización del balance de masa del área seca utilizada en este trabajo para visualizar los equipos críticos por capacidad (Capítulo IV y V), permitió al mismo tiempo, crear una herramienta muy útil para predecir equipos críticos, mendiante alertas presentadas bajo distintas condiciones de operación en la planilla dinámica de éxcel explicada con más detalle en los Anexos B y D. Además, con ella se demostró la necesidad de instalar una segunda línea de aglomeración para cumplir con uno de los 84

98 objetivos principales del proyecto; aumentar el rendimiendo de a ton/día de mineral seco. Por otra parte, los resultados de análsis del rendimiento y tiempo de operación efectiva no permitieron revelar grandes diferencias entre las etapas de pre y post-optimización, ya que sus medianas eran muy similares. No obstante, al hacer un análisis día a día del desempeño de la planta en los 3 meses en operación de marcha blanca del proyecto trabajando en campaña de óxido, queda en evidencia que estos 2 parámetros presentaron una mejoría en alza, a pesar de algunas fallas estructurales ocurridas inesperadamente en la planta. Finalmente, para llegar al rendimiento de ton/día y a un tiempo promedio de operación efectiva de 18 h/día, en las condiciones en las que se encontraba la planta, se debería disminuir en 2,1 h/día el tiempo de detenciones no programadas (fallas) de la planta. Al mismo tiempo, se recomienda realizar un análisis y discusión en el área de operaciones mina para concensuar la disminución en los tiempos de detención por fallas provocadas por cambio de turno, equipo de carguío, mineral con sobre tamaño, mineral fino, etc. Todas estas dificultades detectadas generaron la formación de un equipo de trabajo en esta área, el que se responsabilizará principalmente, de asegurar la disponibilidad de los equipos, para dar continuidad a la alimentación del chancador primario y mantener el nivel del silo en un 70% o más. Las propuestas de optimización indicadas en el Anexo D-3 consideran, hasta el momento, una inversión de US$ y el costo por detenciones no programadas durante los primeros 3 meses de marcha blanca del proyecto fue de US$ , lo que significa sólo un 0,4% de la utilidad esperada para el AF13. No obstante, otras propuestas como el monitoreo de empalmes en las correas y la posible modificiación en el diseño de los chutes de transferencia, sí posibilitarían el aumento en porcentaje de incidencia de la inversión en la utilidad para este año, sin cambios significativos durante los siguientes períodos, cuando el proyecto de optimización ya esté completamente terminado y la planta opere en condiciones normales. Finalmente, el análisis de sensibilidad realizado para el proyecto no presentó riesgos en su utilidad al variar el valor de la TMAR. Sin embargo, para el caso de las variaciones en el precio del cobre, éste tendría que disminuir hasta un valor menor que 1,00 US$/lb, para que las utilidades se la empresa se vieran significativamente afectadas. 85

99 Glosario Mineral ROM (Run Of Mine): es el mineral que desde la extracción va directamente a la etapa de lixiviación en las pilas de botadero o dump, sin pasar por las etapas de chancado y aglomeración, ya que contiene una Ley menor (0,5% aproximadamente). Rendimiento: flujo másico por hora procesado en la planta de área seca. Tiempo de Operación Efectiva: tiempo real en el que uno o varios equipos han trabajado sin estar detenidos, por cualquier razón que ésta sea. Disponibilidad: La palabra disponibilidad (sin apellido), corresponde a la utilización efectiva promedio de las instalaciones, o sea, la multiplicación de la disponibilidad electro/mecánica promedio y la utilización operacional promedio (durante los períodos en que las instalaciones no están entregadas para labores de mantenimiento o reparaciones). Para la planta de chancado de Spence, la disponibilidad para efectos de diseño es de un 67% de las 24 horas, o sea, 16,08 h/día. Este valor considera el hecho que la mina en operación normal no suministra mineral a la planta durante 3 h/día. Capacidad Nominal: Es la tasa operacional promedio necesaria para obtener la capacidad anual durante el tiempo efectivo de operación. El tiempo efectivo de operación es el promedio diario de horas reales de operación (24 horas multiplicadas por la disponibilidad). Para la capacidad anual de ton, peso seco, definida para Spence, con un 67% de disponibilidad, la capacidad nominal es ton/h, peso seco, equivalente a ton/d, peso seco. Factor de Diseño: Es un factor para compensar las variaciones de la tasa o ritmo de tratamiento de mineral dentro del período de operación efectiva de la planta. Salvo indicación en contrario, se ha aplicado un factor 1,15 para la planta de chancado. Capacidad de Diseño: La capacidad de diseño se obtiene aplicando el factor de diseño a la capacidad nominal. Capacidad de Diseño = Capacidad Nominal [ton/h] Factor de Diseño [ton/h] 86

100 Para la capacidad anual de ton, peso seco, definida para Spence, con un 67% de disponibilidad y un factor de diseño de 1,15, la capacidad de diseño es de ton/h, peso seco. Para las especificaciones de compra, los equipos o instalaciones deben alcanzar la capacidad de diseño en operación continua. Para efectos operacionales, la capacidad de diseño es una capacidad adicional (catch-up), para uso ocasional, que asegure que la planta alcance siempre la capacidad nominal. Carga Circulante: En las operaciones en circuito cerrado se incorpora el concepto de carga recirculante, normalmente expresada en %, que corresponde al peso de la carga que recircula en relación a la carga fresca. Para este trabajo se considera como el sobre tamaño de los harneros terciarios que retorna a su alimentación después de haber pasado por los chancadores terciarios. 87

101 Referencia Bibliográfica Minera Spence, BHP Billiton Base Metals, Manual de Operaciones Planta, (Dic. 2006). Minera Spence, BHP Billiton Base Metals, Ingeniería Básica del Proyecto Throughput Increase 61,2 kton/día, (Abr. 2010). Minera Spence, BHP Billiton Base Metals, Ingeniería de Detalles Segunda Línea Aglomeración, (May 2011). Pampa Norte, BHP Billiton Base Metals, Authorization for Expenditure Mejora Disponibilidad Aglomeración, (Dic. 2010). Pampa Norte, BHP Billiton Base Metals, Authorization for Expenditure Repotenciamiento Correas de Chancado, (Dic. 2010). Pampa Norte, BHP Billiton Base Metals, Authorization for Expenditure Repotenciamiento Correas de Apilamiento, (Dic. 2010). Vega, Luis, Escuela de Ingeniería Química PUCV, Apuntes de Ingeniería Económica, (Mar, 2011). 88

102 ANEXOS 89

103 ANEXO A. Información Recopilada del Área Seca En las siguientes tablas se presentan, a modo de ejemplo, la información recopilada de los 16 meses de pre-optimización del área seca, para su posterior análisis y diagnóstico. En la primera tabla A-1, sólo se muestra la información correspondiente a los 15 primeros días del mes de Mayo del 2011 (primer mes de optimización), ya que la base de datos es muy grande. Y en la segunda tabla A-2, se muestra la información correspondiente al rendimiento diario del área seca (Mayo 2011, primer mes de optimización) Fecha Inicio Hora Inicio Fecha Fin Hora Fin : :35 Equipo Sistema Tipo Área Clase Horas Comentario Chancador primario Sin Nombre Equipo carguío Operaciones : :15 Correa 2 Sin Nombre Detector de metales Operaciones : : : :34 Chancador primario Chancador primario : :40 Alimentador 1 Motriz Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Motor hidr. sist. motriz Eléctricos : :35 Carro 1 Sin Nombre Cambio de cable Operaciones : :35 Correa 4 Correa Cinta transportadora Mecánicos : :05 Correa : : : : : : : :45 Chancador primario Chancador primario Chancador primario Chancador primario Dispositivos eléctricos Dispositivos eléc. Eléctricos Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones : :10 Correa 4 Correa Raspadores Mecánicos operación operación operación operación mantención operación mantención mantención operación operación operación operación mantención 0,58 Tiempo ponderado durante turno 0,25 0,33 0,57 Tiempo ponderado durante turno 0,17 1,08 0,92 Chequeo empalme 0,25 0,25 Cambio de tarjeta variador de frecuencia 0,67 Tiempo ponderado durante turno 0,33 0,08 1,00 Se deshabilitan 90

104 Fecha Inicio Hora Inicio Fecha Fin Hora Fin Equipo Sistema Tipo Área Clase Horas Comentario : :20 Correa 11 Sin Nombre Limpieza del área Operaciones : :00 Correa 4 Sin Nombre Limpieza del área Operaciones : : : : : : : :00 Chancador primario Chancador primario Chancador primario Tambor aglomerador Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Sin Nombre Limpieza del área Operaciones : :15 Chancador 4 Lubricación Bomba lubric.1 Mecánicos : :00 Chancador primario Detención total : :00 Correa 4 Sin Nombre : :00 Correa 11 Detención total : : : :00 Tambor aglomerador Tambor aglomerador Mantención de equipos Mantención programada Mantención programada General General General Sin Nombre Limpieza del área Operaciones Sin Nombre : :54 Correa 4 Sin Nombre : :55 Tambor aglomerador Sin Nombre : :55 Correa 11 Detención total : : : : : : : : : : : :48 Chancador primario Chancador primario Chancador primario Chancador primario Chancador primario Chancador primario Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada General General General General Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Sin Nombre Sin Nombre Puente mineral sobre tamaño Puente mineral sobre tamaño Operaciones Operaciones Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Sin Nombre Puente mineral sobre tamaño Operaciones operación operación operación operación operación operación mantención Mantención programada Mantención programada Mantención programada operación Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada operación operación operación operación operación operación 0,33 Aseo traspaso cv-011 a cv-012 0,83 1,92 Reunión trimestral mina 0,53 0,17 Continuado mina (tiempo ponderado) Se realiza pausa activa se detiene carguío hacia chancado 0,67 Preparativos para mantención. 1,33 12,00 12,00 14,00 Fuga de aceite por fuelle (se sale abrazadera) 1,00 Lavado tambor aglomerador 12,67 7,90 Se repara empalme de correa cv- 04 5,92 Extensión de mantención 5,92 Extensión de mantención 0,25 0,92 0,25 0,28 0,33 0,08 Se privilegia mezcla (tiempo ponderado durante turno) 91

105 Fecha Inicio Hora Inicio Fecha Fin Hora Fin : :44 Correa 4 Equipo Sistema Tipo Área Clase Hora Comentario Dispositivos eléctricos retorno Eléctricos : :24 Correa 4 Sin Nombre Pull cord Operaciones : :21 Chancador primario Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones : :17 Correa 11 Sin Nombre Sensor corte de correa Operaciones : :00 Chancador primario Detención total : :00 Correa 4 Sin Nombre : :00 Tambor aglomerador Sin Nombre : :00 Correa 11 Detención total : : : :46 Chancador primario Tambor aglomerador Detención total Sin Nombre : :46 Correa 11 Detención total Mantención de equipos Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención de equipos Mantención programada Mantención programada General General General General General General General : :11 Correa 11 Correa Cinta Mecánicos : : : : : :40 Chancador primario Chancador primario Chancador primario Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones : :04 Correa 13 Sin Nombre Desalineamiento Operaciones : : : :03 Chancador primario Tambor aglomerador Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Sin Nombre Limpieza del área Operaciones mantención operación operación operación Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada mantención operación operación operación operación operación operación 0,38 0,32 0,33 0,47 6,70 6,70 6,25 6,25 0,77 0,77 0,77 Extensión de mantención programada, desbloqueos de equipos Extensión de mantención programada, desbloqueos de equipos. Extensión de mantención desbloqueos de equipos 0,25 Desalineamiento correa 0,83 Sin alimentación mina 0,25 0,10 Normalización circuito mina 0,45 0,48 0,22 Se alimenta planta con 01 cargador Alta capacidad térmica tambor aglomerador 92

106 Fecha Inicio Hora Inicio Fecha Fin Hora Fin : : : : : : : :17 Equipo Sistema Tipo Área Clase Horas Comentario Tambor aglomerador Chancador primario Tambor aglomerador Chancador primario Sin Nombre Limpieza del área Operaciones Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Sin Nombre Limpieza del área Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones : :52 Carro 1 Estructura Conjunto chutes Mecánicos : :00 Chancador primario Sin Nombre : :00 Correa 4 Sin Nombre : :00 Tambor aglomerador Sin Nombre : :00 Correa 12 Sin Nombre : :14 Correa 8 Dispositivos eléctricos Inspección programada Inspección programada Inspección programada Inspección programada Sensor Operaciones Operaciones Operaciones Operaciones Eléctricos : :37 Correa 16 Correa Guarderas Mecánicos : :24 Chancador primario Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones : :24 Correa 11 Sin Nombre Pull cord Operaciones : :16 Tambor aglomerador : :07 Correa : : : : : :45 Chancador primario Chancador primario Chancador primario Sin Nombre Limpieza del área Operaciones Dispositivos eléctricos Dispositivos eléc. Eléctricos Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Sin Nombre Equipo carguío Operaciones : :15 Correa 11 Sin Nombre Sensor corte de correa Operaciones operación operación operación operación mantención Detención op. Programada Detención op. Programada Detención op. Programada Detención op. Programada mantención mantención operación operación operación mantención operación operación operación operación 0,22 0,35 0,20 0,52 Alta capacidad térmica tambor aglomerador Capacidad térmica de tambor aglomerador Se detienen los tres cargadores mina 0,27 Se habilitan blig bluster mh-01 12,00 Cambio campaña a sulfuros 12,00 Cambio campaña a sulfuros 12,00 Cambio campaña a sulfuros 12,00 Cambio campaña a sulfuros 1,23 1,02 0,40 Energización y normalización de equipos 0,27 Cv-01 activado por caída de carga 0,20 Alta capacidad térmica tambor aglomerador 0,30 Prueba de enclavamiento cv-12 0,27 0,10 Sin alimentación mina 1,25 Frontal en avería. 0,17 Por carga. 93

107 Fecha Inicio Hora Inicio Fecha Fin Hora Fin Equipo Sistema Tipo Área Clase Horas Comentario : :05 Carro 2 Sin Nombre Enrolla cable Operaciones : :50 Correa : : : : : :00 Chancador primario Tambor aglomerador Chancador primario Dispositivos eléctricos Dispositivos eléc. Eléctricos Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Estructura Placas desgaste Mecánicos Detención total : :00 Correa 4 Sin Nombre : :00 Correa 8 Sin Nombre : :00 Correa 11 Detención total : :00 Chancador primario Detención total : :00 Correa 4 Sin Nombre : :00 Correa 8 Sin Nombre : :00 Correa 11 Detención total : : : :00 Tambor aglomerador Chancador primario : :30 Correa 15 Sin Nombre : :55 Correa : :35 Correa : : : :20 Tambor aglomerador Chancador primario Mantención de equipos Mantención programada Mantención programada Mantenimiento programado Mantención de equipos Mantención programada Mantención programada Mantenimiento programado General General General General General General General General Estructura Placas desgaste Mecánicos Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Dispositivos eléctricos Dispositivos eléctricos Sin Nombre Posicionamiento equipo Dispositivos eléc. Sensor Corte de energía externa Operaciones Eléctricos Eléctricos Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones operación mantención operación mantención Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada mantención operación operación mantención mantención 1,00 Cambio cable mh-02. 0,75 0,33 Reseteo por sistema y partida de equipos. Cambio de turno y sin alimentación. 2,58 Ajuste placa deflectora. 12,00 12,00 12,00 12,00 2,00 Ajuste placa deflectora. 2,00 2,00 Ajuste placa deflectora. 2,00 3,17 Instalar placa deflectora. 0,33 Sin alimentación. 0,33 distancia z. 1,25 General Standby 1,00 operación comunicación no detiene por enclavamiento. 0,17 Calibración de pesómetro. Pruebas de 1 hora por día para realizar control del monitoreo de polvo pm 10. 0,33 Cambio de turno. 94

108 Fecha Inicio Hora Inicio Fecha Fin Hora Fin : : : : : : : :00 Equipo Sistema Tipo Área Clase Horas Comentario Chancador primario Chancador primario Chancador primario Chancador primario Sin Nombre Método mano obra Operaciones Sin Nombre Método mano obra Operaciones Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Detención total : :00 Correa 4 Sin Nombre : :00 Correa 8 Sin Nombre : :00 Correa 11 Detención total : :05 Chancador primario Mantención de equipos Mantención programada Mantención programada Mantención programada General General General General Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones : :05 Correa 12 Polines Polines retorno Mecánicos : :25 Chancador primario Sin Nombre Método mano obra Operaciones : :30 Alimentador 2 Motriz Partidor motor Eléctricos : :40 Alimentador 2 Motriz Partidor motor Eléctricos : :05 Alimentador 2 Motriz Partidor motor Eléctricos : :05 Chancador 4 Hidráulico Motor eléctrico Eléctricos : : : :45 Chancador primario Chancador primario Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Lubricación Bomba lubric. 2 Lubricación : :00 Correa 12 Polines Polines retorno Mecánicos : :40 Correa 12 Tensor : :50 Correa 16 Dispositivos eléctricos Control unidad de tensado Parada emergencia Eléctricos Eléctricos operación operación operación Mantención programada Mantención programada Mantención programada Mantención programada operación mantención operación mantención mantención mantención mantención operación mantención mantención mantención mantención 0,33 Planificación mezcla. 0,33 Planificación mezcla. 0,25 Sin alimentación mina. 6,00 6,00 6,00 6,00 0,42 Sin alimentación mina. 1,00 Se botó polín recto en la cola. 0,33 Pausa activa. 0,50 motor del ventilador. 0,42 motor del ventilador. 0,92 motor del ventilador. 0,17 ventilador n 2. 0,17 Continuado por colación. 1,08 Filtración bomba lub. # 2 cr ,00 Se cambió un polín. 0,67 tensado. 0,17 variador de frecuencia. 95

109 Fecha Inicio Hora Inicio Fecha Fin Hora Fin : :00 Correa 16 Equipo Sistema Tipo Área Clase Horas Comentario Dispositivos eléctricos Parada emergencia Eléctricos : :25 Correa 11 Instrumentación de comunicación Instrumentación : :05 Chancador primario Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones : :40 Correa 16 Correa Raspadores Mecánicos : :05 Correa 12 Correa Desalineamiento Mecánicos mantención mantención operación mantención mantención Tabla A-1. Información extraída del sistema de registro de detenciones. 1,17 Atollo. 0,42 de comunicación apilamiento. 0,33 Sin alimentación mina. 1,67 Reparación raspador primario. 2,42 Se desalinea en vacío. 96

110 Fecha Chancado [ton/día] Humedad [%] Campaña Ley CuT Ác. en Aglom. [kg/ton] Ref. en Aglom. [kg/ton] 01-may ,93 Óxido 1,36 17,35 15,93 02-may ,67 Óxido 1,69 17,35 15,93 03-may ,09 Óxido 1,25 17,59 15,83 04-may ,81 Óxido 1,03 17,59 15,83 05-may ,60 Óxido 1,11 17,68 16,25 06-may ,11 Óxido 1,03 17,68 16,25 07-may ,93 Óxido 1,42 16,78 15,89 08-may ,02 Súlfuro 0, may ,21 Súlfuro 0,81 7,50 29,12 10-may ,82 Súlfuro 0,88 7,50 29,12 11-may ,64 Súlfuro 0,85 7,50 29,12 12-may ,70 Súlfuro 0,94 7,20 40,00 13-may ,89 Súlfuro 1,01 7,20 40,00 14-may ,28 Súlfuro 1,13 7,20 40,00 15-may ,71 Súlfuro 1,10 7,20 40,00 16-may ,50 Súlfuro 1,04 7,30 34,53 17-may ,85 Súlfuro 1,30 7,30 34,53 18-may-11-3,85 Súlfuro 1,30 7,30 34,53 19-may ,19 Súlfuro 1,21 7,30 34,53 20-may ,81 Súlfuro 0,89 7,50 32,73 21-may ,53 Súlfuro 1,02 7,50 32,73 22-may ,00 Súlfuro 0,87 7,50 32,73 23-may ,11 Súlfuro 0,78 7,50 32,73 24-may ,29 Súlfuro 0,84 7,40 42,00 25-may ,13 Súlfuro 1,14 7,40 42,00 26-may ,57 Súlfuro 0,85 7,40 42,00 97

111 Fecha Chancado [ton/día] Humedad [%] Campaña Ley CuT Ác. en Aglom. [kg/ton] Ref. en Aglom. [kg/ton] 27-may ,54 Súlfuro 1,00 7,40 42,00 28-may ,16 Súlfuro 1,49 7,40 42,02 29-may ,32 Súlfuro 1,22 7,40 42,02 30-may ,00 Súlfuro 1,51 7,50 39,45 31-may ,60 Súlfuro 1,07 7,50 39,45 Tabla A-2. Información del rendimiento diario del área seca. 98

112 ANEXO B. Balance de Masa Área Seca B-1. Etapa Pre-Optimización (Capacidad Nominal: ton/día) La mina mina alimenta ton/día al chancador primario (30-CR-01), el que dividido por el tiempo óptimo de operación de la planta, resulta en ton/h. Posteriormente, el mineral puede trabajar paralelamente con ambas campañas utilizando las correas 30-CV-01/2 con ton/h (figura B-1.1.) o alternadamente, utilizando sólo una de estas correas con ton/h. Acto seguido, el mineral entra a los harneros 35-SN-01/02 para clasificar su tamaño. Suponiendo que el bajo tamaño será de un 51% del mineral, la correa 35-CV-03 alimentará ton/h a la correa 35- CV-04, mientras que el sobre tamaño de los harneros será ton/h para alimentar a los chancadores secundarios 35-CR-03/04. 99

113 Figura B-1.1. Diagrama de balance de masa (primera parte). La correa 35-CV-04 recibe el mineral proveniente de el bajo tamaño de los harneros secundarios, de los chancadores secundarios y de los chancadores terciarios 35-CR-05/06/07/08/09 (carga circulante: sobre tamaño de los harneros terciarios 35-SN-03/04/05/06/07), lo que suma un total de ton/h (figura B-1.2.). 100

114 Las ton/h de mineral bajo tamaño de los harneros terciarios pasa a la correa 35-CV-06, para que los alimentadores 40-FE-15/16 lleven el mineral al proceso de aglomeración (ver figura B-1.3.). CARGA CIRCULANTE Figura B-1.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte). 101

115 La correa 40-CV-08 alimenta el mineral al tambor aglomerador 40-AD-01, donde se le adicionan en promedio y dependiendo si es mineral oxidado o sulfurado, 146 ton/h de refino (45 kg/ton mineral) y 55 ton/h de ácido sulfúrico (17 kg/ton mineral). Por lo tanto la correa 41-CV-11 transporta a la zona de apilamiento ton/h de mineral húmedo. Figura B-1.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte). 102

116 Equipo Entra Sale C. Nominal C. Diseño Equipo Entra Sale C. Nominal C. Diseño 30-CR FE FE FE FE FE CV CR CV CR SN CR SN CR CV CR CR CV CR FE CV FE FE CV FE AD FE CV FE CV FE CV SN CV SN CV SN CV SN SN CV FE FE Tabla B-1.1. Tabla resumen de balance de masa en [ton/h] ( ton/día). 103

117 B-2. Etapa Pre-Optimización (Capacidad de Diseño: ton/día) Figura B-2.1. Diagrama de balance de masa (primera parte). 104

118 Figura B-2.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte). 105

119 Figura B-2.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte). 106

120 Equipo Entra Sale C. Nominal C. Diseño Equipo Entra Sale C. Nominal C. Diseño 30-CR FE FE FE FE CR CV CR CV CR SN CR SN CR CV CV CR FE CR FE CV CV FE AD FE CV FE CV FE CV FE CV SN CV SN CV SN SN SN CV FE FE FE Tabla B-2.1. Tabla resumen de balance de masa en [ton/h] ( ton/día). 107

121 B-3. Etapa Post-Optimización (Capacidad Nominal: ton/día) Este diagrama de balance de masa tiene la misma secuencia y se explica de la misma manera que los anteriores en este anexo (B). Figura B-3.1. Diagrama de balance de masa (primera parte). 108

122 Figura B-3.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte). 109