PROPUESTA DE MODIFICACIÓN DE CIRCUITO PARA PLANTA DE FLOTACIÓN COLECTIVA Cu - Mo EN PLANTA CONCENTRADORA EL CHACAY, MINERA LOS PELAMBRES

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1 PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAISO FACULTAD DE INGENIERIA ESCUELA DE INGENIERIA QUIMICA PROYECTO PARA OPTAR AL TITULO DE INGENIERO CIVIL QUIMICO PROPUESTA DE MODIFICACIÓN DE CIRCUITO PARA PLANTA DE FLOTACIÓN COLECTIVA Cu - Mo EN PLANTA CONCENTRADORA EL CHACAY, MINERA LOS PELAMBRES Sebastián Morell Muñoz Profesores Guías: Amelia Dondero Carrillo Jaime Fernández Celis 2014 i

2 Agradecimientos A mis padres, Claudio e Irene por entregarme todas las herramientas, valores e incondicional cariño y apoyo para que lograra esta meta. A ti Diana, por acompañarme durante estos años con tu amor, entereza y empuje para que ambos continuáramos en este bonito camino juntos. A mi hermana, Claudia por sus palabras e incondicional apoyo cada vez que lo requería. A mi segunda madre, Salomé por preocuparse siempre de mi íntegro bienestar. A mi ahijada Catalina, por su alegría incansable. A mi abuela, Nuna por el perpetuo legado que tiene en esta familia. A mi abuela Lela, y Tía Brígida por el cariño que toda la vida me han brindado. A mis primos Ignacio, Ángeles y Raúl por su buena onda, cariño y disposición a prueba de todo. A mis tíos, Raúl, Lily y Manolo por el cariño, acogida y palabras que tienen cada vez que nos vemos. A mis amigos, que hacen que la vida sea un conjunto de alegrías. A mis profesores tutores, Amelia Dondero y Jaime Fernández por su compromiso, responsabilidad y conocimientos brindados durante este proyecto. A toda la Superintendencia de Operaciones Concentradora de Minera Los Pelambres, especialmente a mis tutores Luis Maldonado y Luis Tapia por su paciencia, apoyo y confianza durante el trabajo desarrollado. ii

3 Resumen El presente estudio da cuenta de una oportunidad de mejora en la planta de flotación colectiva de Minera Los Pelambres, la cual consiste en la recolección de concentrados desde las celdas de amortiguación (o celdas cero) de las líneas Rougher 5, 6,7 y 8, al igual que de las primeras celdas del circuito de flotación Scavenger para disponerlos como producto final, es decir, concentrado colectivo con una ley de cobre que se espere fluctúe en un rango de 33-34%. Para contextualizar el estudio, primero se debió analizar la situación actual de la planta respecto a los concentrados mencionados anteriormente. Hoy en día, el material de interés generado en las celdas cero, está siendo descargado hacia la canaleta de concentrado Rougher convencional, mientras que el concentrado Scavenger es enviado hacia un circuito de remolienda para ingresar nuevamente a la etapa de limpieza. A modo de validar la prefactibilidad de la propuesta, se debió muestrear el concentrado proveniente tanto de las celdas cero Rougher como de las primeras celdas Scavenger. Los resultados fueron dispares pero esperados, ya que en cuanto a las leyes del concentrado las celdas cero presentaron leyes sobre el 34%, mientras que el concentrado Scavenger leyes de alrededor de 30%, aceptables para continuar con el proyecto. Por otro lado, para que los concentrados de avance puedan alcanzar un estándar de producto final, deben estar dentro de un rango preciso de tamaños: [ %] sobre los 150 micrones y [68 72%] bajo los 45 micrones. Para el caso del concentrado proveniente de las celdas cero Rougher, esta condición se vio bastante lejana, al contrario del concentrado Scavenger que sí se encuentra cercano a los intervalos requeridos. Con estos resultados, lo que faltaba para llevar a cabo el proyecto es disminuir el tamaño del concentrado proveniente de las celdas cero Rougher, mediante la propuesta de un circuito de remolienda adicional al circuito actual de la planta. iii

4 El circuito propuesto contempló en su mayoría, equipos disponibles en planta pero que por motivos de capacidad, tecnología o simplemente renovación fueron sacados del circuito. El proyecto mostró un aumento de +0.19% en las recuperación Global, +0.22% en la recuperación Limpieza y +0.96% en la recuperación Scavenger, para una base de cálculo de una tonelada de finos de cobre por hora de concentrado de celda cero Rougher y una de concentrado Scavenger. El análisis económico del proyecto arrojó un VAN de USD$ 3,387,335 y un TIR de 792% para una inversión inicial de USD$ 147,000, con lo que el proyecto es rentable y se considera una evidente oportunidad de mejora para el proceso. iv

5 Índice temático Capítulo 1. Introducción y objetivos Introducción Objetivos Objetivo general Objetivos específicos... 2 Capítulo 2. Antecedentes generales Antecedentes de Minera Los Pelambres Descripción de los procesos de la planta concentradora Molienda y clasificación Flotación Rougher Remolienda Flotación columnar Cleaner Scavenger Espesamiento Capítulo 3. Marco teórico Flotación Recuperación Reactivos de flotación Mineralogía Capítulo 4. Innovación de proceso Oportunidad de mejora Situación actual de la planta de flotación colectiva Rol de celdas amortiguadoras o celdas cero en el circuito v

6 Capítulo 5. Prefactibilidad del proyecto Evaluación Muestreo Condiciones de operación durante el muestreo P TMS Potencia Porcentaje de sólidos Resultados Análisis granulométricos Análisis químicos Capítulo 6. Balances Factibilidad técnica Variables utilizadas Balance metalúrgico en condición actual de planta Consideraciones de cálculo para la recuperación global Consideraciones de cálculo para la recuperación limpieza Cálculos en condición actual Recuperaciones metalúrgicas Recuperaciones en peso Razones de enriquecimiento Resumen de resultados al balance actual Balance con modificación del circuito Consideraciones para la recuperación global con proyecto Consideraciones de cálculo para la recuperación de limpieza con proyecto Cálculos en condición futura y comparación con condición actual Recuperaciones metalúrgicas vi

7 Recuperaciones en peso Razones de enriquecimiento Cuadro resumen comparativo de resultados Comentarios Capítulo 7. Nuevo circuito de remolienda Propuesta Flowsheet Descripción del circuito Balance al circuito de remolienda Consideraciones Balance de sólidos, pulpa y finos Equipos y modificaciones para el circuito de remolienda Estado actual del circuito de remolienda Instrumentación Mantención Diseño Capítulo 8. Evaluación económica Estimación de inversiones Estimación de ingresos Estimación de costos Costos energéticos Costos de mantención Costos por transporte del producto Costos de maquila Flujo de caja vii

8 Capítulo 9. Conclusiones Bibliografía Anexos viii

9 Índice de figuras Figura 2.1: Esquema representativo de las dependencias de MLP... 4 Figura 2.2: Molino SAG N 1 en funcionamiento Figura 2.3: Esquema del proceso de molienda y clasificación Figura 2.4: Esquema del proceso de flotación Rougher Figura 2.5: Aspersores en flotación columnar Figura 2.6: Espesadores en MLP Figura 3.1: Esquema del funcionamiento de una celda de flotación Figura 3.2: Esquema del ángulo de contacto de una burbuja Figura 3.3: Gráficos de a) recuperación vs tiempo, b) recuperación vs ley y c) concentración vs tiempo Figura 3.4: Puntos de adición de reactivos en la planta concentradora Figura 4.1: Flowsheet general de la planta de flotación colectiva Figura 4.2: Diagrama explicativo del fenómeno ocurrido dentro de las celdas cero y su descarga hacia las primeras celdas de los bancos Rougher Figura 4.3: Ubicación gráfica de las celdas cero en el circuito actual Figura 5.1: Puntos de muestreo: A) Celda cero Rougher 5 y B) primera celda del banco N 1 Scavenger Figura 6.1: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación global Figura 6.2: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación limpieza ix

10 Figura 6.3: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación global con proyecto Figura 6.4: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación limpieza con proyecto Figura 7.1: Layout de la modificación del circuito Figura 7.2: Flowsheet propuesto del circuito de remolienda y sus corrientes Figura 7.3: Diseño de celdas cero x

11 Índice de gráficos Gráfico 3.1: Distribución mineralógica de minerales sulfurados en la alimentación a la planta concentradora Gráfico 5.1: P80 durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.2: P80 durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.3: P80 durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.4: TMS durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.5: TMS durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.6: TMS durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.7: Potencia SAG durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico5.8: Potencia SAG durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.9: Potencia SAG durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.9.1: Porcentaje de sólidos durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.9.2: Porcentaje de sólidos durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.9.3: Porcentaje de sólidos durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva Gráfico 5.9.4: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 5 de la flotación Rougher Gráfico 5.9.5: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 8 de la flotación Rougher xi

12 Gráfico 5.9.6: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 1 de la flotación Scavenger Gráfico 5.9.7: Granulometrías de los tres muestreos hechos al concentrado colectivo producido en la planta concentradora Gráfico 6.1: Recuperación global de la planta de flotación colectiva en condición actual Gráfico 6.2: Recuperación limpieza de la planta de flotación colectiva en condición actual Gráfico 6.3: Recuperación Rougher de la planta de flotación colectiva en condición actual Gráfico 6.4: Recuperación Scavenger de planta de flotación colectiva en condición actual Gráfico 6.5: Recuperación Global en peso de la planta en condición actual Gráfico 6.6: Recuperación Limpieza en peso de la planta en condición actual Gráfico 6.7: Recuperación Rougher en peso de la planta en condición actual Gráfico 6.8: Recuperación Scavenger en peso de la planta en condición actual Gráfico 6.9: Razón de enriquecimiento global de la planta en condición actual Gráfico 6.1.0: Razón de enriquecimiento global de la planta en condición actual Gráfico 6.1.1: Razón de enriquecimiento Rougher de la planta en condición actual.. 54 Gráfico 6.1.2: Razón de enriquecimiento de Columnas de la planta en condición actual Gráfico 6.1.3: Razón de enriquecimiento Scavenger de la planta en condición actual Gráfico 6.1.4: Comparación de recuperaciones metalúrgicas globales xii

13 Gráfico 6.1.5: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito de limpieza Gráfico 6.1.6: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito Rougher Gráfico 6.1.7: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito Scavenger. 62 Gráfico 6.1.8: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Global Gráfico 6.1.9: Comparación de recuperaciones en peso del circuito de Limpieza Gráfico 6.2.0: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Rougher Gráfico 6.2.1: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Scavenger Gráfico 6.2.3: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito Global Gráfico 6.2.4: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito de limpieza. 65 Gráfico 6.2.5: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito Rougher Gráfico 6.2.6: Comparación de razones de enriquecimiento en Columnas Gráfico 6.2.7: Comparación de razones de enriquecimiento en circuito Scavenger Gráfico 6.2.8: Comparación de leyes de relave Scavenger Gráfico 6.2.9: Comparación de leyes de concentrado colectivo final Gráfico 8.1: Ingreso por ventas de concentrado de cobre, sin y con proyecto Gráfico 8.2: Costo por transporte de concentrado de cobre, sin y con proyecto Gráfico 8.3: Costo por maquila, sin y con proyecto xiii

14 Índice de tablas Tabla 3.1: Dosificación de reactivos por línea de procesos Tabla 5.1: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en el banco 5 de la flotación Rougher Tabla 5.2: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en el banco 8 de la flotación Rougher Tabla 5.3: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en la celda 1, banco 1 de la flotación Scavenger Tabla 5.4: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos al concentrado colectivo producido en la planta concentradora Tabla 5.5: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 5 Rougher respecto al concentrado colectivo Tabla 5.6: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 8 Rougher respecto al concentrado colectivo Tabla 5.7: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 1 Scavenger respecto al concentrado colectivo Tabla 5.8: Leyes por fracción del banco 5 Rougher Tabla 5.9: Leyes por fracción del banco 8 Rougher Tabla 5.1.0: Leyes por fracción de la celda 1, del banco 1 Scavenger Tabla 6.1: Información utilizada para realizar el balance Tabla 6.2: Tonelajes y leyes de entrada a la flotación colectiva con el circuito actual Tabla 6.3: Tonelajes y leyes en la flotación colectiva con el circuito actual Tabla 6.4: Cuadro resumen de resultados relevantes del balance al circuito actual Tabla 6.5: Cuadro resumen comparativo de resultados a ambos balances Tabla 7.1: Datos de interés de los concentrados de avance Tabla 7.2: Resumen de resultados del balance al circuito de remolienda Tabla 7.3: Característica de los equipos del circuito xiv

15 Tabla 8.1: Ítems de inversión inicial Tabla 8.2: Ítems de ingreso por producción sin el proyecto Tabla 8.3: Ítems de ingreso por producción con el proyecto Tabla 8.4: Estimación de costos energéticos Tabla 8.5: Flujo de caja del proyecto Tabla 8.6: Resultados de flujo de caja del proyecto xv

16 Capítulo 1. Introducción y objetivos 1.1. Introducción Para cualquier compañía, el camino hacia la sustentabilidad estará dado por dejar atrás la obsolescencia que se va dando en equipos y procesos productivos. Por esta razón es de suma importancia comenzar a incentivar una cultura innovadora dentro de todas las personas pertenecientes a la organización. Desde esta base, nace uno de los pilares de la sustentabilidad en el área minera: el mejoramiento continuo. El mejoramiento continuo apunta hacia la búsqueda de nuevas oportunidades de mejora, ideas y acciones que permitan dirigirse, entre muchas cosas, hacia la excelencia operacional. Bajo estos fundamentos, el presente estudio busca desarrollar una oportunidad de mejora en la planta de flotación colectiva de Minera Los Pelambres, que trata sobre disponer los concentrados que se generan por la turbulencia del flujo de alimentación en las celdas amortiguadoras de alimentación a la flotación Rougher, más los concentrados provenientes de las primeras celdas del circuito de flotación Scavenger, como producto final. Existen pruebas de laboratorio de años anteriores que indican que los dos tipos de concentrados que se pretenden avanzar poseen leyes por sobre un 30% de cobre total, como las del concentrado colectivo, sin embargo se sospecha que tienen una granulometría demasiado gruesa como para el estándar de producto final. El proyecto evaluará la factibilidad de instalar un circuito de remolienda adicional al ya existente para disminuir el tamaño de los concentrados de avance y así alcanzar la condición de calidad esperada. 1

17 1.2. Objetivos Objetivo general El objetivo general de este trabajo es estudiar los beneficios económicos, condiciones técnicas y operacionales que se obtienen mediante la recolección de concentrado de Cu-Mo de las primeras celdas de flotación Rougher y Scavenger, para ser dispuesto como producto final Objetivos específicos Estudiar y analizar la situación actual de la planta de flotación colectiva. Caracterizar flujos de avance. Evaluar el impacto operacional de la nueva configuración en la línea de proceso. Realizar un estudio técnico económico de los cambios realizados en el circuito. 2

18 Capítulo 2. Antecedentes generales 2.1. Antecedentes de Minera Los Pelambres Minera Los Pelambres (de ahora en adelante MLP) es una mina a rajo abierto ubicada en la IV Región de Coquimbo, a 45 kilómetros al este de la ciudad de Salamanca. Pertenece en un 60% al grupo Antofagasta Minerals, sector minero del Grupo Luksic, y en un 40% a un consorcio japonés integrado por Nippon LP Investment y MM LP Holding BV con un 25% y 15% respectivamente. El nombre de este yacimiento data desde los tiempos Incaicos. Éste se debe a que las aguas de deshielo en la primavera, se caracterizaban por ser muy ácidas debido al contacto con los minerales, pelaban las patas de los animales al cruzar las vertientes, de ahí que los lugareños bautizaron el lugar como Los Pelambres [1]. MLP se encuentra dentro de las 10 empresas mineras de cobre más grandes del mundo y quinta a nivel nacional, con una producción de toneladas de cobre fino pagable al año. Su producto principal es el concentrado de cobre, y como subproductos el cemento de cobre y concentrado de molibdeno. Para la producción del concentrado, el complejo de MLP se encuentra conformado principalmente por 3 sectores: Mina, Planta Concentradora y Puerto. El sector Mina, es de explotación de mineral y se encuentra a 45 kilómetros al este de la ciudad de Salamanca a una altura de 3600 metros sobre el nivel del mar, y a tan sólo un kilómetro de la frontera con Argentina. El segundo sector es la Planta Concentradora, ubicada en el sector precordillerano de Piuquenes a 35 kilómetros al este de Salamanca. Con coordenadas latitud sur y longitud este, tiene una superficie de aproximadamente 5 hectáreas, donde se procesa el mineral para producir el concentrado de cobre y molibdeno. 3

19 Por último el sector de Puerto, llamado Punta Chungo, se encuentra ubicado a 3.5 kilómetros de la ciudad de Los Vilos, donde se embarca el concentrado y se lleva a los distintos clientes [2]. En la figura 2.1, se puede apreciar un esquema con los sectores que componen MLP. Figura 2.1: Esquema representativo de las dependencias de MLP 4

20 2.2. Descripción de los procesos de la planta concentradora Molienda y clasificación El mineral que es extraído desde la mina, es sometido a una primera etapa de reducción de tamaño en un chancador primario, ubicado cerca de la mina. Luego, se transporta hacia la planta por una correa de 12 kilómetros de largo, hasta el acopio de gruesos, que es un galpón techado y se ubica a un costado de la planta. De aquí se alimenta a las tres líneas de molienda SAG, las cuales trabajan en paralelo y alimentan a la misma planta de flotación. El objetivo de estas líneas es reducir de tamaño el material alimentado, que está por debajo de 1.25, a un tamaño de producto 80% más fino que 19 milímetros. Todas las líneas poseen un molino SAG de 36 x 17 [pies] y de [kw] de potencia, los cuales procesan [tph]. El mineral que la molienda semiautógena no logra reducir de tamaño, queda en las parrillas de los molinos, las cuales botan los pebbles o gravilla hacia una correa que los transporta hacia la planta de pebbles o hacia la planta de gravilla, dependiendo cuánto deban reducir su tamaño para luego ser alimentados nuevamente a los molinos SAG 1 y 2 o directamente a los molinos de bolas. En la figura 2.2, se muestra uno de los molinos SAG en operación. 5

21 Figura 2.2: Molino SAG N 1 en funcionamiento. Luego que el mineral sale de la molienda SAG, pasa por un proceso de clasificación por medio de baterías de hidrociclones, que se encuentran ubicadas en cada línea de procesamiento. La línea del molino SAG 3 posee tres baterías de 14 hidrociclones cada una, de las cuales dos se encuentran operativas y una Stand by, a diferencia de las líneas de los molinos SAG 1 y 2 que tienen dos baterías operativas. Una vez clasificado el mineral, por el underflow de los hidrociclones nace la alimentación de los molinos de bolas. Para la línea 1 y 2 se cuenta con dos molinos de bolas por línea, los cuales miden 21 x 33 [pies] y cuentan con una potencia de [kw]. Por otra parte la línea de molienda 3, posee tan sólo un molino de bolas de 26 x 40 [pies] y [kw] de potencia. El objetivo de la molienda secundaria es pasar [tph] y lograr un tamaño de producto dentro de un rango de [μm]. Por último, existe un molino de bolas llamado Molino Ocho, que opera independiente a los molinos SAG y está alimentado por equipos denominados Chimbombos, cuya 6

22 función es desviar una parte del flujo que alimenta la batería de hidrociclones de cada molino hacia el Molino Ocho. Para visualizarlo de mejor manera, en la figura 2.3 se muestra un esquema del proceso de molienda y clasificación. Figura 2.3: Esquema del proceso de molienda y clasificación. 7

23 Flotación Rougher Es el primer proceso de la planta de flotación colectiva. Su principal objetivo es recuperar la mayor cantidad de cobre obtenido en la alimentación proveniente de la molienda. La etapa Rougher, está compuesta por 8 bancos de celdas de flotación. Los bancos N 1, 2, 3 y 4 están formadas por 9 celdas de 128 [m 3 ] cada una. Por otra parte, los bancos N 5 y 6 están compuestos por 6 celdas de 250 [m 3 ], en cambio, los bancos N 7 y 8 están conformados por tan sólo 5 celdas de la misma capacidad que las que tienen los bancos 5 y 6. En la figura 2.4 se muestra un esquema con todos los bancos de celdas de flotación disponibles en la planta concentradora de MLP. Figura 2.4: Esquema del proceso de flotación Rougher. 8

24 Remolienda En esta etapa se procesa el 100% del concentrado obtenido en las celdas Rougher y Scavenger, para obtener así un producto de [μm] de P80, tamaño necesario para facilitar la selectividad en la siguiente etapa. La etapa de remolienda cuenta con dos baterías de ciclones para clasificar y con 4 molinos verticales, que utilizan bolas de 1 para su objetivo Flotación columnar Es el tercer proceso de la flotación colectiva, cuenta con 14 columnas de flotación de 4 x 14 [m] y se caracteriza por ser una etapa de gran selectividad ya que tiene por objetivo generar un concentrado con una alta ley de cobre (33-34% de Cu), apto para su comercialización. A continuación, en la figura 2.5, podemos ver los aspersores de una celda columnar en operación. Figura 2.5: Aspersores en flotación columnar. 9

25 Cleaner Scavenger También se denomina flotación de barrido, y está compuesta por 2 bancos de celdas de flotación, ambas con 9 celdas de 128 [m 3 ]. Son alimentadas con la cola de las columnas. El concentrado que se produce acá, se junta con el concentrado proveniente de la flotación Rougher para luego alimentar la etapa de remolienda Espesamiento El proceso de espesamiento consiste en la separación por gravedad de las fases sólida y líquida de un fluido. En MLP, existen espesadores de concentrados y de relaves en los cuales se recupera el 85% del agua usada en la planta, para luego ser reutilizada en la operación como agua de procesos. Los espesadores utilizan floculante para acelerar el proceso de sedimentación gravitatoria. La planta cuenta con 3 espesadores de concentrado, de los cuales se obtiene un producto con una ley de alrededor del 34% de Cu. El producto final de la planta concentradora es enviado por un concentraducto, que es una especie de canaleta de 120 kilómetros de largo que llega hasta el puerto Punta Chungo. En la figura 2.6, se pueden observar dos de los tres espesadores que posee la planta concentradora. Figura 2.6: Espesadores en MLP. 10

26 Capítulo 3. Marco teórico 3.1. Flotación La flotación es un proceso fisicoquímico usado para separar las partículas valiosas de las partículas de ganga, basándose en la adhesión selectiva a burbujas de aire [3]. Es el proceso más barato y más usado extensivamente para separar y concentrar minerales químicamente similares. [4] Cuando se realiza el proceso de flotación, se introduce energía para mantener las partículas minerales suspendidas para así formar de manera notoria una zona de espuma y una de pulpa. En la figura 3.1, se presenta un esquema del funcionamiento típico de una celda de flotación. Figura 3.1: Esquema del funcionamiento de una celda de flotación. 11

27 Desde un punto de vista más conceptual, podemos separar el proceso de flotación en una etapa de reacción y una etapa de separación. En la primera etapa, alimentamos pulpa, junto con aire, reactivos y energía (agitación) produciéndose gracias a esto el proceso de adhesión de las partículas hidrofóbicas a las burbujas generadas. Por otra parte, en la etapa de separación, encontramos la formación de un colchón de espuma, el cual permite retirar el material colectado [5]. Las burbujas de aire generadas en la celda, sólo pueden adherirse a las partículas minerales si logran desplazar la masa de agua desde la superficie del mineral, por lo que se necesita que la especie de valor sea naturalmente hidrofóbica o lograr dicha condición mediante la adición de reactivos. Si la espuma generada no es estable, las burbujas no lograrán soportar el mineral una vez que lleguen a la superficie, por lo que se reventarán y harán que el mineral de interés caiga dentro de la celda nuevamente [6]. En la figura 3.2, se representa el ángulo de contacto desarrollado por las fuerzas de tensión formadas por la superficie del mineral y la superficie de la burbuja. Para conocer el ángulo específico que se debe alcanzar para producir la adhesión de la partícula de sólido a la burbuja, θ debe satisfacer el balance de las fuerzas existente entre las [5] tensiones γ SG, γ LG y γ SL. Figura 3.2: Esquema del ángulo de contacto de una burbuja. 12

28 3.2. Recuperación La recuperación es una medida de la eficiencia del proceso de flotación. En el proceso, siempre se busca tener una alta recuperación del mineral de interés, si bien a mayor tiempo, siempre se tendrá mayor recuperación, se debe tener en cuenta que a medida que ésta aumenta, baja la ley de concentración del mineral. La razón que explica esto, es que al aumentar la recuperación, se va ensuciando el concentrado con ganga [5].La recuperación, se puede expresar de la siguiente manera: Se puede dar un análisis más profundo a la recuperación, si se analiza junto a otras dos variables, como son el tiempo y la ley de concentrado. Para ambas variables, la recuperación tiene un comportamiento dispar, ya que a mayor tiempo la recuperación irá aumentando, sin embargo, a mayor recuperación la ley de concentrado disminuye. Por último, si analizamos el comportamiento del tiempo y la ley de concentrado, esta última disminuye a medida que aumenta el tiempo. Todo lo anterior se puede ver de manera más clara a continuación en la figura 3.3, donde se muestran gráficos de recuperación vs tiempo, recuperación vs ley de concentrado y ley de concentrado vs tiempo. 13

29 Figura 3.3: Gráficos de a) recuperación vs tiempo, b) recuperación vs ley y c) concentración vs tiempo Reactivos de flotación Los reactivos usados en flotación, se pueden clasificar en tres grupos principales, según la función que cumplan en el proceso: Colectores: son sustancias cuya función es hacer a ciertos minerales repelentes al agua. En la gran mayoría de los casos son sustancias orgánicas y transforman a los minerales en hidrofóbicos por el fenómeno de adsorción de iones o moléculas del colector. Espumantes: son sustancias cuya función es formar una espuma estable, con un tamaño de burbujas apropiado para el transporte de minerales al concentrado. 14

30 Modificadores: son elementos que sirven para crear condiciones favorables en la superficie de los minerales, principalmente para el funcionamiento selectivo de los colectores. Los reactivos utilizados en la planta concentradora de Minera Los Pelambres, son los siguientes: Nalco (espumante) Lechada de cal Xantato (colector fuerte) AP404 (colector de óxidos) Matcol D-50 (Colector débil) Diesel (colector de moly) En la figura 3.4, se presenta un esquema de la planta concentradora, en donde se marcaron de diferentes colores los puntos de adición de los distintos reactivos. Adicionalmente, la tabla 3.1 muestra la dosificación de reactivos por línea de proceso. Figura 3.4: Puntos de adición de reactivos en la planta concentradora. 15

31 Reactivo Nalco Lechada de Cal Xantato Punto de adición Acondicionador Rougher (ST861 - ST704 - ST004) Dosificación del reactivo [g/ton] Línea 1 [g/ton] Línea 2 [g/ton] Línea 3 [g/ton] Alimentación SAG 1,2 y Descarga SAG 1,2 y 3 Acondicionador Rougher (ST861 - ST704 - ST004) AP404 Medición de ph Acondicionador Rougher (ST861 - ST704 - ST004) Distribución Rougher (ST709 - ST701 - ST005 - ST886) Matcol D50 Descarga SAG 1,2 y Diesel Descarga SAG 1,2 y 3 Baterías de ciclones de líneas 1, 2 y Tabla 3.1: Dosificación de reactivos por línea de procesos. 16

32 3.4. Mineralogía En la alimentación a la planta concentradora de MLP, los minerales de cobre que se encuentran en mayor cantidad son la calcopirita, la bornita, la pirita y la diagenita. A continuación en el gráfico 3.1, se muestra la distribución mineralógica de los minerales antes mencionados. 100 Distribución mineralógica de minerales sulfurados [%] Ene Feb Mar Abr May Jun Jul Ago Sep Oct Nov Dic Mes Calcopirita Diagenita Bornita Pirita Gráfico 3.1: Distribución mineralógica de minerales sulfurados en la alimentación a la planta concentradora. Además de las especies antes mencionadas, existen variadas especies en la alimentación a la planta, pero debido a su baja concentración, fueron obviadas del gráfico 1. Especies tales como la calcosina, la covelina, la enargita, molibdenita y esfalerita, se encuentran presentes en proporciones bajo el 1%. 17

33 Capítulo 4. Innovación de proceso 4.1. Oportunidad de mejora La planta de flotación colectiva de Minera Los Pelambres, se ha ido expandiendo a través de los años según el crecimiento económico de la misma, tanto como por las necesidades impuestas por el mercado. Es por esta razón, que no todas las líneas de procesos son iguales, existen molinos con distintas potencias, capacidades de tratamiento, baterías de ciclones de números dispares y por supuesto diferencias en los bancos de flotación. Basándonos en este último punto, se tiene que los bancos de flotación Rougher 5, 6, 7 y 8, tienen una celda amortiguadora (también llamada Celda Cero ), la cual no tiene agitación ni inyección de aire, sin embargo, ésta flota el mineral de forma natural debido a la turbulencia con la que cae la pulpa desde los cajones alimentadores. Según algunos muestreos anteriores, este fenómeno produce un colchón de espuma bastante significativo (-600 [mm] aproximadamente) muy rico en cobre, con una ley similar o más alta que el producto de la planta concentradora, que corresponde a un concentrado colectivo de cobre - molibdeno con una ley de alrededor de 34% en Cu. Actualmente este colchón está siendo descargado a la canaleta de concentrado de la primera celda de cada banco, para así ingresar al proceso de clasificación, remolienda y circuito de limpieza. La importancia de aprovechar esta oportunidad, es que con esa alta ley de cobre este concentrado perfectamente podría usarse como producto final, sin embargo se cree que tiene un serio problema de granulometría, ya que se encuentra fuera de los rangos que se requieren para mantener una operación estable sin alterar el producto final de la planta concentradora. Por esta razón se propone una modificación del circuito actual, para que este concentrado se mezcle directamente con el producto final de la planta, el concentrado colectivo. 18

34 Por otra parte, se propone hacer lo mismo con el concentrado proveniente de las primeras celdas de los bancos 1 y 2 de la etapa Scavenger. Para lograr lo mencionado anteriormente, se sugiere evaluar la posibilidad de alimentar el concentrado de las celdas cero en un circuito de clasificación y remolienda, para que de esta manera se reduzca su tamaño y se pueda disponer como producto final. En cuanto al concentrado proveniente de la etapa Scavenger se propone enviarlo directamente como producto final, debido a que debiese cumplir con la granulometría esperada en un concentrado colectivo final. De esta forma se podrá aumentar la recuperación en la flotación Scavenger y descongestionar la etapa de remolienda y flotación columnar Situación actual de la planta de flotación colectiva Hoy en día, la planta de flotación colectiva de MLP posee un circuito del tipo RCS (Rougher Cleaner Scavenger) [7], el cual consiste en 8 bancos de celdas de flotación Rougher, 14 columnas para el proceso de primera limpieza o primera Cleaner y 2 bancos de barrido o Scavenger. Para el caso de la flotación Rougher, 4 de los bancos están compuestos por 9 celdas Wemco de 130 [m 3 ], 2 bancos conformados por 6 celdas DOE de 250 [m 3 ] y los dos restantes, están también formados por celdas DOE de 250 [m 3 ], sólo que en este caso son 5 celdas por banco. Los últimos bancos descritos, cuentan con una primera celda acondicionadora, denominada celda cero, la cual no está considerada dentro de los diagramas de flujos. Se hace mención a esta celda ya que será parte esencial de este proyecto y por lo cual será descrita más adelante. En cuanto a la descarga de concentrado de cada celda, se hace hacia una canaleta común para dos bancos Rougher, la cual llega a un punto en el que se mezcla junto el concentrado de otros dos bancos. 19

35 701 TK95 Figura 4.1: Flowsheet general de la planta de flotación colectiva. Como se observa en la figura 4.1, las descargas de todos los bancos Rougher 1, 2,3 y 4 van a dar a un cajón TK-95, mientras que el concentrado proveniente de los bancos Rougher 5, 6, 7, y 8 llegan al TK-701. Ambos cajones sirven de alimentadores al circuito de remolienda, donde el concentrado del primer cajón mencionado es alimentado a la batería de ciclones CS-010, mientras que el segundo, es enviado a la batería de ciclones CS-701 donde ambas baterías clasificarán el concentrado según su tamaño. El underflow de los ciclones de la batería CS-01, se separa en tres flujos para ser alimentado a tres molinos verticales. El producto de estos molinos vuelve al cajón de alimentación de la batería de ciclones y es clasificado nuevamente. Lo mismo ocurre con el underflow de los ciclones de la batería CS-701, sólo que esta vez el flujo no se separa y es alimentado en su totalidad a un solo molino vertical. 20

36 Por otra parte, el overflow de ambas baterías es descargado hacia el TK-96, un cajón acondicionador que alimenta a las 14 columnas de flotación, para dar inicio a la etapa de limpieza o Cleaner. El producto de las columnas corresponde al de la planta concentradora de MLP, el cual contiene entre un 32% - 36% de cobre y de 0.4% - 1.6% de molibdeno. El concentrado colectivo, o concol, pasa a una nueva etapa en la planta de molibdeno, donde se separarán los dos metales de interés para procesarlos hasta lograr el producto final. El relave de las columnas, pasa a la etapa final de la planta de flotación colectiva, la etapa de barrido o Scavenger. Aquí se intentará recuperar la mayor cantidad de cobre posible, que no fue recuperado en el circuito Rougher. El concentrado recuperado, se envía nuevamente al TK-95, para ingresar nuevamente al circuito de remolienda. Por último el relave del circuito de barrido, se junta con el del circuito Rougher para ser enviados al tranque de relaves El Mauro. 21

37 4.3. Rol de celdas amortiguadoras o celdas cero en el circuito Como se aprecia en la figura 4.2, actualmente las celdas amortiguadoras de los bancos Rougher 5, 6, 7 y 8, ubicadas al comienzo de cada uno de estos bancos, participan de manera activa del proceso de flotación Rougher, aportando su concentrado directamente hacia las canaletas de descarga de los bancos a los cuales pertenecen, recorriendo el circuito completo de clasificación y remolienda, para luego ser alimentado a las columnas. Por otra parte, en la figura 4.3 se presenta un diagrama que muestra en forma gráfica donde se encuentran ubicadas las celdas cero dentro del proceso. Figura 4.2: Diagrama explicativo del fenómeno ocurrido dentro de las celdas cero y su descarga hacia las primeras celdas de los bancos Rougher. 22

38 Celda cero Cajón distribuidor. Batería de hidrociclones. Celda de flotación Celda DOE Rougher. Celda Wemco Rougher / Scavenger. Molino vertical Figura 4.3: Ubicación gráfica de las celdas cero en el circuito actual. 23

39 Capítulo 5. Prefactibilidad del proyecto 5.1. Evaluación Para comenzar a evaluar la modificación del circuito, primero se debió hacer muestreos que confirmaran que el colchón de espuma producido en las celdas cero de la flotación Rougher y en las primeras celdas de la flotación Scavenger tuvieran las condiciones que se requieren para iniciar el proyecto. La nueva propuesta para la modificación del circuito, tiene como eje central la utilización de las celdas antes mencionadas, por lo que es imperativo caracterizar de la mejor manera el concentrado proveniente de ellas. Por esta razón, se programó el muestreo para tres días, en caso que la operación tuviera algún inconveniente, y para que de esta forma los resultados no fuesen interpretados en una condición puntual de la planta. 24

40 5.2. Muestreo Para asegurar que los resultados fuesen representativos, se preparó un protocolo de muestreo que enunciaba que se debía muestrear 4 puntos de la planta de flotación colectiva, cortando muestras cada 20 minutos, durante un período de 3 horas y repetir el procedimiento durante tres días operativos. Las muestras fueron enviadas al laboratorio metalúrgico y al laboratorio químico y se realizaron análisis granulométricos de cada muestra por punto de muestreo, porcentaje de sólidos y además de análisis químicos para la determinación de leyes de cobre y molibdeno por fracción granulométrica. Los puntos muestreados fueron los siguientes: 1. Celda cero del banco N 5 de la etapa Rougher. 2. Celda cero del banco N 8 de la etapa Rougher. 3. Primera celda del banco N 1 de la etapa Scavenger. 4. ST-781, cajón de recepción del concentrado colectivo. En la figura 5.1, se observan muestran dos de los cuatro puntos de muestreos antes mencionados. A) A) B) B) Figura 5.1: Puntos de muestreo: A) Celda cero Rougher 5 y B) primera celda del banco N 1 Scavenger. 25

41 5.3. Condiciones de operación durante el muestreo Los primeros dos días de muestreo fueron el 28 y 30 de Diciembre del 2013, de las 14:00 hasta las 17:00, mientras que el último día fue el 1 de Enero del 2014 a la misma hora que los muestreos anteriores. En su mayoría, las condiciones fueron favorables con casi todos los indicadores analizados, lo que permite decir que fue un período de operación normal, a excepción de la detención de un molino SAG en uno de los muestreos. Los indicadores analizados fueron los siguientes: P80 TMS Potencia SAG Porcentaje de sólidos en bancos Rougher 26

42 P80 El P80 se mostró normal durante los tres muestreos, ya que siempre se mantuvo entre [μm], tal como se muestra en los gráficos 5.1, 5.2 y 5.3. La única anomalía que se presentó fue durante el segundo muestreo, el medidor marcó el mismo P80 en las tres horas de trabajo. P80 [μm] Muestreo 1 - P80 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.1: P80 durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva. P80 [μm] Muestreo 2 - P80 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.2: P80 durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva. 27

43 P80 [μm] Muestreo 3 - P80 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.3: P80 durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva TMS Las toneladas de mineral seco están medidas por hora, y entre las tres líneas SAG deben cumplir por lo menos dentro de un rango de a toneladas por día, por lo que cada SAG debe procesar por sobre las 2000 ton/hora. La única excepción en los resultados fue debido a la detención del SAG 1 durante el segundo muestreo. En los gráficos 5.4, 5.5 y 5.6 se puede ver la variabilidad que tuvo el tonelaje procesado durante los días de muestreo. Se aprecia claramente en el gráfico 5.5, que al quedar fuera de operación una de las líneas SAG, las otras dos tienen un incremento de mineral procesado, para así cumplir con el tonelaje diario establecido por MLP. Por otra parte en el gráfico 5.6, se observa que no existe mayor variación entre las tres líneas de proceso. 28

44 TMS/h Muestreo 1 - TMS 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.4: TMS durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva. TMS/h Muestreo 2 - TMS 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.5: TMS durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva. TMS/h Muestreo 3 - TMS 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.6: TMS durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva. 29

45 Potencia La potencia de los molinos SAG también se encuentra dentro del rango de operación normal, trabajando dentro de un intervalo de [kwh], a excepción del muestreo 2, donde el SAG 1 estuvo detenido aproximadamente por dos horas. Los gráficos 5.7, 5.8 y 5.9 muestran la variabilidad de la potencia durante los muestreos realizados en la planta. Tal como se mencionó anteriormente, en el muestreo dos, que está representado en el gráfico 5.8, se aprecia de forma clara la detención del molino SAG. En tanto los gráficos 5.7 y 5.9 no representan mayores variaciones para la potencia de los molinos SAG. Potencia [kwh] Muestreo 1 - Potencia 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.7: Potencia SAG durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva. 30

46 20000 Muestreo 2 - Potencia Potencia [kwh] :00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico5.8: Potencia SAG durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva Muestreo 3 - Potencia Potencia [kwh] :00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.9: Potencia SAG durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva Porcentaje de sólidos El porcentaje de sólidos de entrada a la flotación Rougher fue el parámetro menos variable por muestreo, manteniéndose estable en cada una de las descargas de las líneas de molienda SAG. A continuación en los gráficos 5.9.1, y se visualiza de mejor manera la estabilidad del porcentaje de sólidos mencionada anteriormente. 31

47 % de sólidos [%] Muestreo 1 - Cp Rougher 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.9.1: Porcentaje de sólidos durante el primer muestreo de la planta de flotación colectiva. % de sólidos [%] Muestreo 2 - Cp Rougher 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.9.2: Porcentaje de sólidos durante el segundo muestreo de la planta de flotación colectiva. 32

48 % de sólidos [%] Muestreo 3 - Cp Rougher 14:00:00 14:08:00 14:16:00 14:24:00 14:32:00 14:40:00 14:48:00 14:56:00 15:04:00 15:12:00 15:20:00 15:28:00 15:36:00 15:44:00 15:52:00 16:00:00 16:08:00 16:16:00 16:24:00 16:32:00 16:40:00 16:48:00 16:56:00 SAG 1 SAG 2 SAG 3 Gráfico 5.9.3: Porcentaje de sólidos durante el tercer muestreo de la planta de flotación colectiva Resultados Análisis granulométricos. Los análisis granulométricos fueron concluyentes en los tres días de muestreo, ya que en todas las ocasiones, la granulometría de la pulpa fue muy parecida, sin embargo bastante lejana de lo que se pretende lograr, debido a que la planta de flotación colectiva de MLP, produce un concentrado colectivo dentro de un rango granulométrico bastante específico: Porcentaje de pulpa retenida sobre 150 [μm] : % Porcentaje de pulpa pasante bajo 45 [μm] : % A continuación en los gráficos 5.9.4, 5.9.5, y y tablas 5.1, 5.2, 5.3 y 5.4 se presentan los resultados granulométricos por punto de muestreo. 33

49 100 Celda cero, banco 5 - Rougher Pasante [%] Muestreo 1 Muestreo 2 Muestreo Tamaño de partícula [μm] Gráfico 5.9.4: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 5 de la flotación Rougher. Malla Abertura Pasante Acumulado (%) Tyler (micrones) M1 M2 M Pan < Tabla 5.1: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en el banco 5 de la flotación Rougher. 34

50 100 Celda cero, banco 8 - Rougher Pasante [%] Muestreo 1 Muestreo 2 Muestreo Tamaño de partícula [μm] Gráfico 5.9.5: Granulometrías de los tres muestreos hechos en el banco 8 de la flotación Rougher. Malla Abertura Pasante Acumulado (%) Tyler (micrones) M1 M2 M Pan < Tabla 5.2: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en el banco 8 de la flotación Rougher. 35

51 Pasante [%] Celda uno, banco 1 - Scavenger Tamaño de partícula [μm] Muestreo 1 Muestreo 2 Muestreo 3 Gráfico 5.9.6: Granulometrías de los tres muestreos hechos en la celda 1, banco 1 de la flotación Scavenger. Malla Abertura Pasante Acumulado (%) Tyler (micrones) M1 M2 M Pan < Tabla 5.3: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos en la celda 1, banco 1 de la flotación Scavenger. 36

52 Pasante [%] Concentrado Colectivo Tamaño de partícula [μm] Muestreo 1 Muestreo 2 Muestreo 3 Gráfico 5.9.7: Granulometrías de los tres muestreos hechos al concentrado colectivo producido en la planta concentradora. Malla Abertura Pasante Acumulado (%) Tyler (micrones) M1 M2 M Pan < Tabla 5.4: Perfil granulométrico de los tres muestreos hechos al concentrado colectivo producido en la planta concentradora. 37

53 Como se puede observar en los gráficos anteriores, ninguna de las curvas cumple con las condiciones que se requieren como para enviar el concentrado como producto final (porcentaje de pulpa retenida sobre 150 [μm]: % y porcentaje de pulpa pasante bajo 45 [μm]: %). Sin embargo, la que tiene una granulometría más similar es la curva del concentrado Scavenger, representada en el gráfico 5.96, que no está tan alejada de lo óptimo como los análisis de la flotación Rougher, presentados en los gráficos y Por esta razón, enviar el concentrado Scavenger como producto final sin hacerlo pasar por un circuito de clasificación y remolienda es una buena idea, ya que podría servir para ajustar la granulometría cada vez que el producto final este demasiado fino. Otra observación que se puede rescatar, es que pese a que hubo una detención de uno de los molinos SAG, la granulometría resultante en el segundo muestreo no distó mucho del primer y tercer muestreo. A continuación en las tablas 5.5, 5.6 y 5.7, se muestra el grado de desviación expresado en porcentaje, que hubo en cada muestreo, respecto al rango granulométrico óptimo del concentrado colectivo. Para los resultados de las celdas cero Rougher, se puede observar que existe una desviación de al menos un 15-20% sobre los 45 micrones, y alrededor de un 8-14% bajo los 150 micrones, lo que significa que el material es demasiado grueso como para considerarlo concentrado colectivo final. En cuanto a los resultados de la flotación Scavenger, la desviación es bajo 0.5% bajo 150 micrones y un ± 5% sobre 45 micrones, estando bastante cercano al rango mencionado al comienzo de este análisis. 38

54 Bajo 150 [μm] Sobre 45 [μm] Desviación banco 5 Rougher [%] M1 M2 M Tabla 5.5: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 5 Rougher respecto al concentrado colectivo. Bajo 150 [μm] Sobre 45 [μm] Desviación banco 8 Rougher [%] M1 M2 M Tabla 5.6: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 8 Rougher respecto al concentrado colectivo. Bajo 150 [μm] Sobre 45 [μm] Desviación banco 1 Scavenger [%] M1 M2 M Tabla 5.7: Desviación por muestreo de la granulometría del banco 1 Scavenger respecto al concentrado colectivo. 39

55 Análisis químicos Los resultados obtenidos de los análisis químicos fueron bastante favorables al estudio de avance de concentrados, ya que en su mayoría, las leyes fueron más altas que las del concentrado colectivo que produce la planta, lo que deja una variable menos de incertidumbre y sirve para apoyar la propuesta de modificación del circuito de la planta de flotación colectiva. Los resultados se presentan a continuación en las tablas 5.8, 5.9 y 5.1.1, mostrando los análisis por fracción granulométrica para Co y Mo. Celda cero, Banco 5 Rougher Muestreo M1 M2 M3 Leyes por fracción # Total Cu (%) Mo (%) # Total Cu (%) Mo (%) # Total Cu (%) Mo (%) Tabla 5.8: Leyes por fracción del banco 5 Rougher. 40

56 Celda cero, Banco 8 Rougher Muestreo M1 M2 M3 Leyes por fracción # Total Cu (%) Mo (%) # Total Cu (%) Mo (%) # Total Cu (%) Mo (%) Tabla 5.9: Leyes por fracción del banco 8 Rougher. Celda 1, banco 1 Scavenger Muestreo M1 M2 M3 Leyes por fracción # Total Cu (%) Mo (%) # Total Cu (%) Mo (%) # Total Cu (%) Mo (%) Tabla 5.1.0: Leyes por fracción de la celda 1, del banco 1 Scavenger. Como se puede observar, los resultados de ley son bastante positivos, alcanzando como promedio un 34,59% de cobre total para el concentrado de las celdas cero Rougher y 30.04% para la Scavenger. Conocidos estos resultados, queda evaluar un circuito de clasificación y remolienda para estos concentrados, ya que su problema no está en la ley de cobre, sino en lo grueso del mineral. 41

57 Capítulo 6. Balances 6.1. Factibilidad técnica Como se mencionó anteriormente, la modificación del circuito de flotación colectiva, responde a la necesidad de disponer de estos concentrados de leyes sobre el 30% en Cu como producto final, ya que actualmente se está ensuciando junto al concentrado Rougher producido por otras celdas, los cuales están dentro de un rango de ley de 3 5% en Cu. Para justificar la puesta en marcha del proyecto, se deben analizar los beneficios operacionales y económicos que puede traer la modificación, por lo que para evaluar la instalación del circuito, lo primero será analizar el comportamiento actual del circuito de flotación colectiva en comparación con el circuito que incluye el proyecto de esta memoria. El comportamiento será evaluado a partir de diferentes indicadores metalúrgicos, detallados en este capítulo. 42

58 6.2. Variables utilizadas Para realizar el balance se recopiló información operacional de alrededor de 150 días, de los cuales se utilizaron las variables presentadas a continuación en la tabal 6.1: Variable Tonelaje procesado por línea SAG 1, SAG 2 y SAG 3 Leyes de cabeza por línea SAG 1, SAG 2 y SAG 3 Unidad TMS/hora [%] Ley de concentrado colectivo [%] Ley de concentrado Rougher [%] Ley de relave de Columnas [%] Ley de relave Scavenger [%] Ley de relave general [%] Ley de concentrado Scavenger [%] Tabla 6.1: Información utilizada para realizar el balance. Para asimilar la información de mejor manera, a continuación se presentan tablas con los promedios de alrededor de 30 días de todas las variables mencionadas en la tabla 6.1, con la planta de flotación colectiva y su circuito actual. Tonelaje [TMS/h] Ley CuT [%] Fechas SAG1 SAG2 SAG3 SAG1 SAG2 SAG3 1/1/13-8/4/ /4/13-9/5/ /5/13-9/6/ /6/13-11/7/ /7/13-17/8/ Tabla 6.2: Tonelajes y leyes de entrada a la flotación colectiva con el circuito actual. 43

59 Alimentación Cabeza Alimentación Cabeza Concentrado Colectivo Concentrado Rougher Fechas [TMS/h] CuT [%] CuT [%] CuT [%] 1/1/13-8/4/ /4/13-9/5/ /5/13-9/6/ /6/13-11/7/ /7/13-17/8/ Cola Scavenger Cola Columnas Concentrado Scavenger Relave General Fechas CuT [%] CuT [%] CuT [%] CuT [%] 1/1/13-8/4/ /4/13-9/5/ /5/13-9/6/ /6/13-11/7/ /7/13-17/8/ Tabla 6.3: Tonelajes y leyes en la flotación colectiva con el circuito actual. Como se puede observar, los valores de la mayoría de las variables son muy similares incluso en fechas diferentes, lo que demuestra que la información recopilada es confiable para realizar los balances anteriormente mencionados. 44

60 6.3. Balance metalúrgico en condición actual de planta Con las variables antes mencionadas y descritas, se calcularon todos los flujos másicos, leyes y por ende toneladas finas que hay en juego en la planta, ya que con estos datos fue posible calcular las recuperaciones por etapa y global del proceso. 45

61 Consideraciones de cálculo para la recuperación global a) La alimentación de cabeza es la suma de tonelaje de las tres líneas SAG, con unidades de [TMS/hora] b) La ley de cabeza es el promedio de la ley de cobre total de las tres líneas SAG, expresada en [%]. c) El flujo y ley de concentrado del circuito pertenecen al concentrado colectivo que abandona la flotación columnar. d) El flujo y ley de relave pertenecen relave final del circuito, es decir la mezcla de relave Rougher y relave Scavenger. e) El circuito de remolienda no presenta pérdidas. La figura 6.1 muestra de forma gráfica las corrientes a considerar para el cálculo de la recuperación global. Figura 6.1: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación global. 46

62 Consideraciones de cálculo para la recuperación limpieza a) El flujo de alimentación es todo el concentrado Rougher producido, expresado en unidades de [TMS/hora] b) La ley de la alimentación al circuito de limpieza es la cantidad de cobre total contenida en el concentrado Rougher, expresada en [%]. c) El flujo y ley de concentrado del circuito es del concentrado colectivo que abandona la flotación columnar, al igual que en la recuperación global. d) El flujo y ley de relave pertenecen al relave Scavenger, expresados en [TMS/hora] y [%] respectivamente. e) El circuito de remolienda no presenta pérdidas. A continuación, la figura 6.2 muestra las corrientes a considerar para el cálculo de la recuperación limpieza. Figura 6.2: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación limpieza. 47

63 6.4. Cálculos en condición actual A continuación, se presentan los gráficos de tres indicadores metalúrgicos: recuperación metalúrgica, recuperación en peso y razones de enriquecimiento. Los datos más detallados y la descripción de los cálculos pueden encontrarse en el Anexo A Recuperaciones metalúrgicas Recuperación Global: si bien es cierto que la recuperación se ve bastante oscilante en el gráfico 6.1, se mantiene dentro de un rango aproximado de 86% y 92%, sin considerar algunos peaks anormales. Para la cantidad de datos antes mencionada, el promedio total de ésta fue de 88.99%. [% de recuperación] 94,00 93,00 92,00 91,00 90,00 89,00 88,00 87,00 86,00 85,00 84,00 Fecha Recuperación Global Actual Gráfico 6.1: Recuperación global de la planta de flotación colectiva en condición actual. 48

64 Recuperación Limpieza: la recuperación de limpieza del gráfico 6.2, se ve dentro de un rango más definido que la global, la cual varía entre 97% y 99%. El promedio total de esta recuperación fue de 98.33%. [% de recuperación] 100,00 99,50 99,00 98,50 98,00 97,50 97,00 96,50 96,00 Fecha Recuperación Limpieza Actual Gráfico 6.2: Recuperación limpieza de la planta de flotación colectiva en condición actual. [% de recuperación] Recuperación Rougher: la recuperación Rougher mostrada en el gráfico 6.3, se mantiene dentro de un rango aproximado de 88% y 93%. Su promedio total en este balance fue de 90.5%. 95,00 94,00 93,00 92,00 91,00 90,00 89,00 88,00 87,00 86,00 Fecha Recuperación Rougher Actual Gráfico 6.3: Recuperación Rougher de la planta de flotación colectiva en condición actual. 49

65 Recuperación Scavenger: tal como muestra el gráfico 6.4, la recuperación Scavenger es la más inestable de todas, debido a que muchos resultados parecen parcialmente alterados, probablemente por un equipo en mal estado. Sin embargo, el rango más representativo se encuentra entre 94% y 98%. El promedio general de esta recuperación fue de 96.61% 100,00 98,00 [% de recuperación] 96,00 94,00 92,00 90,00 88,00 Fecha Recuperación Scavenger Actual Gráfico 6.4: Recuperación Scavenger de planta de flotación colectiva en condición actual. 50

66 Recuperaciones en peso Recuperación global: la recuperación global fluctúa en un rango de 1.5% y 2.5% como se muestra en el gráfico 6.5, promediando en total una recuperación de 1.91% en peso. [% de recuperación] 3,00 2,50 2,00 1,50 1,00 0,50 0,00 Fecha Recuperación Global Gráfico 6.5: Recuperación Global en peso de la planta en condición actual. Recuperación limpieza: por su parte la recuperación limpieza fluctúa en un rango aproximado de 10% y 20% como enseña el gráfico 6.6, promediando un % en peso, con el total de sus valores. 25,00 [% de recuperación] 20,00 15,00 10,00 5,00 0,00 Fecha Recuperación Limpieza Gráfico 6.6: Recuperación Limpieza en peso de la planta en condición actual. 51

67 Recuperación Rougher: la recuperación Rougher se mantiene dentro de un rango aproximado de 10% y 20% aproximadamente con algunos peaks que sobrepasan estos valores, tal como lo muestra el gráfico 6.7. La media en este caso es de 15.42%. 30,00 [% de recuperación] 25,00 20,00 15,00 10,00 5,00 0,00 Fecha Recuperación Rougher Gráfico 6.7: Recuperación Rougher en peso de la planta en condición actual. Recuperación Scavenger: la recuperación Scavenger presentada en el gráfico 6.8, se muestra bastante variable, con altos y bajos muchos más pronunciados que las otras recuperaciones. La inestabilidad responde a los hechos mencionados anteriormente en Recuperación Metalúrgica Scavenger, sin embargo dentro de esta variabilidad, la gran mayoría de datos se encuentra dentro de un rango de 30% y 50%, promediando así un 40.62%. [% de recuperación] 80,00 60,00 40,00 20,00 0,00 Fecha Recuperación Scavenger Gráfico 6.8: Recuperación Scavenger en peso de la planta en condición actual. 52

68 Razones de enriquecimiento Razón de enriquecimiento global: la razón de enriquecimiento global se mueve dentro de un rango aproximado de 40 a 60 como se observa en el gráfico 6.9, con leyes de cabeza promedio de 0.7% y leyes de CuT en el concentrado colectivo de alrededor de 34%. La media de esta razón es de [Razón de enriquecimiento] 80,00 60,00 40,00 20,00 0,00 Fecha Razón de enriquecimiento global Gráfico 6.9: Razón de enriquecimiento global de la planta en condición actual Razón de enriquecimiento en circuito de limpieza: la razón de enriquecimiento del circuito de limpieza, observable en el gráfico 6.1.0, está en su mayoría acotada por un límite inferior de 6 y uno superior de 12. Aunque las cifras son bastante variables, el promedio de esta razón es de [Razón de enriquecimiento] Fecha Razón de enriquecimiento en la limpieza Gráfico 6.1.0: Razón de enriquecimiento global de la planta en condición actual. 53

69 Razón de enriquecimiento en Rougher: el circuito Rougher, presenta un rango más acotado respecto a las razones anteriores. Éste se mueve aproximadamente entre 4 y 8, tal como se observa en el gráfico y posee una media de [Razón de enriquecimiento] 12,00 10,00 8,00 6,00 4,00 2,00 0,00 Fecha Razón de enriquecimiento Rougher Gráfico 6.1.1: Razón de enriquecimiento Rougher de la planta en condición actual. Razón de enriquecimiento en Columnas: la razón de enriquecimiento de las columnas (gráfico 6.1.2), se mueve dentro del orden del 4 al 8. Pese a tener bastantes perturbaciones, la media dentro del rango antes señalado es de [Razón de enriquecimiento] 16,00 14,00 12,00 10,00 8,00 6,00 4,00 2,00 0,00 Fecha Razón de enriquecimiento Columnas Gráfico 6.1.2: Razón de enriquecimiento de Columnas de la planta en condición actual. 54

70 Razón de enriquecimiento en circuito Scavenger: la razón de enriquecimiento Scavenger presentada en el gráfico 6.1.3, está dentro de un rango aproximado de 1.5 a 3.5. Se pueden apreciar algunos peaks que sobre pasan este rango, tomándose éstos como casos aislados. La media dentro del rango descrito es de [Razón de enriquecimiento] 5,00 4,50 4,00 3,50 3,00 2,50 2,00 1,50 1,00 0,50 0,00 Fecha Razón de enriquecimiento Scavenger Gráfico 6.1.3: Razón de enriquecimiento Scavenger de la planta en condición actual. 55

71 Resumen de resultados al balance actual Para visualizar los resultados de mejor manera, a continuación se expone la tabla 6.4 con los promedios más relevantes de los balances hechos al circuito actual. Indicadores Metalúrgicos Condición actual Tratamiento [TMS/h] Ley de Cu, cabeza [%] 0.72 Recuperación Rougher, Cu [%] 90.5 Recuperación Scavenger, Cu [%] Recuperación Limpieza, Cu [%] Recuperación Global, Cu [%] Recuperación en peso Rougher [%] 1.91 Recuperación en peso Scavenger [%] Recuperación en peso Limpieza [%] Recuperación en peso Global [%] Razón de enriquecimiento Rougher, Cu 6.14 Razón de enriquecimiento Scavenger, Cu 2.67 Razón de enriquecimiento Columnas, Cu 6.44 Razón de enriquecimiento Limpieza, Cu 8.11 Razón de enriquecimiento Global, Cu Ley de Cu, Relave Scavenger [%] 0.14 Finos de Cu, Relave Scavenger [ton/h] 1.46 Ley de Cu, Relave final [%] 0.08 Finos de Cu, Relave Final [ton/h] 6.07 Concentrado colectivo, [TMS/h] Ley de Cu, Concentrado colectivo [%] Finos de Cu Concentrado colectivo [ton/día] Tabla 6.4: Cuadro resumen de resultados relevantes del balance al circuito actual. 56

72 6.5. Balance con modificación del circuito Con los resultados del balance anterior, se puede dar paso a realizar el balance con la propuesta de circuito, para así, comparar los cambios que se producen en flujos, finos y recuperaciones. Con esta información, se podrá establecer si efectivamente la propuesta hecha tiene los beneficios operacionales esperados, lo que se traducirá en una posterior evaluación económica que dejará en claro los beneficios o pérdidas que se obtendrán con el proyecto Consideraciones para la recuperación global con proyecto a) La alimentación de cabeza es la suma de tonelaje de las tres líneas SAG, con unidades de [TMS/hora] b) La ley de cabeza es el promedio de la ley de cobre total de las tres líneas SAG, expresada en [%]. c) Debido a que los flujos de celda cero son desconocidos, se tomó una base de cálculo de 2.94 [TMS/hora] para el avance de concentrado Rougher, equivalentes a una tonelada de finos de cobre. d) Debido a que los flujos de concentrado de las primeras celdas de la flotación Barrido son desconocidos, se tomó una base de cálculo de 3.3 [TMS/hora] para el avance de concentrado Scavenger, equivalentes a una tonelada de finos de cobre. e) La masa total de concentrado Rougher se consideró igual para los balances con y sin proyecto. 57

73 f) El flujo y ley de concentrado del circuito pertenecen al avance de concentrados Rougher y Scavenger, más el concentrado producido por la flotación columnar. g) El flujo y ley de relave son del relave final del circuito, es decir la mezcla de relave Rougher y relave Scavenger. h) El circuito de remolienda no presenta pérdidas. i) Debido a que el material que se desea avanzar es muy grueso, se debe añadir otro circuito de remolienda en el proceso, el cual tampoco presentará pérdidas. j) Se mantienen los Split Factor del balance anterior. La figura 6.3 representa de manera gráfica las consideraciones hechas para el cálculo de la recuperación global con el proyecto incluido. Figura 6.3: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación global con proyecto. 58

74 Consideraciones de cálculo para la recuperación de limpieza con proyecto a) El flujo de alimentación es todo el concentrado Rougher producido, incluido el avance desde las celdas cero que propone este proyecto, expresado en unidades de [TMS/hora] b) La ley de la alimentación al circuito de limpieza es la cantidad de cobre total contenida en el concentrado Rougher, expresada en [%]. c) La masa total de concentrado Rougher se consideró igual para los balances con y sin proyecto. d) El flujo y ley de concentrado del circuito pertenecen al avance de concentrados Rougher y Scavenger, más el concentrado producido por la flotación columnar. e) El flujo y ley de relave son del relave Scavenger, expresados en [TMS/hora] y [%] respectivamente. f) El circuito de remolienda no presenta pérdidas. g) Debido a que el material que se desea avanzar es muy grueso, se debe añadir otro circuito de remolienda en el proceso, el cual tampoco presentará pérdidas. h) Se mantienen los Split Factor del balance anterior. La figura 6.4 representa las consideraciones hechas para el cálculo de la recuperación de limpieza con el proyecto. 59

75 Figura 6.4: Representación de las consideraciones para el cálculo de recuperación limpieza con proyecto Cálculos en condición futura y comparación con condición actual Con las variables y consideraciones antes mencionadas, se calcularon todas las TMS, leyes y por ende toneladas de finos involucradas en el circuito de flotación colectiva. Al igual que en el punto 6.4, los datos y cálculos se encuentran descritos en el Anexo A. A continuación, se presenta la comparación de los mismos indicadores metalúrgicos usados en la evaluación del circuito sin modificación. 60

76 Recuperaciones metalúrgicas Recuperación Global: como se aprecia en el gráfico 6.1.4, la recuperación global con la propuesta, aumenta levemente respecto a la situación actual. Bajo las condiciones de cálculo antes mencionadas, el aumento promedio en la recuperación global es de un 0.19%. [% de recuperación] 94,00 92,00 90,00 88,00 86,00 84,00 Fecha Sin proyecto Con proyecto Gráfico 6.1.4: Comparación de recuperaciones metalúrgicas globales. Recuperación Limpieza: en el gráfico la recuperación limpieza con proyecto, aumenta un poco respecto a la planta en su condición actual. El aumento promedio es de un 0.22%. [% de recuperación] 100,00 99,00 98,00 97,00 96,00 Sin proyecto Fecha Con proyecto Gráfico 6.1.5: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito de limpieza. 61

77 Recuperación Rougher: tal como se planteó en las condiciones de balance iniciales, el concentrado Rougher se mantuvo igual con y sin proyecto debido a que se considera que la masa de concentrado avanzado como producto final es recuperada en el circuito Rougher. Por estas razones, evidentemente una de las recuperaciones, está sobrepuesta sobre la otra en el gráfico [% de recuperación] 94,00 92,00 90,00 88,00 86,00 84,00 Fecha Sin Proyecto Con Proyecto Gráfico 6.1.6: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito Rougher. Recuperación Scavenger: La recuperación Scavenger posee un aumento considerable respecto a la situación actual, aumentando en promedio 0.96%. Es la recuperación que muestra mayores diferencias respecto a la planta sin el proyecto propuesto y se puede observar en el gráfico [% de recuperación] 100,00 98,00 96,00 94,00 92,00 90,00 88,00 Fecha Sin proyecto Con proyecto Gráfico 6.1.7: Comparación de recuperaciones metalúrgicas del circuito Scavenger. 62

78 Recuperaciones en peso En general, las recuperaciones en peso se mantuvieron prácticamente iguales con y sin proyecto, no pudiéndose diferenciar a simple vista unas de otras líneas en los gráficos al Las pequeñas diferencias estuvieron en las etapas Globales y Limpieza, disminuyendo en un 0.01% y un 0.05% respectivamente. [% de recuperación] 3,00 2,50 2,00 1,50 1,00 0,50 0,00 Sin Proyecto Fecha Con Proyecto Gráfico 6.1.8: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Global. 25,00 [% de recuperación] 20,00 15,00 10,00 5,00 0,00 Sin Proyecto Fecha Con Proyecto Gráfico 6.1.9: Comparación de recuperaciones en peso del circuito de Limpieza. 63

79 30,00 25,00 [% de recuperación] 20,00 15,00 10,00 5,00 0,00 Fecha Sin Proyecto Con Proyecto Gráfico 6.2.0: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Rougher. 80,00 70,00 [% de recuperación] 60,00 50,00 40,00 30,00 20,00 10,00 0,00 Sin proyecto Fecha Con Proyecto Gráfico 6.2.1: Comparación de recuperaciones en peso del circuito Scavenger. 64

80 Razones de enriquecimiento Razón de enriquecimiento global: Tiene una baja promedio de 0.61 respecto al circuito que opera actualmente. En el gráfico 6.2.3, ambas líneas se separan levemente. [% de recuperación] 70,00 60,00 50,00 40,00 30,00 20,00 10,00 0,00 Fecha Sin proyecto Con Proyecto Gráfico 6.2.3: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito Global. Razón de enriquecimiento en circuito de limpieza: el circuito de limpieza presentado en el gráfico 6.2.4, al igual que el circuito global, posee una baja promedio de 0.11 respecto al circuito sin proyecto. [% de recuperación] Fecha Sin Proyecto Con Proyecto Gráfico 6.2.4: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito de limpieza. 65

81 Razón de enriquecimiento en circuito Rougher: el circuito Rougher del gráfico 6.2.5, se mantiene igual para ambos casos debido a las condiciones iniciales de balance, por lo tanto no existe diferencia entre ambos. [% de recuperación] 12,00 10,00 8,00 6,00 4,00 2,00 0,00 Sin Proyecto Fecha Con Proyecto Gráfico 6.2.5: Comparación de razones de enriquecimiento del circuito Rougher. Razón de enriquecimiento en Columnas: en la flotación Columnar, aumenta su razón de forma muy mínima, en un 0.1 respecto al circuito actual, lo cual es muy difícil de observar en el gráfico [% de recuperación] 18,00 16,00 14,00 12,00 10,00 8,00 6,00 4,00 2,00 0,00 Fecha Sin Proyecto Con Proyecto Gráfico 6.2.6: Comparación de razones de enriquecimiento en Columnas. 66

82 Razón de enriquecimiento en circuito Scavenger: en el circuito Scavenger, hay una ganancia de 0.08 respecto a cómo se opera actualmente. Al igual que el caso anterior, es muy complejo identificar esta diferencia en el gráfico ,00 [% de recuperación] 8,00 6,00 4,00 2,00 0,00 Fecha Sin Proyecto Con Proyecto Gráfico 6.2.7: Comparación de razones de enriquecimiento en circuito Scavenger. 67

83 Cuadro resumen comparativo de resultados Para simplificar todos los datos y resultados entregados anteriormente, a continuación se presenta la tabla 6.5 con los principales indicadores metalúrgicos de la planta en su condición actual con la propuesta hecha. Indicadores Metalúrgicos Condición actual Propuesta Tratamiento [TMS/h] Ley de Cu, cabeza [%] Recuperación Rougher, Cu [%] Recuperación Scavenger, Cu [%] Recuperación Limpieza, Cu [%] Recuperación Global, Cu [%] Recuperación en peso Global [%] Recuperación en peso Limpieza [%] Recuperación en peso Rougher [%] Recuperación en peso Scavenger [%] Razón de enriquecimiento Rougher, Cu Razón de enriquecimiento Scavenger, Cu Razón de enriquecimiento Columnas, Cu Razón de enriquecimiento Limpieza, Cu Razón de enriquecimiento Global, Cu Ley de Cu, Relave Scavenger [%] Finos de Cu, Relave Scavenger [ton/h] Ley de Cu, Relave final [%] Finos de Cu, Relave Final [ton/h] Concentrado colectivo, [TMS/h] Ley de Cu, Concentrado colectivo [%] Finos de Cu Concentrado colectivo [ton/h] Tabla 6.5: Cuadro resumen comparativo de resultados a ambos balances. 68

84 Comentarios La realización del proyecto es factible desde un punto de vista operacional, ya que en muchos de los indicadores presentados anteriormente éste entrega pequeñas ganancias en términos de recuperación y producción de finos, lo que lo hace una alternativa bastante interesante a estudiar. De los balances comparados, podemos deducir que el proyecto nos entregaría los siguientes beneficios operacionales: Ganancia en circuito de flotación Scavenger o Barrido, ya que aumenta la recuperación y por ende disminuye casi en un 50% la cantidad de finos que se va por el relave, tal como se observa en el gráfico CuT [%] 0,30 0,25 0,20 0,15 0,10 0,05 0,00 Sin proyecto Fecha Con proyecto Gráfico 6.2.8: Comparación de leyes de relave Scavenger. Aumento de la producción de finos de Cu, proyectando alrededor de 4.56 [ton/día] extras por la modificación del circuito. Descongestionamiento del circuito de remolienda convencional y de flotación Columnar. 69

85 Sólo una pequeña disminución de 0.64% en términos de ley para el concentrado colectivo final, como se muestra en el gráfico ,00 38,00 36,00 CuT [%] 34,00 32,00 30,00 28,00 26,00 Fecha Sin proyecto Con proyecto Gráfico 6.2.9: Comparación de leyes de concentrado colectivo final. Con estos resultados, se puede continuar con la validación de un circuito de remolienda, ya que operacionalmente se tiene la certeza que el proyecto entrega beneficios. 70

86 Capítulo 7. Nuevo circuito de remolienda 7.1. Propuesta Como se vio con los resultados del laboratorio y de los balances, es necesario contar con una etapa de clasificación y remolienda para tratar el concentrado proveniente de las celdas acondicionadoras de la flotación Rougher, por lo que a continuación se describirá la forma de tratarlo. Existen varias líneas de proceso que fueron alguna vez utilizadas en la planta, pero que han sido dejadas fuera de operación por motivos de capacidad, tecnología, eficiencia o simplemente renovación. Si bien es cierto, hay muchas de éstas partes que hoy en día se encuentran bajo las condiciones estándar de operación, el proyecto buscará volver a utilizar los equipos que se encuentren en mejor estado, con el fin de realizar una propuesta que no necesite una modificación mayor dentro del circuito actual Flowsheet La nueva propuesta utiliza estanques, bombas, una batería de hidrociclones y un molino vertical. Todos estos equipos se encuentran presentes en la planta, por lo que serán descritos de la mejor manera para analizar si satisfacen las necesidades del proyecto. En la figura 7.1, se tiene el layout de la planta para exponer la idea de una forma más clara y ordenada. Por otra parte, en la figura 7.2 se tiene el diagrama de flujo en detalle para analizar por equipos las necesidades antes mencionadas. 71

87 Celda cero Cajón distribuidor. Batería de hidrociclones. Celda de flotación Celda DOE Rougher. Celda Wemco Rougher / Scavenger. Molino vertical Figura 7.1: Layout de la modificación del circuito 72

88 El circuito de remolienda propuesto, tiene por objetivo modificar lo menos posible las líneas de proceso actuales, con el fin de abaratar costos en equipos nuevos y sus instalaciones. Para lograr el objetivo, se hizo una extensa investigación sobre la cantidad de equipos disponibles, capacidades y ubicación dentro de la planta. El resultado fue bastante positivo, ya que se cuenta con los equipos necesarios como para instalar la nueva propuesta, conservando un nivel considerable de flexibilidad operacional Descripción del circuito La propuesta, presentada en la figura 7.2, comienza por sacar el concentrado de las celdas cero, por un costado y dirigirlo hacia un cajón común (ST-710) para que sea impulsado por una bomba (PP-704) hacia el primero (ST-363) de una serie de cajones receptores. Los cajones en serie (ST-363 / ST-442 / ST-447) transportan el concentrado mediante un sistema de tapones, en los cuales el concentrado fluye por gravedad hasta ser descargado en un cajón mezclador (ST-441) el cual además de recibir el concentrado de las celdas cero, recibirá la descarga del molino vertical que está en el circuito. Además, el cajón cuenta con una corriente distribuidora de agua, que permitirá operar con un rango amplio de porcentaje de sólidos. Una vez ajustado el nivel de agua deseado, mediante una bomba (PP-081), se trasladará el concentrado hacia una batería de hidrociclones (CS012), la cual se encargará de la clasificación de la pulpa. El underflow, será descargado hacia un cajón (ST-27), el cual también posee una línea de agua con la que se podrá ajustar el porcentaje de sólidos antes de transportarlo hacia el molino vertical. Cuando se llegue al porcentaje requerido, que debiese ser del orden del 30%, una bomba (PP-080) se encargará de alimentar al molino vertical del circuito (ML-016), el 73

89 cual alimentará nuevamente al cajón mezclador (ST-441) la pulpa, con un tamaño reducido, cerrando así el circuito de remolienda. Por otra parte, el overflow de la batería de ciclones (CS012), será descargado a un cajón (ST-013) donde se mezclará con el concentrado proveniente de las primeras celdas de los bancos Scavenger. Una vez mezcladas ambas corrientes, se transportarán mediante una bomba (PP-997) hacia un cajón final (ST-781) donde quedarán dispuestos como concentrado colectivo final. 74

90 Figura 7.2: Flowsheet propuesto del circuito de remolienda y sus corrientes. 75