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
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 50.000 a 61.200 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$ 260.264, lo que implica sólo un 0,4% en la utilidad del AF131. Ésta no
1
Índice de Contenidos
Resumen……… II
CAPÍTULO I. Introducción, Objetivos y Actividades……… 1
1.1. Introducción………... 1
1.2. Objetivos……… 4
1.3. Actividades……… 4
CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence……… 6
2.1. Ubicación………... 6
2.2. Información Meteorológica……… 7
2.3. Sismología……….. 8
2.4. Resumen General……… 8
CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca……… 10
3.1. Descripción de la Planta de Chancado……… 10
3.1.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales……….. 13
3.1.1.1. Listado de Equipos Principales……… 14
3.1.2. Criterios de Diseño y Parámetros Principales………. 21
3.1.3. Operación de la Planta de Chancado……….. 22
3.1.3.1. Aspectos Prácticos de la Operación……… 22
3.1.3.2. Desviaciones en la Operación………. 27
3.2. Descripción del Proceso de Aglomeración……… 30
3.2.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales………. 33
3.2.2. Criterios de Diseño y Parámetros Principales……… 37
3.2.3. Operación de Aglomeración………... 38
3.2.3.1. Aspectos Prácticos de la Operación……… 38
3.2.3.2. Desviaciones en la Operación………. 39
3.3. Descripción del Apilamiento de Mineral……….. 41
3.3.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales………. 42
3.3.2. Criterios de Diseño y Parámetros Principales……… 43
3.3.3. Operación del Apilamiento………. 43
3.3.3.2. Operación del Sistema de Apilamiento……… 44
3.3.3.3. Desviaciones en la Operación……….. 46
3.3.3.4. Situaciones Límites de Proceso……… 47
CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto “Optimización del Área Seca……….. 48
3.1. Objetivos……… 48
3.2. Alcance……….. 48
3.2.1. Incremento del Rendimiento……….. 48
3.2.2. Optimización del Apilamiento……… 53
CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización)……….. 57
5.1. Evaluación y Diagnóstico de la Operación Actual………. 57
5.2. Equipos Críticos………. 57
5.2.1. Equipos Críticos por Detenciones No Programadas………... 58
5.2.2. Equipos Críticos por Campaña……… 64
5.2.3. Equipos Críticos por Capacidad……….. 67
5.3. Tiempo de Operación Efectiva……… 69
CAPÍTULO VI. Análisis y Evaluación Post-Optimización………... 71
6.1. Equipos Críticos………. 71
6.1.1. Equipos Críticos por Detenciones No Programadas……… 71
6.1.2. Equipos Críticos por Campaña……… 73
6.1.3. Equipos Críticos por Capacidad……….. 73
6.2. Tiempo de Operación Efectiva……… 74
6.3. Rendimiento……… 76
CAPÍTULO VII. Amenazas del Proyecto Optimización del Área Seca………... 78
CAPÍTULO VIII. Análisis Económico………. 79
8.1. Análisis de Sensibilidad………. 80
8.1.1. Variación del Precio del Cobre……… 80
CAPÍTULO IX. Discusión y Conclusión………... 85
Glosario……… ……… 87
Referencia Bibliográfica………. 89
Anexos……… 90
ANEXO A. Información Recopilada del Área Seca……….. 91
ANEXO B. Balance de Masa del Área Seca……….. 100
B-1. Etapa Pre-Optimización (Capacidad Nominal: 50.000 ton/día)……… 100
B-2. Etapa Pre-Optimización (Capacidad de Diseño: 57.500 ton/día)………. 105
B-3. Etapa Post-Optimización (Capacidad Nominal: 61.200 ton/día)……….. 109
ANEXO C. Tablas del Análisis Económico…………..……… 113
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..……… 115
C-1.3. El precio del cobre disminuye un 6% anual……….. 116
C-1.4. El precio del cobre disminuye un 7% anual……….. 118
C-1.5. El precio del cobre disminuye un 8% anual……….. 119
C-1.6. El precio del cobre disminuye un 9% anual……….. 121
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……….. 124
C-2.2. El precio del cobre disminuye un 5% anual……….. 125
C-2.3. El precio del cobre disminuye un 6% anual……….. 126
C-2.4. El precio del cobre disminuye un 7% anual……….. 127
C-2.5. El precio del cobre disminuye un 8% anual……… 128
C-2.6. El precio del cobre disminuye un 9% anual……… 129
CAPÍTULO D. Oportunidades de Mejora………. 131
D-1. Detenciones No Programadas (Operación Planta)………. 131
D-2. Detenciones No Programadas (Operación Mina)……….. 131
D-3. Optimización del Proceso……….. 132
Índice de Tablas
CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence………. 6
2.1. Descripción de la temperatura ambiente……… 7
2.2. Descripción de la evaporación de piscinas………. 7
2.3. Descripción del sistema de riego de las pilas de lixiviación………... 7
CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca……….. 10
3.1. Equipos principales de la planta de chancado………... 14
3.2. Alimentadores de cinta planta de chancado………. 19
3.3. Correas transportadoras de la planta de chancado……… 20
3.4. Criterios de diseño y parámetros principales de la planta de chancado……… 21
3.5. Listado de equipos principales de la aglomeración……….. 34
3.6. Alimentadores de cinta en aglomeración………. 34
3.7. Característica de correa transportadora alimentadora del tambor aglomerador………. …. 35
3.8. Datos principales de la especificación técnica………... 36
3.9. Criterios de diseño y parámetros principales de la aglomeración………... 37
3.10. Criterios de diseño y parámetros principales del apilamiento……… 43
CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto “Optimización del Área Seca……….. 48
4.1. Características y parámetros principales de la segunda línea de aglomeración………. 51
CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización)……….. 57
5.1. Listado de causas con mayor tiempo de detención de los 5 equipos más críticos del área Seca……….... 63
5.2. Equipos críticos y tiempo de detención por campaña……… 65
CAPÍTULO VIII. Análisis Económico……….. 79
8.1. Valores del precio del cobre para cada año en US$/lb……… 81
8.2. Producción de Cu catódico adicional del proyecto……….. 81
8.3. VAN anual según su % de disminución del precio del cobre……… 82
ANEXO A. Información Recopilada del Área Seca……….. 91
A-1. Información extraída del sistema de registro de detenciones……….... 91
A-2. Información del rendimiento diario del área seca………. 99
ANEXO B. Balance de Masa del Área Seca……….. 100
B-1.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (50 kton/día)………. ………. 104
B-2.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (57,5 kton/día)………... 108
B-3.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (61,2 kton/día)………. 112
ANEXO C. Tablas de Análisis Económico del Proyecto………. 113
C-1.1. Utilidad operacional con el precio del cobre fijo……….. 113
C-1.2. Flujo de caja neto con el precio del cobre fijo [US$/año]……… 114
C-1.3. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]………... 114
C-1.4. Utilidad operacional con variación del -5% anual en el precio del cobre……….. 115
C-1.5. Flujo de caja neto con variación del -5% anual en el precio del cobre [US$/año]……… 115
C-1.6. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]……….. 116
C-1.7. Utilidad operacional con variación del -6% anual en el precio del cobre………. ……. 116
C-1.8. Flujo de caja neto con variación del -6% anual en el precio del cobre [US$/año]……… 117
C-1.9. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]……….. 117
C-1.10. Utilidad operacional con variación del -7% anual en el precio del cobre……… 118
C-1.11. Flujo de caja neto con variación del -7% anual en el precio del cobre [US$/año]………….. 118
C-1.12. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]……… 119
C-1.13. Utilidad operacional con variación del -8% anual en el precio del cobre……… 119
C-1.14. Flujo de caja neto con variación del -8% anual en el precio del cobre [US$/año]………….. 120
C-1.15. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]……… 120
C-1.16. Utilidad operacional con variación del -9% anual en el precio del cobre……… 121
C-1.17. Flujo de caja neto con variación del -9% anual en el precio del cobre [US$/año]………….. 121
C-1.18. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]……… 122
C-1.19. Utilidad operacional con variación del -10% anual en el precio del cobre………. …… 122
C-1.20. Flujo de caja neto con variación del -10% anual en el precio del cobre [US$/año]……… 123
C-1.21. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]……….. 123
C-2.1. VAN para distintos valores de TMAR con el precio del cobre fijo……….. 124
C-2.2. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 5% anual en el precio del cobre…….. 125
C-2.3. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 6% anual en el precio del cobre…….. 126
Índice de Figuras
CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence……… 6
2.1. Mapa de la II Región de Antofagasta, ubicación de Minera Spence………. 6
CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca……….. 10
3.1. Diagrama de bloques general………. 10
3.2. Diagrama de bloques del área seca……… 11
3.3. Picarrocas típico BTI………. 15
3.4. Chancador Primario METSO Superior MKII……… 16
3.5. Harnero Schenck de doble cubierta típico, con aislamiento de vibraciones hacia la estructura soportante o fundaciones………. 16
3.6. Cuerpo de Harnero Schenck Tipo Banana Saliendo de la Fábrica en Australia………. ….. 17
3.7. Chancadores de cono METSO tipo MP, estándar o cabeza corta………. ….. 18
3.8. Diagrama de bloques chancado aglomeración – apilamiento………... ….. 31
3.9. Tambor aglomerador 2 de Minera Spence………. 32
CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto “Optimización del Área Seca……….. 48
4.1. Diagrama del área de chancado………. 49
4.2. Diagrama del área de aglomeración……….. 50
4.3. Diagrama del área de aglomeración……….. 53
4.4. Diagrama del área de apilamiento………. 56
ANEXO B. Balance de Masa del Área Seca……….. 100
B-1.1. Diagrama de balance de masa (primera parte)……….. 101
B-1.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte)……….. 102
B-1.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte)……… 103
B-2.1. Diagrama de balance de masa (primera parte)……….. 105
B-2.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte)……… 106
B-2.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte)……….. 107
B-3.1. Diagrama de balance de masa (primera parte)………. 109
B-3.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte)……… 110
Índice de Gráficos
CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización)…..………. 57
5.1. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado………. 59
5.2. Detenciones no programadas mensuales del chancador primario……….. 60
5.3. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento………. 61
5.4. Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV-12……… 62
5.5. Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV-11……… 62
5.6. Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de mantención……….. 63
5.7. Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de operación………. 64
5.8. Diagrama pareto de detenciones no programadas del área seca por campaña………….. 65
5.9. Gráfico de cajas del tiempo de operación efectiva del área seca por campaña………….. 69
CAPÍTULO VI. Análisis y Evaluación Post-Optimización…..………... 71
6.1. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado………. 72
6.2. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento………. 72
6.3. Agrupación de las fallas más recurrentes en el área de chancado y apilamiento………... 73
6.4. Tiempo óptimo de operación área seca post-optimización……….. 75
6.5. Gráfico de caja de tiempo óptimo de operación por campaña y por estado del proyecto 75 6.6. Gráfico de caja de rendimiento del área seca por campaña y por estado del proyecto…. 76 6.7. Rendimiento del área seca post-optimización…….……….. 77
CAPÍTULO VIII. Análisis Económico………. 79
8.1. VAN vs la variación del precio del cobre………. …. 82
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.
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 200.000 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 20.000.000 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 proyecto “Optimización del Área Seca” consiste en poder aumentar la capacidad de rendimiento, vale decir poder incrementar los actuales niveles de producción de 50.000 ton seca/día a 61.200 ton seca/día (a 3.400 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 50.000 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 pre-optimización) 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 61.200 ton/día de mineral seco. Lo que demuestra un mejor desempeño con respecto a la primera etapa.
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”.
1.3. 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.
1.4. 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.
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.
CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera
Spence
2.1. Ubicación
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/m2 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 – 1997. Humedad (Humedad Relativa Promedio): 23,1%.
La zona corresponde a la Nch. 2369 zona 3 y para equipos rige la Uniform Building Code U.S.A. (UBC – 1997) zona 4.
2.4. 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 50.000 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 1.300 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.
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 200.000 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.
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).
Figura 3.1. Diagrama de bloques general.
3.1. 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 50.000 ton/día de mineral. El mineral es triturado desde un tamaño máximo de 1.300 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
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 1.300 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 1.200 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.
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 2.100 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 2.900 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 1.800 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 bajo tamaño de los harneros terciarios es el producto final de la planta de chancado y es almacenado en un silo de 3.000 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.
3.1.1. 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.
3.1.1.1. 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 89 30-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°, 1.800 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°, 1.800 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, 3.000 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.
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.
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: 2.100 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.)
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 1.000 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 1.290 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.)
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 1.000 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.
Característica 30-FE-01/02 35-FE-03 a 07 35-FE-08 a 12 Servicio Descarga Chancado Primario Descarga Tolva Harneros Terciarios
Descarga Tolva Chancadores Terciarios Capacidad (peso húmedo) [t/h] 2.100 1.290 640 Material Producto Chancado 1° Producto Chancado
2° Sobre tamaño Harneros 3°
Ancho [pulg] 72 72 60
Largo de Cinta [m] 27 23 35
Distancia centros [m] 11,8 10,0 16,0
Velocidad [m/s] 0,40 0,34 0,47
Variador de
Velocidad Hidráulico Frecuencia Frecuencia
Telas 4 4 3
Cubierta Superior
[mm] 25 16 16
Cubierta Inferior
[mm] 10 6 6
Tabla 3.2. Alimentadores de cinta planta de chancado.
Correas Transportadoras
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.
35-CV-01/02 35-CV-03 35-CV-04 35-CV-05 35-CV-06 Servicio Alimentación Harneros 2° Bajo tamaño Harneros 2° Alim. Tolva Harneros 3° Alim. Tolva Chanc. 3° Producto Final Capacidad (peso húmedo) [t/h] 2.100 2.900 6.919 3.536 3.793 Material Producto Chancador 1° Bajo tamaño Harneros 2° Producto Chancado 2°/3° Sobretam. Harneros 3° Bajo tamaño Harneros 3° Ancho [pulg] 48 60 72 54 60 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] 12 20 16 12 12
Cubierta Inferior [mm] 4 7 6 4 4
Distribuidor Tripper No No Si Si No
Largo de Cinta [m] 496 c/u 25 598 566 445
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 1.200 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 1.800 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-06 Silo de mineral fino de 3.000 ton de 15 m de diámetro por 27 m de altura, en hormigón armado. Descarga a través de dos alimentadores de cinta.
3.1.2. 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) 50.000 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) 3.109
Capacidad de Diseño [ton/h] (peso seco) 3.576 Tamaño Máximo del Mineral ROM [mm] 1.300 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/m3] (ROM) 1,84
Densidad Aparente [ton/m3] (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] 2.900 Abertura Chancadores 2° [mm] (closed side) 24, rango de 18 a 35
Mallas Harneros 3º [mm] 18
3.1.3. Operación de la Planta de Chancado
3.1.3.1. 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 3.109 ton/h se obtiene con 13 camionadas/h (una camionada cada 4,6 minutos) y la capacidad de diseño de 3.576 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 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 4.000 ton).
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.
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.
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.
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.
3.1.3.2. 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 3.109 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.
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 (0,80 × 3.576 ton/h) = 2.860 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 3.109 ton/h y de diseño de 3.576 ton/h, en base seca y la aglomeración tiene una capacidad nominal de 2.800 ton/h y de diseño de 3.220 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.
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.
Falla 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.
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.
3.2. Descripción del Proceso de Aglomeración
Figura 3.8. Diagrama de bloques chancado aglomeración – apilamiento.
El silo de 3.000 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 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.
“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.
3.2.1. 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.
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