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PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAISO

FACULTAD DE INGENIERIA

ESCUELA DE INGENIERIA QUIMICA

PROYECTO PARA OPTAR AL TITULO DE INGENIERO CIVIL

QUIMICO

PROPUESTA DE CIRCUITO ÓPTIMO DE

FLOTACIÓN PARA MINERAL RAJO NORTE

PROVENIENTE DE SEWELL EN PLANTA

CONVENCIONAL DE COLÓN

CODELCO DIVISIÓN EL TENIENTE

Yerko Fernández Ponce

Profesores Guías:

Amelia Dondero Carrillo

José Torres Titus

2014

CODELCO CHILE División El Teniente

Propuesta de Circuito Optimo de Flotación para Mineral Rajo Norte Proveniente de Sewell en Planta Convencional Colón

Agradecimientos

Primero quiero agradecer a Dios por acompañarme en cada momento, por darme fuerzas

cuando el camino se ponía difícil y encontrar paz cuando la necesite.

A mis padres, María y Santiago, por ser parte de este largo proceso, por motivarme a

estudiar, por enseñarme que las cosas cuestan, que la humildad, el respeto y la familia son

fundamentales para el éxito en la vida.

A mis hermanos y sus familias, por enseñarme a crecer, por ser un modelo para mí y por

tenerme siempre en sus pensamientos.

A Nataly Mery, por aconsejarme, por darme su cariño incondicional, por ayudarme en la

universidad, no solo siendo una buena compañera sino una compañera de vida, gracias por

ayudarme a crecer.

A nuestra hijita Ignacia por ser mi razón de existir, por regalarme su sonrisa cada día, por

mostrarme que la vida es linda, que siempre puedo ser mejor por ti.

Gracias también a mi colegas de la Dirección de Rajo Norte de la División El Teniente, por

ayudarme a realizar mi memoria, por su buena voluntad y disposición, en especial a mi tutor

Tomás Verdejo quien invirtió gran tiempo en enseñarme sus conocimientos, gracias por todo.

A todos mis amigos ya sean de universidad, colegio o de voleibol, en general a toda las

personas que me han visto superarme en el proceso de ser profesional, a todos muchas

gracias.



Resumen La División El Teniente (DET) de Codelco Chile, está estudiando la posibilidad de explotar el

yacimiento Sector Norte por el método a cielo abierto, alimentando las Plantas de

procesamiento de minerales Sewell y Colón.

Parte del Proyecto Rajo Norte considera aumentar la capacidad de tratamiento y optimizar

las respectivas plantas de procesamiento.

En el siguiente proyecto de título se realizaron dos estudios, el primero fue la modificación de

reactivos de la etapa rougher de la Planta de Minerales Sewell y el segundo la evaluación del

cambio de circuito de flotación actual a un circuito simplificado.

Actualmente, existe una diferencia significativa en las recuperaciones globales de cobre de

las plantas de tratamiento de la División; en la Planta Colón convencional la recuperación

entre los periodos 2010-2012 fue de 86,6% de cobre, para Sewell fue de 85,4% y para la

Planta SAG de 90,1% en los mismos periodos. Debido a la baja recuperación de las plantas

Sewell y Colón con respecto a la SAG, se busca mejorar los procesos con los dos estudios

ya mencionados.

Las empresas encargadas de estudiar la modificación de los reactivos fueron Cytec, Clariant

y Mathiesen. Cada una de estas empresas realizó pruebas de flotación rougher en

condiciones Sewell modificando los tipos y dosificaciones de reactivos. La empresa

Mathiesen fue la que obtuvo mejores resultados, superando en un 1,6% la recuperación de

cobre y en un 17,4% la ley de concentrado de cobre, por esta razón Mathiesen fue la

empresa propuesta para el cambio de reactivos de la flotación Sewell.

En segundo estudio de las pruebas de flotación, se realizaron tres pruebas de circuitos

simplificados, Sewell Ácido, Sewell retratamiento alcalino, y Colón-Sewell Retratamiento

alcalino, de las cuales se obtuvo el mejor resultado en el circuito Colón-Sewell Retratamiento

alcalino con un aumento de recuperación de cobre fino en un 0,8% comparado con la prueba

de flotación del circuito DET.

Considerando la mejora de los nuevos reactivos Mathiesen, se estima un aumento de

ingresos de KUS$ 45.848 en el periodo de 14 años, además, evaluando los ingresos

aportados por circuito propuesto del mineral alimentado por Sewell (25.000 tpd), gastos e

inversiones estimadas, se obtiene un VAN de KUS$ 413.069 y un TIR de 55%.



Índice General 1. Introducción .................................................................................................................... 1

1.1. CODELCO CHILE División El Teniente .................................................................... 1

1.2. Antecedentes del Problema ..................................................................................... 2

2. Objetivos ......................................................................................................................... 4

2.1. Objetivo General ...................................................................................................... 4

2.2. Objetivos Específicos y Tareas ................................................................................ 4

3. Descripción Proyecto Rajo Norte..................................................................................... 5

3.1 Ubicación ................................................................................................................. 5

3.2 Geología del Yacimiento .......................................................................................... 5

3.3 Mineralización y Recursos minerales ....................................................................... 6

3.4 Diseño Minero .......................................................................................................... 8

3.5 Transporte Mineral ................................................................................................... 9

3.6 Situación Proyectada Plantas Sewell, Colón y SAG ............................................... 12

3.6.1 Planta Sewell ...................................................................................................... 12

3.6.2 Planta Colón Convencional ................................................................................. 13

3.6.3 Operaciones Comunes ....................................................................................... 16

3.7 Antecedentes Económicos Proyecto Rajo Norte .................................................... 21

3.7.1 Evaluación Económica Proyecto Rajo Norte ....................................................... 21

4 Estado Actual Planta Colón ........................................................................................... 23

4.1 Generalidades Planta Colón................................................................................... 23

4.2 Balance de Masa Global ........................................................................................ 25

4.3 Reactivos de Flotación Utilizados ........................................................................... 26

5. Pruebas de Laboratorio ................................................................................................. 28

5.1 Pruebas de Reactivos de Flotación ........................................................................ 28

5.1.1 Objetivos y alcances ........................................................................................... 28

5.1.2 Muestras de Mineral ........................................................................................... 29

5.1.3 Circuito de Pruebas ............................................................................................ 29

5.1.4 Parámetros operacionales .................................................................................. 30

5.1.5 Resultados ......................................................................................................... 31



Clariant ............................................................................................................................. 31

Mathiesen ......................................................................................................................... 33

Cytec ................................................................................................................................ 35

5.2 Circuito Teniente Actual ......................................................................................... 38

5.2.1 Objetivos y Alcances .......................................................................................... 38

5.2.2 Muestras de mineral ........................................................................................... 39

5.2.3 Muestras de Agua .............................................................................................. 39

5.2.4 Preparación de muestras .................................................................................... 39

5.2.5 Parámetros Operacionales ................................................................................. 40


5.2.7 Resultados ......................................................................................................... 43

5.3 Circuito Simplificado ............................................................................................... 46

5.3.1 Objetivos y Alcances .......................................................................................... 46

5.3.2 Muestras de Mineral ........................................................................................... 47

5.3.3 Preparación de muestras .................................................................................... 47


Molienda ........................................................................................................................... 49

Flotación Rougher ............................................................................................................ 51

Retratamiento ................................................................................................................... 52

5.3.5 Resultados ......................................................................................................... 54

Circuito Sewell .................................................................................................................. 54

Circuito Sewell Retratamiento Alcalino ............................................................................. 55

Circuito Colón-Sewell Retratamiento Alcalino ................................................................... 57

6. Diseño de Circuito de Flotación ..................................................................................... 58

6.1 Desarrollo de Circuito Cerrados ............................................................................. 58

6.1.1 Circuito Teniente ................................................................................................ 58

6.1.2 Circuito Simplificado Sewell ................................................................................ 60

6.1.3 Circuito Simplificado Sewell Retratamiento Alcalino ........................................... 62

6.1.4 Circuito Simplificado Sewell-Colón Retratamiento Alcalino ................................. 64

6.2 Comparación de Circuitos ...................................................................................... 66

6.3 Circuito Final .......................................................................................................... 67



6.4 Estimación de Equipos Requeridos ........................................................................ 68

6.4.1 Metodología de Cálculo ...................................................................................... 68

Flotación Celdas Convencionales ..................................................................................... 68

Celdas Columnares .......................................................................................................... 69

Molinos de Remolienda .................................................................................................... 70

6.4.2 Número de Equipos ............................................................................................ 70

7. Evaluación Económica .................................................................................................. 76

7.1 Criterios de Evaluación .......................................................................................... 76

7.2 Perfil Productivo ..................................................................................................... 76

7.3 Estimación de Ingresos .......................................................................................... 77

7.3.1 Variación Precio del Cobre y Molibdeno ............................................................. 77

7.3.2 Ingresos Obtenidos............................................................................................. 78

7.4 Estimación de Gastos ............................................................................................ 79

7.5 Estimación Inversión .............................................................................................. 80

7.5.1 Costos Directos .................................................................................................. 81

7.5.2 Costos Indirectos ................................................................................................ 81

7.6 Depreciación .......................................................................................................... 82

7.7 Flujo de Caja Neto ................................................................................................. 82

8. Conclusiones y Recomendaciones ................................................................................ 84

Bibliografía ........................................................................................................................... 87

Índice de Tablas

Tabla 3-1: Recursos Rajo Norte................................................................................................8

Tabla 3-2: Mineralogia Rajo Norte.............................................................................................9

Tabla 3-3: Equipos requeridos adicionales………………………..………………………………17

Tabla 3-4: Equipos requeridos adicionales Flotación Selectiva ...……………………………...18

Tabla 3-5: Inversión total Proyecto Rajo Norte ……………………………………………...…...22

Tabla 3-6: Indicadores económicos Proyecto Rajo Norte ………………………………...…….22

Tabla 3-7: Inversión estimada Planta Sewell y Colón……………………………………………23



Tabla 4-1: Principales equipos de flotación Colón………………………………..………………26

Tabla 4-2: Resumen de recuperaciones y leyes Planta Colón…………………………………27

Tabla 4-3: Balance general Planta Colón………………………………………………………….27

Tabla 4-4: Reactivos Sewell………………………………………………………………………...27

Tabla 4-5: Reactivos Colón………………………………………………………………………….28

Tabla 5-1: Parámetros estándar Molienda………………………………………………………...31

Tabla 5-2: Parámetros estándar de reactivos……………………………………………………..31

Tabla 5-3: Parámetros estándar flotación rougher ..…………………………………………….31

Tabla 5-4: Trabajo realizado por Clariant………………………………………………………….33

Tabla 5-5: Trabajo realizado por Mathiesen ……………………………………………………35

Tabla 5-6: Trabajo realizado por Cytec…………………………………………………………….37

Tabla 5-7: Parámetros estándar molienda...……………………………………………………...41 Tabla 5-8: Parámetros estándar de reactivos…….……………………………………………….41

Tabla 5-9: Parámetros estándar flotación rougher……………………………………................41

Tabla 5-10: Parámetros estándar 1a Limpieza……………………………………………………42

Tabla 5-11: Parámetros estándar remolienda ...………………………………………………….42 Tabla 5-12: Parámetros estándar reactivos 2a Limpieza………………………………………...42

Tabla 5-13: Parámetros estándar flotación 2a Limpieza ...………………………………………43

Tabla 5-14: Resultados flotación rougher………………………………………………………….45

Tabla 6-1:Balance de masa circuito Sewell abierto y cerrado…………………………………..60

Tabla 6-2: Balance de masa circuito Simplificado Sewell abierto y cerrado ...………………..62

Tabla 6-3: Balance de masa circuito Simplificado retratamiento Alcalino abierto y cerrado.....................................................................................................................................64

Tabla 6-4: Balance de masa Circuito Simplificado Sewell-Colón Retratamiento alcalino abierto y cerrado……………………………………………………………………………………...66

Tabla 6-5: Balance global circuito final propuesto ...……………………………………………..68

Tabla 6-6: Nuevos equipos requeridos rougher Colón ...………………………………………..72



Tabla 6-7: Nuevos equipos requeridos rougher Sewell………………………………………….73

Tabla 6-8: Nuevos equipos requeridos flotación columnar ..……………………………………74

Tabla 6-9: : Nuevos equipos requeridos flotación scavenger ..…………………………………75

Tabla 6-10: Nuevos molinos de remolienda……………………………………………………….76

Tabla 7-1: Plan de producción Rajo Norte……………………………………………………..….77

Tabla 7-2: Ingresos estimados…………………………………………………………………...…79

Tabla 7-3 Gastos estimados Molienda Sewell……………………………………………….……80

Tabla 7-4: Gastos estimados Flotación Sewell……………………………………………………80

Tabla 7-5: Costos de producción Rajo Norte……………………………………………………...81

Tabla 7-6: Resumen Capital de Inversión…………………………………………………………81

Tabla 7-7: Costos Directos……………….…………………………………………………………82

Tabla 7-8: Costos Indirectos………...………………………………………………………………83

Tabla 7-9: Depreciación……………………………………………………...……….……………..83

Tabla 7-10: Flujo de caja neto………………………………………………………………………84

Tabla 8-1: Beneficio de ingresos con nuevos reactivos Mathiesen…………………………….85

Índice de Figuras

Figura 1-1: Recuperación global mensual por Planta ...…………………………………………..4

Figura 3-1: Ubicación Rajo Norte…………………………….. ...…..………………………………6 Figura 3-2: Modelo de bloques modificado sector Norte………………………………..………...7

Figura 3-3: Alteración Rajo Norte……………………………………………………..……………..8

Figura 3-4: Esquema chancado y acopio de mineral…………………………………………….11

Figura 3-5: Esquema de control sistema de transporte………………………………………….12

Figura 3-6: Esquema general de transporte mineral FF.CC. Tte 8 y Sewell…………………..13

Figura 3-7: Circuito Simplificado Colón………………………………………………….…………15



Figura 3-8: Circuito Simplificado Independiente Sewell………………………………………….16

Figura 3-9: Diagrama de bloques Flotación Selectiva……………………………………………18

Figura 3-10: Diagrama de Bloques Filtrado de Concentrado Cu……………………………….19

Figura 3-11: Esquema de espesaje de Relaves Actual………………………………………….20

Figura 3-12: Esquema de Espesaje de Relaves Proyectado……………………………………21

Figura 4-1: Imagen satelital Planta Colón…………………………………………………………24

Figura 4-2: Diagrama de bloques Planta Colón…………………………………………………..25

Figura 5-1: Circuito flotación rougher……………………………………………………………....30

Figura 5-2: Resultados reactivos Clariant ...………………………………………………………34

Figura 5-3: Resultados Mathiesen………………………………………………………………….35

Figura 5-4: Primeros resultados Cytec ...………………………………………………………….38

Figura 5-5: Segundos resultados Cytec……………………………………………………………39

Figura 5-6: Circuito Teniente de pruebas de laboratorio ...……………………………………...44

Figura 5-7: Leyes por etapa del circuito Teniente ..………………………………………………46

Figura 5-8: Recuperaciones por etapa del circuito Teniente ...…………………………………47

Figura 5-9: Circuito simplificado Sewell……………………………………………………………49

Figura 5-10: Circuito simplificado Sewell-Colón…………………………………………………..50

Figura 5-11: Equipo de molienda laboratorios DET………………………………………………51

Figura 5-12: Curva molienda de mineral Rajo Norte……………………………………………..51

Figura 5-13: Celda Wemco de flotación rougher………………………………………………….52

Figura 5-14: Flotación Rougher ...………………………………………………………………….53

Figura 5-15: Flotación de limpieza y barrido………………………………………………………54

Figura 5-16: Muestras para enviar a análisis químico……………………………………………55

Figura 5-17: Resultados Circuito Sewell ...………………………………………………………..56

Figura 5-18: Resultados Circuito Sewell Retratamiento Alcalino ...…………………………….57

Figura 5-19: Resultados Colón-Sewell Retratamiento Alcalino ...………………………………58

Figura 6-1: Comparación circuitos estudiados …………………………………………………...67



Figura 6-2: Circuito Final propuesto………………………………………………………………..69

Figura 7-1: Variación precio del cobre según Codelco ………………………………………….78

Figura 7-2: Variación precio del Molibdeno según Codelco…………………………………..…79

Figura 8-1: Concentrado estimado enviado a Fundición Caletones………...………………….86

Capítulo 1 Introducción



1

1. Introducción

1.1. CODELCO CHILE División El Teniente

La División El Teniente (DET) se encuentra ubicada a 80 kilómetros al sur de Santiago, en la

comuna de Machalí a una altura de 2.500 metros sobre el nivel del mar. Su operación se

basa en la explotación de mina subterránea, siendo esta la más grande del mundo 1.

La mina El teniente empezó a ser explotada en 1905 y a lo largo de su historia se han

construido 2.400 kilómetros de galerías subterráneas, varias de estas ya no están en

operación 2.

La División El Teniente produce cobre fino en forma de barras de cobre anódico y ánodos de

cobre. Como resultado de la exploración, explotación y procesamiento del mineral, también

se produce molibdeno y ácido sulfúrico.

La producción de DET en el año 2013 fue de 450 mil toneladas superando el plan

proyectado y el anterior máximo nivel en el año 2005 3.

La producción de DET comienza con la perforación y tronadura de la mina subterránea,

donde el mineral es extraído principalmente por hundimiento de bloques, las colpas

obtenidas son recepcionadas en piques hasta llegar a zonas de traspaso donde el mineral es

transportado en trenes de carguío y llevadas al siguiente proceso de conminución.

La planta Sewell recibe mineral grueso del ferrocarril Tte 5, esta planta consta de 3 etapas

de chancado, chancado primario, secundario y terciario, luego 2 etapas de molienda

convencional, molienda de barras y molienda de bolas, el producto es un mineral de 80%

bajo 150 micrómetros.

El mineral transportado por el ferrocarril Tte 8 llega a la planta colón donde es reducido de

tamaño por las líneas Convencional o SAG. En la Línea convencional Colón el mineral pasa

a chancado secundario y terciario, luego a molienda en molinos de bolas unitarios donde el

mineral está en forma de pulpa con un 31% de sólidos, esta pulpa alimenta la flotación

convencional junto con la pulpa proveniente de Sewell.

La línea SAG es alimentada por el chancado primario de la línea convencional,

posteriormente alimenta a dos molinos semiautógenos (SAG) con 2 molinos de bolas cada

uno, los cuales alimentan la flotación colectiva convencional.

EL producto de la planta Colón es el concentrado de cobre molibdeno, este es enviado a la

plata de flotación selectiva, donde se obtiene un concentrado de molibdeno seco envasado y




2

un concentrado de cobre que se envía a la planta de filtros y secado para pasar a la etapa de

fundición con un porcentaje de humedad del 8% a 9% 4.

La fundición Caletones recibe el concentrado seco que alimenta los convertidores Teniente

formando metal blanco con un contenido de 75% de cobre, después pasa a los convertidores

Pierce Smith donde se obtiene el cobre blíster de 99,3% de cobre, este pasa a refinación

anódica y rueda de moldeo, estos forman el ánodo de 99,6% de cobre siendo este el

producto final de la división 4.

1.2. Antecedentes del Problema

La División El Teniente está desarrollando diversos estudios para la explotación de nuevos

yacimientos en forma de cielo abierto, uno de ellos es el Rajo sur que ya comenzó su

tratamiento con una capacidad de 15 Ktpd 5 alimentando en su totalidad a la planta Sewell.

Otro proyecto en estudio es el Rajo Norte motivo de esta memoria. El inicio de producción se

estima durante el año 2016 6. El mineral extraído será transportado y procesado en forma

simultánea en las Plantas de Colón y Sewell.

Considerando un caso base de 40 ktpd, se estima que 25 ktpd serán procesadas por Sewell

y 15 ktpd por Colón 6.

El mineral extraído y transportado a Sewell pasará por un chancado primario, secundario y

terciario, para luego pasar a la molienda convencional Sewell compuesta por un circuito

barras-bolas, este proceso utiliza agua proveniente de mina, otorgando a la pulpa una

condición ácida (pH=4).

La pulpa proveniente de Sewell llega a la planta de Colón donde alimenta una flotación

rougher y una primera limpieza, ambas en medio ácido para un posterior retratamiento

compuesto de una segunda limpieza, scavenger y rescavenger, en la etapa de retratamiento

se mezcla el concentrado de Colón y Sewell con un pH de 9,5 y 4 respectivamente.

Al observar los valores metalúrgicos de producción actuales (Junio-Diciembre 2012) tenemos

una gran diferencia en los valores de recuperación de las líneas de tratamiento Colón-Sewell

con respecto a la línea SAG (ver Figura 1-1), podemos decir que Sewell es la planta con

menor recuperación de Teniente con un promedio de recuperación cercano a 86,7% muy por

debajo de los 90,1% de la línea SAG y de Colón con un 87,9% 7.




3

Figura 1-1: Recuperación global mensual por Planta

Son múltiples las variables que pueden influir en las bajas recuperaciones de la planta

Sewell, uno da estas es el pH ácido que favorece la flotabilidad de pirita contaminando el

concentrado. El depresante de pirita usado por teniente es la Cal que modifica el pH, en el

caso de Sewell no se aplica ya que subir el pH a un valor de 9,5 resulta económicamente

inviable.

El proyecto Rajo Norte estudió varias alternativas para definir el circuito de flotación para el

mineral Teniente + Rajo Norte, proponiendo cambiar el circuito teniente actual a un circuito

simplificado, para así llegar a las recuperaciones y leyes similares a las que actualmente son

conseguidos por la Línea SAG con un circuito simplificado.

Considerando este circuito simplificado, se desconoce el efecto que provocaría un

retratamiento en común o separado de la flotación Colón o Sewell, por esta razón se

necesitan estudios que nos entreguen antecedentes para determinar la mejor alternativa de

flotación para mineral Teniente y Rajo Norte para un circuito simplificado, con un

retratamiento Colón-Sewell o por separados.

83,00

84,00

85,00

86,00

87,00

88,00

89,00

90,00

91,00

%

% Recuperación DET

Sewell

Colón

SAG

Capítulo 2 Objetivos



4

2. Objetivos

2.1. Objetivo General

Proponer una nueva alternativa de flotación para el mineral Rajo Norte tratado por Sewell y

optimizar la recuperación de cobre global.

2.2. Objetivos Específicos y Tareas

Analizar nuevos reactivos para flotación ácida Sewell

Realizar pruebas de flotación de nuevos circuitos y analizar la mejor alternativa de

flotación

Capítulo 3 Descripción Proyecto Rajo Norte



5

3. Descripción Proyecto Rajo Norte

3.1 Ubicación

El yacimiento sector Norte, se encuentra ubicado en la coordenada 1200 N, en el norte del

cráter del sector Quebrada Teniente (Figura 3-1).

Este sector se caracteriza por tener laderas bastante pronunciadas al Este y Oeste

(pendiente cercana a 40°) con alturas de 600 [m] aproximadamente con respecto del fondo

de la quebrada (cota 2550 m.s.n.m.) 5.

Figura 3-1: Ubicación Rajo Norte.

El área del Proyecto Rajo Norte se desarrolla sobre la propiedad minera ya constituida, por lo

que no requiere actividades nuevas de constitución ni resguardo.

3.2 Geología del Yacimiento

Geográficamente el cuerpo mineralizado que define al proyecto Rajo Norte, se ubica en las

nacientes de la Quebrada Teniente, geológicamente, este sector forma parte de eventos

magmáticos e hidrotermales de alteración y mineralización que dieron origen al yacimiento El




6

Teniente que ha sido afectado por procesos supérgenos generando zonas de

enriquecimiento secundario.

La zona del proyecto está compuesta por el Pórfido Teniente o Pórfido Dacítico que da a

conocer el denominado Complejo máfico El Teniente (CMET), siendo este el grupo litológico

predominante del Rajo Norte 8.

La zona enriquecida se define a partir de la presencia de calcosina y/o covelina. Otros

minerales de cobre son calcopirita y en menor cantidad óxidos de cobre.

Los sulfuros secundarios se componen de calcosina y covelina, siendo el primero el más

importante en cuanto a proporción y distribución espacial.

En la zona primaria, el mineral de cobre más relevante es la calcopirita que se presenta

principalmente en vetillas, asociado a pirita y en algunos sectores a calcosina 9.

El modelo aplicado en el estudio es el modelo de bloques modificado (ver Figura 3-2).

Figura 3-2: Modelo de bloques modificado sector Norte

3.3 Mineralización y Recursos minerales

La mineralización del Rajo norte en la superficie persiste principalmente en una zona de

sulfuros de cobre y fierro, además de un núcleo de bornita y calcopirita, una zona envolvente

de calcopirita en mayor cantidad que bornita, una zona más externa de calcopirita y más en

la periferia una porción de pirita.

La cantidad de mineral se ha determinado por un modelo de bloques 10m x10m x 10m en un

área acotada en un estudio realizado para la Gerencia de Desarrollo Rajo. Los resultados del

trabajo se muestran en la Tabla 3-1 considerando un tratamiento de 40 ktpd.




7

Tabla 3-1: Recursos Rajo Norte.

Los recursos minerales de Rajo son de 183,1 MT con una ley media de cobre de 0,62%.

Con este mismo modelo también se determinan la alteración del yacimiento, identificando las

zonas de mayor y menor ley del PIT.

Figura 3-3: Alteración Rajo Norte.

La mayor zona a explotar corresponde a la litología CMET (Complejo Máfico El Teniente), de

la cual se extraerá alrededor de 85% de material.

En la Tabla 3-2, se muestra un resumen de la mineralogía presente en el yacimiento.

TONELAJE LEY MEDIA Cu FINO

MT %CuT KT

Medidos 97,3 0,74 716,8 63,5

Indicados 65,0 0,52 339,9 30,1

Inferidos 20,8 0,35 72,8 6,4

TOTAL 183,1 0,62 1129,5

RECURSOS PROPORCIÓN %




8

Tabla 3-2: Mineralogía Rajo Norte.

La mineralogía predominante y económica está constituida principalmente por calcopirita,

con menores cantidades menores de calcosina-covelina; bornita y tenantita-tetraedrita. La

mena de molibdeno es molibdenita y la mineralogía metálica de ganga se representa en la

pirita.

3.4 Diseño Minero

Para definir el método de explotación del yacimiento se consideraron criterios tanto técnicos

como económicos, por ejemplo costo de capital y operación cercanía del yacimiento de la

superficie, infraestructura, entre otros. Las características del sector norte que definieron la

explotación a cielo abierto son las siguientes:

El cuerpo mineralizado se encuentra próximo a superficie.

No existen desarrollos subterráneos que puedan interferir con el emplazamiento de

una mina a cielo abierto.

Codelco tiene experiencia y conocimiento en sus Divisiones Andina y El Teniente,

con rajos en alta cordillera

Presenta mayor selectividad de reservas en comparación a métodos subterráneos

por hundimiento.

El método Rajo Abierto presenta mayor flexibilidad para ajustar capacidades

productivas.

Mayor certeza en el manejo de leyes en comparación a los métodos por hundimiento,

en minería a cielo abierto los bancos son zonificados en base a muestreos de los

pozos de tronadura antes de decidir su destino, además es posible mantener stocks

de varios tipos de minerales para mezclas.

Una vez definido el método de extracción comienza una etapa de diseño de la mina, para

esto se establecen varios parámetros, primero son los caminos y accesos a la mina, además

de rampas que conectan a plataformas de chancado primario y botaderos, también se

MATERIAL

Descripto Promedio Mínimo Máximo Promedio Mínimo Máximo

CuT (%) 0,63 0,3 2,2 0,11 0,02 0,3

Mot (%) 0,013 0,001 0,133 0,004 0,001 0,096

CuNS(%) 0,031 0 0,468 0,013 0 0,178

KCu(%) 6,13 0,01 65,97 14,85 0,07 62,79

Calcopirita (%relativo) 45,8 0 100 6 0 96,7

Bornita(%relativo) 0,5 0 23,6 0,1 0 8,2

Calcosina/covelina (%relativo) 3 0 51,9 1,7 0 46,5

Pirita (% relativo) 50,7 0 100 92,3 0,6 100

MINERALOGÍA LASTRE

MINERALOGÍA RELATIVA (40 KTPD)




9

diseñan los tamaños de los bancos y sus respectivos ángulos de taludes, se diseña la

primera fase de un tamaño que minimice costos de inversión y costos de operación de los

primeros años, las fases que continúan aumentan el volumen en función del ritmo de los

planes de producción.

También se incluyen otras áreas de infraestructuras en la zona Sur Oeste del Yacimiento se

ubicará el barrio cívico y barrio industrial, donde se construirán oficinas, casino, policlínico y

un refugio. El área designada presenta ventajas como el fácil despeje de nieve, evita que el

personal se encuentre en la intemperie, además de aumentar la eficiencia energética y

proveer de múltiples servicios a operadores.

3.5 Transporte Mineral

El procesamiento del mineral comienza en la mina con el chancado primario, los estudios de

ingeniería realizados estudiaron varias tecnologías disponibles de la cual se obtuvo como

resultados la instalación de un chancador primario de 45‟‟ x 75‟‟ y 600 HP de potencia, este

chancador procesará mineral de forma nominal a una capacidad de 40 ktpd, la alimentación

al chancador ya mencionada antes será por medio de camiones que descargan material a

una tolva de recepción con una capacidad de 1,5 camiones 8.

El mineral que supere un metro de tamaño será retenido por la boca del chancador y se

romperá por medio de un martillo picador de rocas, ubicado adyacente a la tolva de

recepción.

El producto chancado será enviado mediante una correa de 170 m de longitud, de 48‟‟ y 500

HP ubicado bajo la tolva de descarga del chancador primario para formar el acopio de

gruesos con una capacidad viva de 225 kt (ver Figura 3-4).




10

Figura 3-4: Esquema chancado y acopio de mineral

El mineral de acopio de gruesos será descargado a través de 3 correas de velocidad variable

de 150 HP c/u considerando 2 en operación y una en reserva, estas descargan a la correa

regenerativa (C1) de longitud 1.150 m por 42‟‟ y 250 HP de potencia la cual se ubica bajo

superficie.

Esta correa (C1) dispondrá de un pesómetro que permitirá medir el mineral transportado a

las correa móvil (C2). Esta correa (C2) tiene la movilidad para descarga el mineral por medio

de un pique al ferrocarril Teniente 8, que conduce el mineral al Chancado Fino Colón o

descargar a una serie de correas (C3 a C5) con carro tripper que lleva el mineral a Punta

Rieles.

Según la posición de la correa C2 enviará mineral al Pique Teniente 8 en un tiempo „‟t‟‟ para

luego cambiar de posición y alimentar las serie de correas C3 a C5 que llevan el mineral a

Punta Rieles durante otro tiempo „‟t‟‟. Este tiempo „‟t‟ se determinara según la necesidad de

alimentación como por ejemplo 25 ktpd Chancado Sewell y 15 ktpd Chancado Colón.

Tolva Alimentación

Cap.: 1,5 camiones (360 t vivas)

Rajo Norte

Camiones

Correa Transportadora

Acopio Gruesos

Cap. Viva: 225.000 t

Correa Descarga

Chancado Giratorio

54”x 75”

600 hp

Tolva Descarga

Cap.: 1,5 camiones (360 t vivas)

Puente Grúa

100/20 t




11

Figura 3-5: Esquema de control sistema de transporte.

º

PUNTA RIELES

ACOPIO DE

GRUESOS

º

º

CHANCADO

SEWELL A CHANCADO FINO

COLON

WT

WI

WT

WI

LIT

LILAH

LIT

LI LAH

LIT

LILAH

ºº

LX LE LI LALL

PIQUE TENIENTE 8

FERROCARRIL

TENIENTE 8

AIT

AI AAH

C1

C2

C3

C4

C5




12

Figura 3-6: Esquema general de transporte mineral FF.CC. Tte 8 y Sewell.

3.6 Situación Proyectada Plantas Sewell, Colón y SAG

3.6.1 Planta Sewell

La capacidad de chancado existente es de 18.000 tpd manteniendo su configuración actual y

22.000 tpd para la molienda utilizando todo su equipamiento.

Como se mencionó anteriormente, las 40 ktpd extraídas del Rajo Norte serán procesadas en

las plantas Sewell (25 ktpd) y Colón convencional (15 ktpd), no obstante el diseño considera

20 ktpd para Colón convencional para tener un sistema flexible que aproveche las holguras

que se produzcan en el ferrocarril Tte 8.

Para alcanzar las 25 ktpd alimentadas se considera utilizar toda la planta de chancado

Sewell existente y todos los molinos de barras y bolas, transformar un molino de barras a

bolas y aumentar el de molienda de 150 m a 165 m 8.

Además se realizó un análisis hidráulico multicriterio al sistema de transporte de pulpa desde

Sewell a Colón, en este informe se muestra las vulnerabilidades altas, medias y bajas para el




13

aumento de capacidad con operación del Proyecto Rajo Norte obteniendo como resultado el

sellado de la canoa y reemplazo de cañería.

Con esto las concentraciones en peso de la pulpa no deben superar un 32%, permitiendo

llegar a un peak de 33 ktpd, condicionado principalmente por la capacidad de la canaleta de

madera.

3.6.2 Planta Colón Convencional

El Proyecto Rajo Norte como se mencionó anteriormente, procesará 15 ktpd por la línea

Colón Convencional con una holgura de hasta 20 ktpd, por lo tanto la planta deberá

aumentar su capacidad hasta 78 ktpd.

Para el chancado y molienda, la planta actual de chancado fino tiene la capacidad para

soportar este aumento de tratamiento (considerando un de 10 mm).

En la caso de la molienda se necesita cambiar motores en los molinos unitarios 2 y 4 para

alcanzar 31 ktpd entre los molinos 1 al 8, y para el molino unitario 13 se considera

repotenciar con la incorporación de un chancador cuaternario HPGR para pasar de 21 ktpd a

27 ktpd.

El proyecto del HPGR para la molienda del molino unitario 13 está a cargo de otra gerencia

DET desarrollado por la empresa ARCADIS. En el diseño propuesto por JRI considera este

equipo propuesto pero con modificaciones de lay out.

El HPGR implementado reducirá el tamaño de alimentación al molino 13 de 9 a 5 mm,

provocando un menor trabajo de molienda y así aumentar la capacidad de tratamiento,

además se reduce el WI en un 10% obtenido desde las pruebas realizadas del proveedor,

aumentando en un 30% el tratamiento.

Para la flotación convencional se hicieron estudios de análisis multicriterios que permitiera

comparar distintas alternativas de circuitos de flotación para mineral Teniente + Rajo Norte

para un tratamiento mineral de 103 ktpd (25 ktpd por Sewell).

Las alternativas consideradas fueron:

Continuación circuito Teniente para Colon y Sewell

Continuación circuito Teniente para Colón y cambio a circuito simplificado Sewell

Cambio a circuito Simplificado para Colón y Sewell

De estas 3 alternativas la más atractiva es el circuito simplificado para Colón y Sewell para sí

llegar a valores similares de ley de concentrado y recuperación a los obtenidos por la línea

SAG que opera en un circuito simplificado.




14

El circuito simplificado considera una flotación rougher, una remolienda, una limpieza y

scavenger. Sin embargo la remolienda actual no es suficiente para soportar este aumento de

tratamiento por esta razón se desea potenciar con la ayuda de un molino vertical.

En la Figura 3-7 se muestra el cambio propuesto para pasar de un circuito actual a un

circuito Simplificado Colón.

Figura 3-7: Circuito Simplificado Colón

Molino 13Molinos

9 - 12Molino

1 - 8

Rougher8 x 4500 pie3



Scavenger

1° Limpieza8 x 1500 pie3

Remolienda

1 2 x M. Bolas(500 HP)

Relave

a PTR

2° Limpieza4 x Col 16 m2

1 x Col 16 m2

Conc. Cu-Moa Pta. Moly

Scavenger24 x 500 pie3

Re - Scavenger9 x 1000 pie3

Cola

Conc.

Cola

RemoliendaVTM ó Isamill

1250 HP

Rougher+ 6 x 4500 pie3

Scavenger

1° Limpieza9 x 1000 pie3

ScavengerRougher

10 x 1500 pie3

Desde: Limpieza




15

En la Figura 3-8 se muestra el circuito Sewell Simplificado propuesto.

Figura 3-8: Circuito Simplificado Independiente Sewell

El análisis multicriterio realizado por personal de JRI y de la planta DET, considera un

circuito simplificado independiente tanto para mineral Sewell como Colón 10.

En la Tabla 3-3 se muestran los nuevos equipos estimados para el cambio del circuito

Teniente Actual.

Molienda Sewell


Relave

a PTR

Cola Flot.

Molinos 1 - 13

Remolienda1 x 650 HP

Scavenger7 x 1500 pie3

Limpieza1 x 16 m2

Conc. Cu-Moa Pta. Moly

Conc. Cu-MoMolinos 1-13




16

Tabla 3-3: Equipos requeridos Adicionales

3.6.3 Operaciones Comunes

Las operaciones comunes son las que tratan en conjunto los productos de las flotaciones

anteriores (línea convencional y SAG).

Flotación selectiva

La Flotación selectiva está compuesta por una flotación Rougher primaria y 5 limpiezas,

compuestas por celdas comunes y columnares, el producto obtenido de esta etapa es el

concentrado final de molideno filtrado y envasado y un concentrado final de cobre (relave de

la etapa) el cual es conducido a través de tuberías a la Planta de Filtrado y Secado en el

sector de Caletones (ver Figura 3-9).

ETAPA N° CELDAS VOLUMEN/ ÁREA POR CELDA

Flotación Rougher

Colón 6 4500 pie3

Sewell -

Flotación Scavenger

Colón 10 1500 pie3 Existentes - Ex Celdas Rougher

9 1000 pie3 Existentes - Ex Celdas 1° Limpieza

8 1500 pie3 Exitentes - Ex celdas 1° Limpieza

9 1000 pie3 Existentes - Ex celdas Re-Scavenger

Sewell 7 1500 pie3

Flotación Columnar

Colón 1 16 m2

Sewell 1 16 m2

ETAPA N° Molinos Potencia, HP

Remolienda

Colón 1 1250

Sewell 1 650

DETALLE

Celdas Nuevas

DETALLE

Celdas Nuevas

Equipo Nuevo (vertimil)

Equipo Nuevo (vertimil)

Celda Nueva

Celda Nueva




17

Figura 3-9: Diagrama de bloques Flotación Selectiva

Al operar el Rajo Norte esta etapa deberá aumentar su capacidad de tratamiento en un 5%

por lo que se requerirán los siguientes equipos del proceso adicionales a los existentes:

Tabla 3-4: Equipos requeridos adicionales Flotación Selectiva

Planta de Filtros Caletones

En esta etapa se filtra el concentrado final de cobre hasta alcanzar una humedad

aproximada del 9%, el cual es almacenado para su posterior venta o envío a Fundición.

CONCENTRADO COLECTIVO 3 Bancos de 6 Celdas 2-2-2(18 Celdas 355 pie3)

Flotación RougherEspesador P-4

Acondicionamiento

Espesador P-5

CONCENTRADO COBRE

2 Bancos de 6 Celdas 2-2-2(12 Celdas 355 pie3)

1° Limpieza Espesador P-3

Espesador P-2

1 Banco de 6 Celdas 2-2-2(6 Celdas 355 pie3)

2° Limpieza

Espesador P-6

Flotación 3°Limpieza

Espesador P-7

Flotación 4°Limpieza

5° Limpieza

Espesador P-8

Filtrado y Secado Concentrado Moly

2 Bancos de 8 Celdas 2-3-3(16 Celdas 50 pie3)

3 Celdas Columna (2 op+1 sb)6 Celdas 175 pie3

1 Celdas Columna

ETAPA N° CELDAS VOLUMEN/ ÁREA POR CELDA

Flotación Rougher 12 355 pie3

1°Limpieza 6 355 pie3

2° Limpieza 6 355 pie3 Celdas Nuevas

DETALLE

Celdas Existentes Reacondicionadas

Ex Celdas Rougher




18

Figura 3-10: Diagrama de Bloques Filtrado de Concentrado Cu

Esta etapa no necesita equipos adicionales para procesar el aumento de tratamiento.

Espesaje de relaves

En esta etapa se procesan los relaves de todas las Plantas DET, recuperando gran parte del

agua necesaria para el proceso de concentración. La planta, está compuesta por 7

espesadores convencionales (diámetro de 325 pies). Para transportar los relaves espesados

se utiliza una canaleta de concreto que lleva el material al embalse Carén.

CONCENTRADO Cu

Espesador E-1

Convencional ø 200 pie

AcondicionamientoTK5

AcondicionamientoTK4

Filtros Lasta CONCENTRADO Cu Final A VENTA

Espesador E-2

Clarificador ø 80 pie

POZO KELLY

Filtros EIMCO

Filtro Teniente

4 Filtros EIMCO, 50 cámaras (c/u)1 Filtro TTE., 60 cámaras

3 Filtros LASTA, 44 cámaras (c/u)

Acondicionamiento TK6

CONCENTRADO Cu Final A Caletones

Espesador E-3High Rate ø 90 pie

Acopio




19

Figura 3-11: Esquema de espesaje de Relaves Actual.

La etapa de espesaje de relaves deberá sufrir los siguientes cambios para lograr el aumento

de tonelaje.

EL R3 procesará sólo relave proveniente desde Sewell y requerirá de peralte y

cambio de sistema motriz.

Los espesadores R2, R6, R7, y R9 requieren de automatización del sistema de

levante de rastras.

Los espesadores R4 y R5 requieren de cambio de tecnología de High Capacity

(peralte, automatización y cambio de sistema motriz).

Se considera el espesador R10, que es de tipo convencional de 38 m de diámetro,

estará instalado antes que entre en operación el Rajo Norte (proyecto a cargo de

DET que se encuentra iniciando la etapa de ejecución).

Se proyecta un nuevo cajón distribuidor de relaves.

Flotación Colectiva Convencional

Espesaje de Relaves Plantas DET

7 EspesadoresConvencionales

Diámetro = 325 pies

A Tranque Carén

Flotación Colectiva SAG




20

Figura 3-12: Esquema de Espesaje de Relaves Proyectado.

Canaleta de Relaves

La canaleta de relaves considerada con el proyecto Rajo Norte tiene que ser capaz de

transportar 180 ktpd como tonelaje nominal, par esto, se realizó un estudio de rango

operacional de los tramos rectos de la canaleta, estos son el tramo sector Alto Colón –

Cachapoal, con pendientes mínimas y máximas de 0,8% y 1,7%; sector bajo Cachapoal –

Carén con pendientes mínimas y máximas de 0,5% y 1,43%.

El estudio demuestra que la canaleta no puede transportar concentraciones en peso

superiores a 58%, para asegurar un flujo turbulento y evitar laminarización; el flujo máximo

que podría transportar la canaleta de forma segura a 58% p/p es de 9.000 m3/h, muy inferior

a lo requerido por el Rajo Norte (9.727 m3/h aproximadamente).

Debido a lo anterior, se deben hacer modificaciones al sistema de transporte de relaves para

asegurar el correcto funcionamiento para una condición de producción de 180 ktpd nominal y

sus variaciones.

Las áreas a mejorar son Canaletas Rectas y curvas, cajones de caída, Cascadas (Rápidos)

y cajones de cascadas.

Relave desde Sewell

Espesador R-3Convencional ø 325 pie

Relave Espesado a Sistema de Transporte de Relaves

Cajón CA6

Agua Recuperada

Espesador R-2Convencional ø 325 pie

Espesador R-6 y R-7Convencional ø 325 pie

Espesador R-4 y R-5Convencional ø 325 pie

Espesador R-9

Convencional ø 325 pieEspesador R-10

Convencional ø 38 m

Cajón Distribuidor Nuevo

Relave desde Colón Convencional y SAG




21

3.7 Antecedentes Económicos Proyecto Rajo Norte

3.7.1 Evaluación Económica Proyecto Rajo Norte

La evaluación económica del proyecto considera inversiones para distintas áreas, como por

ejemplo Minería, Área de Transporte y Procesamiento de Minerales, Geología, Hidrología,

Saneamiento Hídrico, Estudio de Impacto Ambiental, entre otras.

En la Tabla 3-5 se muestra la Inversión estimada Total del Proyecto Rajo Norte

Tabla 3-5: Inversión Total Proyecto Rajo Norte

Junto con esta inversión, los gastos de operación para cada área y los ingresos estimados

de cobre y molibdeno, se obtienen índices económicos para la su evaluación.

En la Tabla 3-6 se muestran los índices de evaluación del proyecto.

Tabla 3-6: indicadores económicos Proyecto Rajo Norte

El VAN estimado con orientaciones comerciales de Codelco nivel medio, es de kUS$

505.7156 con un TIR de 17% y periodo de pago de 7 años11.

En el área de Procesamiento de Minerales, la inversión considera los cambios proyectados

en los Capítulos 3.6.1 y 3.6.2.

En la Tabla 3-7 se muestra la inversión estimada para las Plantas Sewell y Colón

Convencional.

Total

KUS$

Estudio de factibilidad 25.164

Obras Tempranas 123.088

Ejecucción 791.256

Total 939.508

Inversión Estimada

Indicadores UNIDAD COD MIN COD MEDIO COD MAX COCHIL MIN COCHIL MED COCHIL MAX

VAN KUS$ 38.388 505.716 973.183 -438.597 -27.878 382.841

TIR KUS$ 9% 17% 24% -4% 9% 18%

IVAN KUS$ 0,1 0,7 1,3 -0,6 -0,0 0,5

INVA KUS$ 743.942 742.614 772.053 792.053 792.053 792.053

PERIODO DE PAGO AÑOS 13 7 5 - 13 7




22

Tabla 3-7: Inversión estimada Plantas Sewell y Colón

El costo de operación de las plantas Sewell y Colón corresponde a 8,5 US$/ton y 6,5

US$/ton respectivamente.

Capítulo 4 Estado Actual Planta Colón



23

4 Estado Actual Planta Colón

4.1 Generalidades Planta Colón

Las plantas de procesamiento de minerales DET (SAG y Colón) alimentan un total de

126.000 tpd, siendo 69.000 tpd alimentadas a la Planta Colón.

La planta Colón Ubicada en Colón Bajo procesa la pulpa ácida proveniente de Sewell y el

mineral transportado por el ferrocarril Teniente 8, donde este es chancado y molido.

En la Figura 4-1 se muestra la Planta Colón, ubicada en Colón bajo a 7 km al noreste de

Sewell.

Figura 4-1: Imagen satelital Planta Colón

La Planta Colón se puede decir que tiene tres etapas, una flotación alcalina, una flotación

ácida del mineral Sewell, y una etapa en común llamada retratamiento.

En la Figura 4-2 se muestra el diagrama de bloques de la planta de procesamiento de

Minerales Colón.




24

Figura 4-2: Diagrama de bloques Planta Colón

La flotación alcalina Colón consta de etapa rougher y primera limpieza, mientras que la etapa

de flotación ácida del mineral Sewell solo posee flotación rougher. Estos concentrados, colón

y Sewell alimentan la etapa de retratamiento.

En la Tabla 4-1 se muestran los equipos utilizados en la flotación Colón.

Molienda Convencional

ColónMolienda Sewell

Flotación RougherBásica

Flotación Rougher Ácida

1°limpieza

Remolienda 2xM. BolasRemolienda

2° Limpieza Scavenger Re-Scavenger

Conc Cu-Mo a Pta Moly

COLA

cola

FLOTACIÓN BÁSICA FLOTACIÓN ÁCIDA




25

Tabla 4-1: Principales equipos de flotación Colón

En la flotación Sewell se utilizan 2 bancos de 8 celdas de 1500 pie3 con arreglo 2-3-3, para la

flotación Colón alcalina se utilizan varios bancos de flotación según la pulpa de molienda, los

bancos 101,102, y 103 provenientes de los molinos 1-8, tienen 10 celdas de 1500 pie3 cada

uno, con un arreglo 2-2-3-3, la pula proveniente de los molinos 9-12 alimentan los bancos

121, 122, 125 con 7 celdas de 1500 pie3 cada uno con arreglo 2-2-3, y para la pulpa del

molino 13 se utilizan los bancos 123 y 128 con 4 celdas de 4500 pie3 cada uno.

Para la etapa de 1ª limpieza Colón se utilizan 2 bancos, el 105 con 8 celdas de 1500 pie3 con

arreglo 2-3-3, y el banco 108 con 9 celdas de 1000 pie3 de arreglo 2-3-4.

Para la remolienda alimentada por los concentrados de 1ª limpieza colón y rougher Sewell se

utilizan 2 molinos el 501 y el 502 de 500 Hp cada uno.

Para la 2ª limpieza se utilizan 4 celdas columnares de 16 m2 y 13,5 m de alto.

La etapa scavenger utiliza los bancos 501, 502 y 503 con 7 celdas de 500 pie3 cada uno, y

un arreglo 2-3-3.

La etapa rescavenger utiliza el banco 104 con 9 celdas de 1000 pie3 y un arreglo de 2-3-4.

4.2 Balance de Masa Global

Las etapas de flotación en Colón se caracterizan por tener leyes y recuperaciones de cobre

distintas. En el Anexo A se muestran los valores metalúrgicos más relevantes de DET

En la Tabla 4-2 se muestran las leyes y recuperaciones de las etapas de la flotación Colón.

Etapa Bancos Nº celdas Volumen/Potencia

Rougher Sewell 106/107 16 1500 pie3

Rougher Colón 101/102/103 30 1500 pie3

121/122/125 21 1500 pie3

123/124 8 4500 pie3

1a Limpieza Colón 105 8 1500 pie3

108 9 1000 pie3

Remolienda 501/502 2 500 Hp

2a Limpieza 4 2 x 8 x 13,5 m3

Scavenger 501/502/503 21 500 pie3

Rescavenger 104 9 1000 pie3

Equipos Flotación Colón




26

Tabla 4-2: Resumen de recuperaciones y leyes Planta Colón

En la Tabla 4-3 se muestra el balance de masa general de la Planta Colón.

Tabla 4-3: Balance general Planta Colón

La ley de concentrado final proveniente de la etapa de retratamiento corresponde a 23,3% de

Cu, este concentrado se junta con el concentrado de la flotación SAG aumentando a 26,8%

de Cu, este concentrado Cu-Mo es enviado a la Planta de Molibdeno para separar el

molibdeno del cobre y enviar el concentrado final de cobre a la Fundición Caletones.

El relave con una ley de aproximada de 0,1% de Cu, es enviado a la Planta de Tratamiento

de Relaves (PTR) para recuperar el cobre que existente en el relave.

4.3 Reactivos de Flotación Utilizados

Los reactivos utilizados para la flotación de minerales varían Según la flotación realizada,

Sewell o Colón, estos reactivos son adicionados en las respectivas etapas de molienda.

En la Tabla 4-4 se muestran los reactivos utilizados en la flotación ácida del mineral Sewell.

Tabla 4-4: Reactivos Sewell

En la Tabla 4-5 se muestran los reactivos utilizados en la flotación alcalina de Colón.

Etapa Recuperación Cu Ley Concentrado

Sewell 86,70% 7%

Colón 87,90% 10%

Retratamiento 98,50% 23,3%

Recuperación

[tms] ley % [tms] ley % [tms] ley % %

Global 69.352 0,84% 2.169 23,3% 67.183 0,12% 86,3%

Rougher Sewell 13.775 0,70% 1.194 7% 12.581 0,10% 86,7%

Rouguer Colón 55.577 0,88% 10.832 5% 44.745 0,10% 92,5%

1° Limpieza 10.832 5% 5.130 10% 5.702 0,50% 94,7%

Retratamiento 6.324 9% 2.169 23,3% 16.736 0,05% 98,5%

2°Limpieza 7.377 8,782% 2.169 23,3% 5.208 2,74% 78,0%

Scavenger 5.573 2,688% 2.247 6% 3.325 0,45% 90,0%

Rescavenger 17.100 0,088% 364 2% 16.736 0,05% 48,6%

EtapaAlimentación Concentrado Relave

NOMBRE AERO 3758 PROMOTER AERO 6697 FLOMIN F810 FROTHER

PROVEEDOR CYTEC CHILE LIMITADA CYTEC CHILE LIMITADA FLOMIN INC.

NATURALEZA QUÍMICA XANTOFORMIATO Y ADITIVOS MONOTIOFOSFATOS METIL CICLOHEXANOCRUDO

Reactivos Sewell




27

Tabla 4-5: Reactivos Colón

En el anexo B se encuentra mayor información de las principales características de los

reactivos de flotación.

NOMBRE HOSTAFLOT NP 107 MATCOL D-101 FLOMIN F810 FROTHER

PROVEEDOR CLARIANT MATHIESEN S.A.C. FLOMIN INC.

NATURALEZA QUÍMICAN-ALQUIL.O-

ALQUILTIOCARBAMATO

DITIOCARBAMATO

MODIFICADO

METIL

CICLOHEXANOCRUDO

Reactivos Colón

Capítulo 5 Pruebas de Laboratorio



28

5. Pruebas de Laboratorio

5.1 Pruebas de Reactivos de Flotación

Los estudios de nuevos reactivos fueron realizados por las siguientes empresas proveedoras

de colectores y espumantes:

Clariant

Mathiesen

Cytec

5.1.1 Objetivos y alcances

El objetivo de realizar pruebas de reactivos de flotación es optimizar la etapa de flotación

rougher de la pulpa proveniente de Sewell, obteniendo un aumento en recuperación de cobre

además de su ley en el concentrado.

Según el análisis estadístico (Anexo A), la flotación Sewell es la más deficiente en

recuperación de cobre comparada con la flotación rougher de Colón alcalina y la Planta

SAG.

Con este estudio se busca alcanzar valores similares de recuperación.

Las principales empresas proveedoras de reactivos de flotación en la división El Teniente

son Cytec, Clariant y Mathiesen, razón por la cual estas empresas se encargaran de realizar

los estudios de flotación rougher en medio ácido.




29

5.1.2 Muestras de Mineral

Las muestras de mineral fueron obtenidas de la campaña de sondaje finalizada en Julio del

2013, de las cuales se formó un compósito de 190 kilos que fue repartido de la siguiente

manera:

50 Kg pruebas de flotación rougher Cytec

50 Kg pruebas de flotación rougher Clariant

50 Kg pruebas de flotación rougher Mathiesen

40 Kg pruebas de circuito flotación Laboratorio DET

Las muestras fueron llevadas a las instalaciones de cada laboratorio correspondiente.

5.1.3 Circuito de Pruebas

Para las pruebas de reactivos solo se utiliza una etapa rougher de flotación batch por lo cual

solo existe el flujo de alimentación, concentrado y relave.

Los proveedores (Clariant, Mathiesen y Cytec) utilizan sus celdas propias y sus respectivos

procedimientos para obtener el concentrado final.

En la Figura 5-1 siguiente se muestra el circuito utilizado.

Figura 5-1: Circuito flotación rougher

Alimentación

Relave

Concentrado

ROUGHER




30

5.1.4 Parámetros operacionales

Los parámetros operacionales utilizados en la etapa rougher corresponden a molienda,

reactivos de flotación estándar, y parámetros de la celda.

En la Tabla 5-1 se muestra los parámetros de molienda.

Tabla 5-1: Parámetros estándar molienda

En la Tabla 5-2 se muestran los parámetros estándar de flotación.

Tabla 5-2: Parámetros estándar de reactivos

En la Tabla 5-3 se muestra los parámetros estándar de la celda rougher.

Tabla 5-3: Parámetros estándar flotación rougher

Molino de Bolas Dimensiones 8,75” x 6,75” (LxD).

Carga de bolas 10 kg de bolas de 1”

Alimentación 100 % -10 # Tyler

Sólidos en Molienda 66,7% en peso, aprox.

Velocidad del molino 70 rpm

Agua utilizada Potable(500 cc)

ETAPA MOLIENDA

AP-3758 32g/t ( a los 50')

AP-6697 15 g/t ( a los 50')

Diesel Oil 15 g/t (Tiempo 0')

F-810/DF-1012

(95/5% en peso)10 g/ton (a los 50 ')

REACTIVOS

Máquina Wemco

Volumen Pulpa 2600 cc

Masa mineral 1000 g

% Sólido Flotación 31%

rpm 1440

Tiempo acond. 55 min

Tiempos de Flotación 12 min

Paleteo Cada 10 seg.(El Teniente)

FOTACIÓN ROUGHER

GRANULOMETRÍA

25%+100# Tyler




31

5.1.5 Resultados

Clariant La empresa Clariant actualmente provee a la DET con su colector HOSTAFLOT NP 107 que

es agregado en la molienda convencional de la Planta Colón.

Clariant realizó 6 pruebas de reactivos en duplicado, la primera prueba (1-A y 1-B)

corresponde a la formula actual utilizada por la flotación Sewell donde los principales

coletores son el AP-3758 y el AP-6697.

En la prueba 2-A y 2-B se siguió utilizando el colector AP-3758 y se cambió el AP-6697 por

el Host. LIBK con una cantidad de 15 g/t la misma cantidad que el colector reemplazado; los

otros reactivos continuaron utilizándose de la mismas manera.

En la prueba 3-A y 3-B se utilizó como colector primario el Host. E980 y secundario el

estándar AP-6697; los otros reactivos continuaron utilizándose de la mismas manera.

La prueba 4-A y 4-B se utilizaron los dos nuevos reactivos propuestos por Clariant, el el

Host. E980 y Host. LIBK con concentraciones iguales a la estándar 32 y 15 g/t

respectivamente; espumante y Diesel se usaron en las mismas concentraciones.

La prueba 5-A y 5-B Se utilizaron los mismos reactivos pero con distintas concentraciones,

para el Host. E980 se utilizó 27 g/t y para el Host. LIBK una concentración 26 g/t.

La prueba 6-A y 6-B se utilizaron al igual que la prueba 5 los mismos colectores pero el

colector Host. LIBK pasó a ser el colector primario con 32 g/t y el Host. E980 con una

concentración 15g/t.

La Tabla 5-4 se muestra el trabajo realizado por Clariant.




32

Tabla 5-4: Trabajo realizado por Clariant.

La recuperación de prueba 1 con los colectores estándar fue de 92,2 % de Cu, siendo esta la

recuperación a mejorar. También podemos mencionar la recuperación de los otros

componentes de interés como el molibdeno y fierro fueron de 82,6% y de 38,9%

respectivamente.

La recuperación de cobre obtenida en la prueba 2 fue de 92,4% mejorando levemente a la

estándar, mientras que la recuperación de molibdeno fue un poco menor con 82,0% y la de

fierro con 37,8%. Esta prueba sería una posible alternativa para la nueva fórmula colectora

La recuperación de cobre de la prueba 3 fue menor a la estándar siendo una alternativa

descartable para nuestro estudio.

La prueba 4 donde se cambian ambos colectores también fue deficiente con una

recuperación baja a la estándar de 91,8% de cobre.

La prueba 5 se obtuvo un 92,4% de recuperación de cobre y de 81,4% de molibdeno y 38%

de fierro siendo esta una alternativa para el cambio de nuevos colectores.

La prueba 6 se obtuvo un 92% de recuperación de cobre mientras que para el molibdeno se

obtuvo un 81,3% y para el fierro 36,9% siendo esta parecida a la prueba estándar

descartándose como posible nueva fórmula colectora

Las leyes y recuperaciones obtenidas de este estudio son mostradas en la Figura 5-2.

Prueba N°

pH 3,9

H2SO4 pH Dens 0,86 Aforo 0,96 Dens 1 Dens 1,08 Dens 1,12 Dens 0,86

Añadir a g/t Ac.55' µl g/t Acond.5' µl g/t Ac.5' µl g/t Ac.50' µl g/t Ac.50' µl g/t Acond.5' µl

1A 4,0 12 14,0 32 33,3 15 13,9 12 14,0

1B 4,0 12 14,0 32 33,3 15 13,9 12 14,0

2A 4,0 12 14,0 32 33,3 15 13,4 12 14,0

2B 4,0 12 14,0 32 33,3 15 13,4 12 14,0

3A 4,0 12 14,0 32 32,0 15 13,9 12 14,0

3B 4,0 12 14,0 32 32,0 15 13,9 12 14,0

4A 4,0 12 14,0 32 32,0 15 13,4 12 14,0

4B 4,0 12 14,0 32 32,0 15 13,4 12 14,0

5A 4,0 12 14,0 27 27,0 26 23,2 12 14,0

5B 4,0 12 14,0 27 27,0 26 23,2 12 14,0

6A 4,0 12 14,0 15 15,0 32 28,6 12 14,0

6B 4,0 12 14,0 15 15,0 32 28,6 12 14,0

Mezcla

Colector (g/t) Espumante (g/t)

Diesel Oil AP-3758 Host. E 980 AP-6697 Host. LIB K




33

Figura 5-2: Resultados reactivos Clariant

Mathiesen La empresa Mathiesen actualmente provee a la planta convencional Colón con su reactivo

MATCOL D-101.

Mathiesen realizó al igual que Clariant 3 pruebas de flotación, de las cuales solo se

obtuvieron buenos resultados en dos.

La primera prueba (1-1D)corresponde a la flotación estándar de la DET, donde utilizan los

reactivos ya mencionados anteriormente, AP-3758 y AP-6697 con dosificciones de 32 y 15

g/t respectivamente.

En la segunda prueba (3-3D) se reemplaza el colector AP-3758 por el colector D-220 con la

misma concentración de 32 g/t, los demás reactivos se conservan de la misma manera.

En la tercera prueba (5 5-D) se continúa con la misma fórmula colectora utilizando el AP-

3758 y D-220 pero con la diferencia que se agrega un espumante nuevo, llamado M-513 de

la cual se agrega con una concentración de 10 g/t.

En la Tabla 5-5 se muestra el trabajo realizado por Mathiesen.




34

Tabla 5-5: Trabajo realizado por Mathiesen.

Los resultados de la primera prueba con los colectores estándar, se obtuvo una recuperación

de cobre 91,5% y para molibdeno 87,8% y para el fierro de 31%.

La segunda prueba donde se obtuvo mejores recuperaciones para el cobre con un valor de

93,2%, para el molibdeno 88,1% y para el fierro 30,2%, siendo esta fórmula colectora una

posible candidata para reemplazar a la formula actual.

En la tercera prueba se obtuvo también buenos resultados con una recuperación de cobre

de 93%, para el molibdeno de 87,1% y para el fierro de 28,9%.

En cuanto a las leyes obtenidas la mejor ley obtenida fue de la prueba número 5-5D con un

valor de 3,5% mientras que para la prueba 3-3D se obtuvo 3,37% y la prueba 1-1D estándar

fue de 2,98%.

En la Figura 5-3 se muestran los resultados obtenidos por Mathiesen.

Figura 5-3: Resultados Mathiesen

AP-3758 AP-6697 Diesel Oil Mezcla esp. H2SO4 D-220 M-513

Tpo Acond. Tpo Acond. Tpo Acond. Tpo Acond. Tpo Acond. Colector Espumante

5 min. 50 min. 55 min 5 min. 55 min. Tpo Acond. 5 min Tpo Acond. 5 min

1 Std. 32 15 15 10 4,0

1D 32 15 15 10 4,0

3 15 15 10 32 4,0

3D 15 15 10 32 4,0

5 15 15 10 32 10 4,0

5D 15 15 10 32 10 4,0

pH

Prueba

PROGRAMA DE PRUEBAS COLECTORES SEWEL RAJO NORTE

Reactivos Celda (g/t)




35

Si bien el delta de recuperación entre la prueba estándar y las realizadas, es mayor en la

prueba 3-3D con un valor de superior de 1,7%, es de preferencia seleccionar como

alternativa la prueba 5-5D con un delta de recuperación de cobre 1,5% ya que si observamos

la recuperación de fierro esta es un 1% menor que la alternativa 3-3D, además tiene una

mayor ley en el concentrado.

Cytec La empresa proveedora de reactivos Cytec es actualmente la dueña de los reactivos

primarios y secundarios de la flotación ácida, el AP-3758 y AP-6697 colector primario y

secundario respectivamente.

El Colector AP-3758 corresponde a los xantoformiatos y el AP-6697 a la familia de los

Diotiofosfatos, y sus principales características es que pueden ser usados en un amplio

rango de pH y buena selectividad de pirita 17.

Su programa de trabajo fue de 17 pruebas de flotación considerando la prueba estándar se

probaron 11 tipos de colectores de distintas familias.

El estudio se basa principalmente en cambiar el colector primario, probando también un

colector secundario llamado AP-5688, la concentración de colector para el colector primario

es de 32 g/t y de 15 g/t para el secundario.

La prueba 23 a la 27 utiliza el colector secundario AP-6697 mientras que el primario cambia

en cada una de las pruebas por reactivos formulados especialmente para el proyecto Rajo

Norte.

La prueba 28 a la 33 utiliza el otro colector secundario el AP-5688 y cambia su colector

primario a los nuevos formulados como se muestra en la Tabla 5-6.

La prueba 34 a la 38 vuelve a usar el colector secundario AP-6697 y utiliza como colector

primario los reactivos comunes de Cytec.




36

Tabla 5-6: Trabajo realizado por Cytec

De las 17 pruebas realizadas podemos destacar 3 principalmente la primera prueba

realizada la estándar (prueba 22) en que se obtuvo una recuperación de cobre del 93,8%

con una ley de 5,2 y de 84,1% de recuperación para el molibdeno y 37,3% para el fierro. En

la Figura 5-4 podemos ver esto resultados.

La segunda prueba con buenos resultados es la 36 donde se obtuvo un 94,4% de

recuperación de cobre con una ley de concentrado de 5,22 y un 84% de recuperación de

molibdeno y para el fierro una de 37,8%.

Por último en la prueba 37 se obtuvo una recuperación de cobre de 94% con una ley de

concentrado de 5,24, para el molibdeno una recuperación del 84% y para el fierro de 38,5%

De estas 3 pruebas más relevantes destacamos la prueba 36 con el nuevo colector AP-3894

con 35 g/t y el mismo colector secundario actual el AP-6697.

Los resultados de las últimas pruebas se encuentran en la Figura 5-5.

Reactivo AP-3758 AP-6697 MX-3048 CY-01-349 CY-01-350 CY-01-351 CY-01-352 AP-5688 XD-5002 MX-900 AP-3894 AP-5100 AP-400

Prueba g/t g/t g/t g/t g/t g/t g/t g/t g/t g/t g/t g/t g/t

1022 32 15

1023 15 32

1024 15 32

1025 15 32

1026 15 32

1027 15 32

1028 32 15

1029 32 15

1030 32 15

1031 32 15

1032 32 15

1033 32 15

1034 15 32

1035 15 32

1036 15 32

1037 15 32

1038 15 32

Pruebas de Flotación Proyecto Rajo Norte




37

Figura 5-4: Primeros resultados Cytec




38

Figura 5-5: Segundos resultados Cytec

5.2 Circuito Teniente Actual

Con el objetivo de determinar un circuito óptimo para el mineral Rajo Norte se realizaron 4

estudios de circuito de flotación.

Las pruebas de circuito de flotación fueron las siguientes:

Circuito Teniente Actual

Circuito Simplificado Sewell Ácido

Circuito Simplificado Sewell Retratamiento Alcalino

Circuito Simplificado Colón-Sewell

5.2.1 Objetivos y Alcances

El siguiente trabajo experimental tiene como por objetivo determinar la respuesta metalúrgica

del mineral Rajo Norte en la planta de flotación Colón, evaluando principalmente su




39

comportamiento en etapas rougher y Limpieza. Los resultados de estas pruebas serán los

antecedentes básicos para simular una planta piloto para así obtener valores que se puedan

utilizar en la operación real de planta Colón.

Para el mineral chancado en Sewell se utilizará un pH de 4 ya que a ese pH se opera para

flotar el mineral en una etapa rougher, a diferencia del mineral proveniente de chancado

Colón que tiene un pH de 9,5.

Con estas pruebas se determinará las leyes y recuperaciones de cobre, molibdeno y fierro

en el global del circuito Teniente.

5.2.2 Muestras de mineral

El programa experimental se desarrolló en base al mineral Rajo Norte obtenido de campañas

anteriores de sondajes del sector.

El mineral se llevó a las dependencias de SGS CIMM, con una granulometría 100% bajo 4”.

5.2.3 Muestras de Agua

División El teniente (DET), en la actualidad no utiliza como agua de alimentación fresca a sus

procesos agua de mar o desalada en operación. Por esta razón, los ensayos se realizaron

con agua fresca potable que se encuentra en las instalaciones de SGS CIMM. Esta opción

no imposibilitaría la opción de recuperar agua del proceso y trabajar con estas.

5.2.4 Preparación de muestras

Cuando las muestras de mineral son recepcionadas, pasan a una etapa de identificación

donde son registradas, inventariadas, rotuladas y almacenadas, este proceso se realiza en

espacios adecuados, sin sistemas de climatización, solo preservados en condiciones

ambientales, es decir, bajo techo y libres de exposición solar.

El secado del mineral se realiza solo si es necesario a una temperatura máxima de 80°C,

esta temperatura es la adecuada para eliminar la humedad de la muestra.

Las muestras preparadas mecánicamente por disminución de tamaño controlado por

chancado, molienda y clasificación hasta la granulometría exigida por cada ensayo.

Cuando el mineral tiene el tamaño requerido se homogeniza y se preparan las cargas para

los ensayos de molienda y flotación, mediante un separador rotatorio cumpliendo las Normas

de Muestreos de material particulado.




40

Luego se hace un análisis químico cuantitativo de cabeza por los elementos cobre total,

cobre soluble, molibdeno, fierro y azufre.

5.2.5 Parámetros Operacionales

Las etapas molienda y flotación son las Estándar DET, por ejemplo en molienda el mineral

se muele hasta obtener 25%+100 Ty y en flotación su tiempo de proceso es de 12 minutos,

con 55 minutos de acondicionamiento donde se adicionan los reactivos como colectores

primarios y secundario, además de espumante (ver Tabla 5-8); en la etapa de primera

limpieza se trabaja con el concentrado obtenido en la etapa rougher donde se flota por 10

minutos (ver Tabla 5-10).

La etapa de retratamiento; remolienda y 2° limpieza; el mineral se lleva a 70%-325# Tyler y si

adicionan reactivos colectores a un pH de 12,5.

En la segunda limpieza se flota por 3 tiempos distintos simulando etapas de limpieza,

scavenger y rescavenger (Tabla 5-13).

Tabla 5-7: Parámetros estándar molienda

Tabla 5-8: Parámetros estándar de reactivos



Alimentación molino 100 % -10 # Tyler

Sólidos en Molienda 66,7% en peso, aprox.


Agua utilizada Potable(500 cc)

ETAPA MOLIENDA

AP-3758 32g/t ( a los 50')

AP-6697 15 g/t ( a los 50')

Diesel Oil 15 g/t (Tiempo 0')

F-810/DF-1012

(95/5% en peso)10 g/ton (a los 50 ')

REACTIVOS




41

Tabla 5-9: Parámetros estándar flotación rougher

Tabla 5-10: Parámetros estándar 1 limpieza

Tabla 5-11: Parámetros estándar remolienda

Tabla 5-12: Parámetros estándar reactivos 2° limpieza

Máquina Wemco

Volumen Pulpa 2600 cc

Masa mineral 1000 g

% Sólido Flotación 31%

rpm 1440

Tiempo acond. 55 min


Paleteo Cada 10 seg.(El Teniente)

FOTACIÓN ROUGHER

GRANULOMETRÍA

25%+100# Tyler

Máquina Denver

Volumen Pulpa 2000 ml

Masa mineral concentrado rougher

% Sólido Flotación 18% aprox

pH 4

Tiempo acond. 1 min


Paleteo Cada 10 seg.

FOTACIÓN 1ª LIMPIEZA



Alimentación concentrado 1° limpieza

Sólidos en Molienda 50%


ETAPA REMOLIENDA

D-101/NP-107

(50/50% en peso)

15 g/t c/r a la cabeza de 2° limpieza

(a los 1,5')

REACTIVOS 2° LIMPIEZA




42

Tabla 5-13: Parámetros estándar flotación 2° Limpieza


El objetivo de este circuito es determinar antecedentes básicos de recuperación y ley que

provocaría enviar el mineral Rajo Norte por Sewell y flotarlo en condiciones ácidas (rougher y

1alimpieza) para después juntarlo con el concentrado Colón alcalino. Este circuito es el que

se encuentra actualmente operando en DET.

En la Figura 5-6 se muestra un esquema del circuito en el que se desarrollaron las pruebas,

hay que destacar que cada etapa del circuito se realizó de forma batch.

Máquina Denver

Volumen Pulpa 1000 ml(según sólido)

Masa mineral producto de remolienda

% Sólido Flotación 18% aprox

rpm 1140

pH 12,3

Tiempo acond. 1 min

Tiempos de Flotación 1,5-3-12 min

Paleteo Cada 10 seg.

Agua de reposiciónRecuperada de la 1° limpieza y

llevada a pH 12,3

FOTACIÓN 2ª LIMPIEZA




43

ALIMENTACIÓN

CONCENTRADO FINAL

RELAVE RO

RELAVE CL1 RELAVE CL2

REMOLIENDA

MOLIENDA

ROUGHER

1a LIMPIEZA

2a LIMPIEZA

Figura 5-6: Circuito Teniente de pruebas de laboratorio

5.2.7 Resultados

Los resultados de las pruebas son por cada PIT analizado del Rajo, estos, tienen distintas

litologías y zonas geotécnicas.

En total se estudiaron 18 PITs de distintas ubicaciones, por lo tanto todas tienen distintas

leyes de cobre, fierro y molibdeno.

En los PITs analizados, la ley promedio de alimentación es de 1,13% de Cu muy superior a

la ley estimada del Rajo Norte 0,62% de Cu, por esta razón, para efectos de evaluación de

circuito solo usaremos los PITs en que sus promedio de ley de alimentación sea similar a la

estimada del Rajo Norte.

En la Tabla 5-14 la ley promedio del concentrado de la etapa rougher es de alrededor de

5,08% y su recuperación de 91,41% para el cobre, lo que es muy similar al valor actualizado

de la planta 12.




44

Tabla 5-14: Resultados flotación rougher

Para mostrar de manera más sencilla los resultados de los PITs se calcularon los promedios

de las leyes de cada componente (Cu, Mo y Fe) y recuperaciones en cada etapa.

En la Figura 5-7 se presenta las leyes obtenidas en los concentrados de cada etapa.

ley concentrado %Recuperación

PIT Cu Mo Fe Cu Mo Fe Cu Mo Fe

PIT 43 0,92 0,006 6,17 4,34 0,024 10,56 90,3 73,6 32,6

PIT 53 0,49 0,015 7,37 2,85 0,071 11,69 94,9 77,7 26,0

PIT 54 0,45 0,009 3,04 2,77 0,051 8,02 93,3 82,1 40,4

PIT 55 0,57 0,010 6,10 2,94 0,045 10,63 90,2 82,8 30,6

PIT 72 0,71 0,018 5,12 4,23 0,080 8,36 93,3 71,1 25,4

PIT 73 0,86 0,013 5,08 5,43 0,063 9,39 92,0 72,7 26,8

PIT 75 0,38 0,003 5,47 1,50 0,008 12,00 93,9 70,5 51,7

PIT 76 0,86 0,027 5,30 3,91 0,121 8,77 93,2 91,2 34,1

PIT 77 1,48 0,032 5,41 6,07 0,118 9,18 92,6 83,1 38,2

PIT 81 0,95 0,027 3,30 3,55 0,081 5,55 87,1 69,2 39,3

PIT 103 5,97 0,029 11,33 17,40 0,066 18,9 96,1 76,6 55,0

PIT 106 0,75 0,005 7,19 4,54 0,027 12,69 95,1 83,6 27,7

PIT 108 1,44 0,015 4,07 9,80 0,078 17,49 98,2 76,5 61,9

PIT 110 0,66 0,002 4,15 2,86 0,003 7,89 78,9 28,0 34,6

PIT 116 0,71 0,003 6,88 3,33 0,007 11,41 83,9 42,9 29,7

PIT 125 1,33 0,027 2,79 7,15 0,128 8,11 93,2 81,8 50,4

PIT 145 1,26 0,010 3,80 5,92 0,040 8,95 89,1 75,5 44,6

PIT 146 0,65 0,006 4,77 2,93 0,022 10,93 90,1 73,1 45,6

Flotación Rougher GlobalLey alimentación




45

Figura 5-7: Leyes por etapa del circuito Teniente

Recordemos que la etapa rougher y 1ª limpieza son realizadas en ambiente ácido, por esta

razón las leyes de fierro son superiores en este pH, en la etapa rougher la ley de fierro es un

5,5% más que la ley de cobre y para la 1ª limpieza 7,4% de diferencia.

En las siguiente etapa de retratamiento donde los tiempos de residencia son de 1,5, 3 y 12

minutos, simulando ser las etapas de limpieza, scavenger y rescavenger, es donde mayores

leyes se obtienen, por ejemplo la ley del concentrado final de cobre es de 22,5% un valor

levemente más bajo que los 23,5% del concentrado final Colón convencional 12.

En cuando al valor del fierro la concentración de este sigue siendo superior a la del cobre

pero en menor medida, el promedio obtenido es de 25,9%, una diferencia de 3,4%.

En cuanto al molibdeno la ley de este es casi la alimentada, pero una mayor cantidad de fino

recuperado.

En la Figura 5-8 se muestra las recuperaciones por etapas de los componentes estudiados.




46

Figura 5-8: Recuperaciones por etapa del circuito Teniente

Las mayores recuperaciones son obtenidas en los mayores tiempos de residencia como se

ven en la etapa rougher y de 1ª limpieza.

La recuperación de cobre siempre es la más favorecida, en las dos primeras etapas rougher

y 1ª limpieza se obtienen recuperaciones de 91,4% y 97,6% respectivamente, seguida de la

recuperación del fierro, recordemos que estas etapas son a pH 4. El molibdeno presenta las

más bajas recuperaciones.

En la etapa de retratamiento las recuperaciones aumentan según el tiempo de residencia, el

pH 12,3 permite una baja recuperación de fierro, liderando las recuperaciones de cobre y

seguido por el molibdeno.

5.3 Circuito Simplificado

5.3.1 Objetivos y Alcances

Actualmente los concentrados producidos por la primera limpieza en Colón y rougher de

Sewell son mezclados para alimentar la etapa de retratamiento de la planta Colón.

Para un posible cambio de circuito Teniente a uno simplificado se quiere estudiar el efecto

que provoca un retratamiento en común o en separado.

El estudio siguiente nos permitirá conocer algunos antecedentes para definir el retratamiento

además de nuevos valores metalúrgicos.




47

5.3.2 Muestras de Mineral

Las muestras de mineral ya fueron mencionadas antes en el título 5.1.2 donde 40 kg de la

campaña de sondaje fueron destinadas para el estudio de los circuitos.

5.3.3 Preparación de muestras

El compósito del mineral de obtenido de la campaña de sondajes fue entregado por Geología

DET chancado y molido bajo 10 # Ty, por esta razón se redujo el tiempo tratamiento del

mineral en las empresas externas debido a que el mineral ya contaba con la granulometría

deseada.

La etapa de identificación, rotulación y almacenamiento se hace según los estándares de

cada laboratorio.


Las pruebas de circuito a cargo de los laboratorios DET probarán 3 circuitos; caso Sewell

retratamiento ácido, caso Sewell retratamiento alcalino y caso Sewell-Colón retratamiento

común alcalino.

Para el circuito simplificado Sewell, el retratamiento se trabaja en 2 ambientes ácido y

alcalino para conocer el efecto del pH en la recuperación y ley de concentrado.

En el caso Sewell-Colón simplificado se desea utilizar una etapa de retratamiento en común

(remolienda, limpieza y barrido) donde el concentrado ácido de Sewell se junta con el

concentrado alcalino de Colón, ambos de sus respectivas etapas rougher.

Los reactivos utilizados para los circuitos probados son los mismos utilizados por el estándar

de flotación DET ya mencionados anteriormente.

Los resultados de este circuito nos darán antecedentes si es beneficioso pasar de un circuito

Teniente actual a un circuito simplificado, o dejar Sewell por separado.

En la Figura 5-9 se muestra el circuito simplificado Sewell que se realizará en los laboratorios

DET.




48

Figura 5-9: Circuito simplificado Sewell

En la Figura 5-10 se muestra el diagrama del circuito simplificado Sewell-Colón

CONCENTRADO FINAL

RELAVE

REMOLIENDA

MOLIENDA

ROUGHER

LIMPIEZA

BARRIDO

RELAVE

ALIMENTACIÓN SEWELL




49

Figura 5-10: Circuito simplificado Sewell-Colón

Molienda La molienda se realizó en un molino de bolas de tamaño 8,75‟‟ y 6,75‟‟ cargado con 128

bolas de acero haciendo un total de 10 kg, a este se le agrega 1 kg de mineral más 500 cc

de agua, de esa manera se carga en el rodillo que hace girar el molino.

En la Figura 5-11 se muestra el equipo de molienda utilizado en los laboratorios DET.

CONCENTRADO FINAL

RELAVE

REMOLIENDA

MOLIENDA

ROUGHER

LIMPIEZA

BARRIDO

RELAVE

ALIMENTACIÓN SEWELL

RELAVE

ALIMENTACIÓN COLÓN




50

Figura 5-11: Equipo de molienda laboratorios DET

Para determinar el tiempo de molienda para alcanzar el tamaño deseado (23%+100# Ty) se

utilizaron 4 tiempos distintos de 9, 11, 13 y 21 minutos, donde se obtuvo la siguiente curva

de molienda (Figura 5-12).

Figura 5-12: Curva molienda de mineral Rajo Norte

Considerando esta curva de molienda el tiempo para alcanzar la granulometría deseada es

de 16 minutos con 4 segundos.

6

8

10

12

14

16

18

20

22

24

5 10 15 20 25 30 35 40 45

Tie

mp

o (

min

)

% +100 Mallas

Tiempo de Molienda Mineral Sewell (Mineral Rajo Norte )




51

El mineral pasa a la celda de flotación donde se lleva al volumen deseado de 2,6 litros con

un 33% de sólidos, con un pH de 7,04.

Flotación Rougher La flotación rougher es alimentada por el mineral proveniente de la molienda de bolas, por

cada circuito realizado se necesitó 3 moliendas para hacer 3 flotaciones rougher ya que el

concentrado producido por cada prueba arroja alrededor de 100 gr de concentrado siendo

este insuficiente para el llenado del molino.

La flotación rougher se realizó en una celda WEMCO de 2,6 litros y 1440 rpm, en Figura 5-13

se pude observar el equipo de flotación.

Figura 5-13: Celda Wemco de flotación rougher

Primero la pulpa se lleva a condición ácida, adicionando alrededor de 9,5 gr de ácido

sulfúrico, llegando a pH 3,9.

La pulpa se acondiciona por 55 minutos con diésel oil con una concentración de 12 g/ton,

luego se adiciona el colector secundario el AP-6697 para acondicionarlo por 50 minutos. A

los 5 minutos para terminar el acondicionamiento se agrega el colector primario el AP-3758

junto con la mezcla de espumante.

Cuando termina el tiempo de acondicionamiento, comienza la aireación de la celda y la

flotación por 12 minutos con paleteo cada 10 segundos.

El concentrado se almacena en una probeta junto con los concentrados de las otras

flotaciones rougher para llegar a la masa de 300 gr y así alimentar la remolienda.




52

En la Figura 5-14 se observa la flotación rougher realizada en los laboratorios DET.

Figura 5-14: Flotación Rougher

Retratamiento El retratamiento consta de una etapa de remolienda, flotación de limpieza y una flotación de

barrido en un circuito abierto, el producto final de esta etapa es el concentrado final de cobre

proveniente de la limpieza y el relave de la etapa de barrido.

La etapa de remolienda utiliza el mismo molino para la molienda, pero esta vez se carga con

un collar de bolas de menor tamaño sumando en total 5 kg. El concentrado rougher es

molido en esta etapa por un tiempo de 3‟54‟‟ para llegar a un tamaño de 70% -325#.

Para el primer caso (retratamiento ácido) no se utiliza adición de cal mientras que al segundo

caso si se agrega cal a la remolienda, un valor de 2,7 gr. Si esta cantidad da un pH menor al

requerido de 12,3, se adicionara cal en la etapa de acondicionamiento de la flotación de

primera limpieza.

Para el tercer caso donde la remolienda se alimenta con el concentrado rougher de la

flotación alcalina de Colón y Sewell ácida, en una relación de 4:1. La adición de cal es menor

con un valor de 1,7 gr.

Con el mineral con el tamaño deseado, pasa la etapa de limpieza y barrido, para efectos más

prácticos, ambas etapas de flotación se realizan en la misma celda como una prueba

cinética; el concentrado obtenido a los 1,5 minutos corresponde al concentrado de limpieza,

mientras que el concentrado final es el obtenido hasta el minuto 10 de flotación.




53

Para la flotación se utiliza un equipo Denver autoaspirante con una celda de 1 litro a 1140

rpm, en la Figura 5-15 se muestra el equipo de limpieza y barrido.

Figura 5-15: Flotación de limpieza y barrido

Una vez obtenido los concentrados y relaves de todo el circuito, estos son filtrados, secados

y envasados para ser llevados al laboratorio de análisis químico donde nos darán la ley de

cobre, molibdeno y fierro de cada muestra. En la Figura 5-16 están los concentrados y

relaves secos y listos para enviar al laboratorio de análisis.




54

Figura 5-16: Muestras para enviar a análisis químico

5.3.5 Resultados

Circuito Sewell Para el primer circuito realizado, donde la flotación rougher y el retratamiento es ácido, se

obtuvo los siguientes resultados mostrados en la Figura 5-17.

La ley del concentrado rougher fue de 4,47% de cobre con una recuperación de 93,15%,

lógicamente se esperaba una baja ley de concentrado y alta recuperación por su alto tiempo

de residencia en esta etapa, además podemos destacar la alta recuperación de molibdeno

con 88,6%.

En la etapa de limpieza, al tener menos tiempo de residencia se obtiene una ley de

concentrado final de 12% ley bastante baja para ser un concentrado final, además la ley de

fierro final es de alrededor de 36%, una ley alta debido a que el fierro no se pudo depresar

en las condiciones de pH ácido de la pulpa 13.

En la etapa de barrido fue donde mayor recuperación se obtiene, en el siguiente capítulo se

simula la recirculación de este concentrado donde podemos mejorar la ley y recuperación

final.

En general podemos decir que la ley final es mala y con alto contenido de fierro, la

recuperación rougher es bastante buena no así su ley debido a la baja ley de alimentación.




55

Figura 5-17: Resultados Circuito Sewell

Circuito Sewell Retratamiento Alcalino En esta prueba solo el cambia el pH del retratamiento, por lo tanto, la etapa rougher tiene

similares resultados a la flotación rougher anterior, con una ley de concentrado de 4,77% y

una recuperación de 93,2%, para el molibdeno se obtuvo una recuperación de 90,8%.

En la etapa de retratamiento, la ley de concentrado final fue de 15,5%, un poco mejor que la

obtenida en el circuito anterior, además, podemos destacar que la ley fierro es bastante

menor con una ley de 21% debido al pH alcalino de esta etapa.

La ley en el barrido también mejoró y la recuperación se mantuvo.

Este circuito mejoró la ley de cobre en el concentrado además de disminuir la de fierro,

podemos decir que este circuito fue mejor que el anterior, por las razones ya mencionadas.

En la Figura 5-18 se pueden observar estos resultados.




56

Figura 5-18: Resultados Circuito Sewell Retratamiento Alcalino




57

Circuito Colón-Sewell Retratamiento Alcalino En este circuito existen dos flotaciones rougher la alcalina de Colón y la ácida de Sewell,

debido a que se mezclan en el retratamiento, las leyes y recuperaciones calculadas de esta

etapa, están sometidas a error por eso no consideraremos en gran medida los resultados

rougher.

En la etapa de retratamiento, alcalina nuevamente la ley de concentrado final fue la mayor

obtenida de todos los demás circuitos anteriores, con una ley de cobre 18,8% y una ley de

fierro similar a la anterior de 21,1%, bastante mejor que en un retratamiento ácido. También

podemos destacar la ley y recuperación de molibdeno, mejor que en los circuitos anteriores.

En la Figura 5-19 se presentan los resultados del Circuito Colón-Sewell con retratamiento

alcalino.

Figura 5-19: Resultados Colón-Sewell Retratamiento Alcalino

Capítulo 6 Diseño de Circuito de Flotación



58

6. Diseño de Circuito de Flotación

Para la evaluación de circuitos utilizaremos los resultados de laboratorio de las 4 pruebas;

Circuito Teniente, Circuito Simplificado Sewell, Circuito Simplificado Sewell retratamiento

alcalino y por último el Circuito Colón-Sewell, el objetivo es obtener la mejor etapa de

retratamiento y adicionar la etapa rougher Sewell con nuevos reactivos y mantener los

valores actuales de colón.

Recordemos que las pruebas se realizaron en circuito abierto y para evaluarlos en circuito

cerrado se utilizó el método de evaluación de Split Factors 14.

6.1 Desarrollo de Circuito Cerrados

6.1.1 Circuito Teniente

Para la evaluación del Circuito Teniente se utilizaron solo 3 muestras con una ley promedio

similar a la utilizada en las pruebas de circuito simplificado.

La ley de alimentación de las pruebas de circuito es de 0,498 % de Cu, 0,011% de Mo y una

ley de fierro de 6% mientras que para la obtenida del promedio de los PITs 53, 54 y 55 es de

0,51% para el Cu, 0,011% para el Mo y de 5,5% de Fe.

Para el balance de masa utilizaremos el tonelaje requerido por el proyecto de 25 Ktpd

nominal, ya que flujo es máximo a pasar por sewell.

En la tabla siguiente se muestra el balance en circuito abierto y cerrado obtenido, para

realizar el circuito cerrado se utilizaron los valores de distribución obtenidos en las pruebas

de laboratorio. Para realizar el balance se usó la herramienta de programación Visual Basic.

Capítulo 6 Circuitos de Flotación



59

Tabla 6-1: Balance de masa Circuito Sewell Abierto Cerrado.

Ton %Cu %Mo %Fe Ton %Cu %Mo %Fe Ton %Cu %Mo %Fe %Cu %Mo %Fe Masa

Rougher 25.000 0,498% 0,011% 6,000% 4.233 2,729% 0,053% 11,451% 20.768 0,04% 0,00% 4,89% 92,8% 80,8% 32,3% 16,9%

1ª Limpieza 4.233 2,729% 0,053% 11,451% 1.555 7,310% 0,125% 21,922% 2.678 0,07% 0,010% 5,37% 98,4% 87,4% 70,3% 36,7%

Retratamiento 1.555 7,310% 0,125% 21,922% 267 16,90% 0,08% 34,91% 1.287 5,32% 0,13% 19,22% 39,8% 10,6% 27,4% 17,2%

2ª Limpieza 1.555 7,310% 0,125% 21,922% 267 16,90% 0,077% 34,91% 1.287 5,32% 0,13% 19,22% 39,8% 10,6% 27,4% 17,2%

Scavenger 1.287 5,32% 0,13% 19,22% 395 11,49% 0,107% 28,33% 892 2,59% 0,15% 15,20% 66,3% 24,3% 45,2% 30,7%

Rescavenger 892 2,59% 0,15% 15,20% 476 4,56% 0,197% 19,27% 416 0,33% 0,09% 10,55% 94,0% 71,2% 67,6% 53,4%


Rougher 25.000 0,498% 0,011% 6,000% 4.233 2,729% 0,053% 11,451% 20.768 0,04% 0,00% 4,89% 92,8% 80,8% 32,3% 16,9%

1ª Limpieza 4.233 2,729% 0,053% 11,451% 1.555 7,310% 0,125% 21,922% 2.678 0,07% 0,010% 5,37% 98,4% 87,4% 70,3% 36,7%

Retratamiento 1.555 7,310% 0,125% 21,922% 448 24,272% 0,087% 43,539% 1.107 0,44% 0,14% 13,17% 95,7% 20,0% 57,2% 71,2%

2ª Limpieza 2.604 10,499% 0,141% 27,343% 448 24,272% 0,087% 43,539% 2.156 7,64% 0,152% 23,98% 39,8% 10,6% 27,4% 17,2%

Scavenger 3.422 7,04% 0,21% 24,01% 1.049 15,224% 0,165% 35,374% 2.373 3,43% 0,227% 18,98% 66,3% 24,3% 45,2% 30,7%

Rescavenger 2.373 3,43% 0,23% 18,98% 1.266 6,037% 0,304% 24,060% 1.107 0,44% 0,140% 13,17% 94,0% 71,2% 67,6% 53,4%

Circuito Colón-Sewell Circuito CerradoAlimentación Concentrado Relave Recuperación

Circuito Colón-Sewell AbiertoRecuperaciónAlimentación Concentrado Relave




60

Podemos observar en la tabla 6-1 que la ley de concentrado final en un circuito abierto es

de16,9% de Cu, mientras que para el circuito cerrado aumenta considerablemente a 24,3%

de Cu una recuperación de retratamiento de 95,7 además podemos obtener la recuperación

global de 87,3% este se puede ver afectada si aumentamos la recuperación con los nuevos

colectores obtenidos por Mathiesen.

6.1.2 Circuito Simplificado Sewell

Al igual que el Circuito Teniente, el Circuito Simplificado Sewell se determinó a base de los

valores de distribución obtenidos en las pruebas de laboratorio en circuito abierto. Con ayuda

de estos valores y el programa realizado en Visual Basic se pudo pasar del circuito abierto a

uno cerrado, favoreciendo las leyes de concentrado final de este.

Para el circuito cerrado se considera el tonelaje propuesto para el proyecto de 25 ktpd.

La diferencia entre un circuito abierto y uno cerrado está en las leyes de concentrado final,

para el cobre el fierro y el molibdeno aumentaron, por ejemplo la ley de concentrado para el

cobre en el circuito abierto es de 12% mientras que para un circuito cerrado es de 15%. Para

el molibdeno se obtuvo una ley en el concentrado de 0,22% y para el fierro 41%.

Era de esperar la alta cantidad de fierro en el concentrado, ya que al ser completamente en

ambiente ácido el fierro no depresa 13.

La recuperación de cobre en el retratamiento del circuito cerrado es de 97% y la

recuperación global es de 90,4%.

En el análisis estadístico previo, la ley de concentrado final de la planta es de 26,8% de

cobre, por lo tanto, este circuito con una ley de concentrado final de 15% resulta ser mala

opción para la flotación del Mineral Rajo Norte.




61

Tabla 6-2: Balance de masa Circuito simplificado Sewell Abierto y Cerrado

grs %Cu %Mo %Fe grs %Cu %Mo %Fe grs %Cu %Mo %Fe %Cu %Mo %Fe Masa

Rougher 3043,5 0,48% 0,01% 5,81% 305,4 4,47% 0,09% 16,04% 2738,1 0,04% 0,0013% 4,7% 93,15% 88,62% 27,72% 10,03%

Limpieza 305,4 4,47% 0,09% 16,04% 72,8 12% 0,13% 36% 232,6 2,09% 0,08% 9,73% 64,48% 32,56% 53,80% 23,84%

Scavenger 232,6 2,09% 0,08% 9,73% 47,3 9,7% 0,31% 26,7% 185,3 0,14% 0,03% 5,40% 94,54% 75,81% 55,79% 20,34%


Rougher 25.000 0,48% 0,01% 5,81% 2.509 4,47% 0,09% 16,04% 22.491 0,04% 0,0013% 4,7% 93,15% 88,62% 27,72% 10,03%

Limpieza 2.968 5,69% 0,16% 18,26% 708 15,4% 0,22% 41% 2.261 2,65% 0,14% 11,08% 64,48% 32,56% 53,80% 23,84%

Scavenger 2.261 2,65% 0,14% 11,08% 460 12,3% 0,53% 30,4% 1.801 0,18% 0,04% 6,15% 94,54% 75,81% 55,79% 20,34%

Recuperación

Circuito Sewell AbiertoAlimentación Concentrado Relave

Circuito Sewell CerradoAlimentación Concentrado Relave Recuperación




62

6.1.3 Circuito Simplificado Sewell Retratamiento Alcalino

Este circuito es idéntico al anterior, pero con la excepción que la etapa de retratamiento es

en ambiente alcalino.

En la Tabla 6-3 se muestra el balance de masa del circuito abierto y cerrado, el circuito

cerrado se obtuvo de la misma manera que los anteriores, a base del circuito abierto con

ayuda del método de Split Factors y utilizando programación en Visual Basic.

Podemos observar que la ley de concentrado en el circuito abierto es de 15,5% de Cu casi 4

puntos con respecto al circuito anterior que es con un retratamiento ácido.

Podemos destacar la concentración de fierro que es bastante inferior ya que en el circuito

anterior es de 36% y ahora logro ser de 21% o sea una diferencia 15 puntos.

En cuanto al molibdeno la ley obtenida es de 0,12% levemente menor al circuito anterior.

Ahora con el circuito cerrado la ley de cobre obtenida es de 23,5% una ley mucho más

atractiva que el circuito con retratamiento ácido, también se observa una mejora en

concentración de molibdeno, en cuanto al fierro se mantuvo en valores similares.

La recuperación global del circuito es de 88,4% y la recuperación del retratamiento es de

94,8%.




63

Tabla 6-3: Balance de masa de Circuito Simplificado Sewell Retratamiento Alcalino Abierto y Cerrado


Rougher 3040,5 0,49% 0,01% 5,87% 293,2 4,77% 0,09% 16,54% 2747,3 0,04% 0,001% 4,73% 93,2% 90,8% 27,2% 9,64%

Limpieza 293,2 4,77% 0,09% 16,54% 45 15,50% 0,08% 21,00% 248,2 2,82% 0,10% 15,73% 50% 12,4% 19,5% 15,35%

Scavenger 248,2 2,82% 0,10% 15,73% 59,1 11,20% 0,24% 18,70% 189,1 0,20% 0,05% 14,80% 95% 59,5% 28,3% 23,81%


Rougher 25.000 0,49% 0,01% 5,87% 2.411 4,77% 0,09% 16,54% 22.589 0,04% 0,00% 4,73% 93,2% 90,8% 27,2% 9,64%

Limpieza 3.019 7,23% 0,15% 17,10% 463 23,5% 0,12% 21,72% 2.556 4,28% 0,16% 16,27% 49,9% 12,4% 19,5% 15,35%

Scavenger 2.556 4,28% 0,16% 16,27% 609 17% 0,40% 19,34% 1.947 0,30% 0,08% 15,31% 94,6% 59,5% 28,3% 23,81%

Circuito Sewell Retratamiento AlcalinoAlimentación Recuperación Concentrado Relave

Circuito Sewell Retratamiento AlcalinoAlimentación Concentrado Relave Recuperación




64

6.1.4 Circuito Simplificado Sewell-Colón Retratamiento Alcalino

Este circuito tiene las mismas condiciones de retratamiento anterior, la diferencia es que

tiene dos flotaciones rougher, una Sewell igual a las realizadas y otra con características

Colón. La mezcla de estos concentrados alimenta el retratamiento alcalino.

El método utilizado es el mismo que los anteriores, se obtiene los Split factors del circuito

Abierto y se utilizan con ayuda de la programación en Visual Basic para cerrar el circuito.

En el circuito abierto se obtuvo una mayor ley de cobre en el concentrado esto se debe a que

la alimentación al retratamiento es mayor a la alimentada en los otros circuitos, ya que ley

del concentrado rougher de colón es casi el doble que la ley del concentrado Sewell. Esta ley

de concentrado es de 18,8% de Cu superior al 15,5% del circuito abierto anterior.

La ley de Fierro en el concentrado es de alrededor de 21% igual que el circuito anterior

debido a que ambos tienen un retratamiento alcalino.

El molibdeno en el concentrado final es de alrededor de 0,2% muy superior al concentrado

del circuito anterior.

Ahora si observamos el circuito cerrado la ley de cobre final es de 24,3% muy similar a la

anterior. La ley de molibdeno es de un 0,36% y la de fierro es de 23,09%

En la Tabla 6-4 podemos observar estas recuperaciones y leyes.

También se puede decir que la recuperación global de este circuito cerrado es de un 88%, y

la recuperación del retratamiento es de un 97,5% siendo esta la más alta de todos los

circuitos desarrollados.




65

Tabla 6-4: Balance de masa Circuito Simplificado Sewell-Colón Retratamiento alcalino abierto y cerrado


Rougher Sewell 1004,1 0,47% 0,01% 5,78% 98,37 4,44% 0,09% 15,72% 905,7 0,04% 0,00% 4,70% 92,3% 83,0% 26,6% 9,80%

Rougher Colón 1977,0 0,93% 0,02% 3,69% 209,032 7,86% 0,13% 13,80% 1768 0,11% 0,00% 2,50% 89,4% 82,0% 39,5% 10,57%

Limpieza 307,4 6,76% 0,12% 14,41% 71,8 18,80% 0,20% 21,10% 235,6 3,10% 0,10% 12,38% 64,9% 38,4% 34,2% 23,36%

Scavenger 235,6 3,10% 0,10% 12,38% 54,7 12,70% 0,36% 20,90% 180,9 0,19% 0,02% 9,80% 95,2% 87,3% 39,2% 23,22%


Rougher Sewell 25.000 0,47% 0,011% 5,780% 2.449 4,44% 0,09% 15,72% 22.551 0,04% 0,00% 4,70% 92,3% 83,0% 26,6% 9,80%

Rougher Colón 78.000 0,93% 0,017% 3,695% 8.247 7,86% 0,13% 13,80% 69.753 0,11% 0,00% 2,50% 89,4% 82,0% 39,5% 10,57%

Limpieza 13.012 8,73% 0,2% 15,8% 3.039 24,28% 0,36% 23,09% 9.972 4,00% 0,18% 13,55% 64,9% 38,4% 34,2% 23,36%

Scavenger 9.972 4,00% 0,2% 13,5% 2.315 16,40% 0,67% 22,87% 7.657 0,25% 0,03% 10,73% 95,2% 87,3% 39,2% 23,22%

Circuito Colón-Sewell AbiertoRecuperaciónAlimentación Concentrado Relave

Circuito Colón-Sewell CerradoAlimentación Concentrado Relave Recuperación




66

6.2 Comparación de Circuitos

El objetivo de comparar los 4 circuitos realizados es poder obtener el diseño del circuito de

flotación con mayor aporte de fino y ley en el concentrado, sin embargo lo que más

observaremos de esta comparación, es la recuperación en el retratamiento y ley final, ya que

en la etapa siguiente reemplazaremos la etapa rougher Sewell con reactivos actuales, por

una etapa rougher con los nuevos reactivos de Mathiesen. Por esa razón la recuperación

global del circuito no es relevante para determinar el circuito.

En la Figura 6-1 podemos ver que las recuperaciones globales varían alrededor de 3 puntos,

siendo el circuito simplificado Sewell ácido el de mayor valor con 90,4% de recuperación

global y 97,1% de recuperación en el retratamiento, pero, la ley de este circuito es bastante

inferior para presentarlo como un posible circuito.

De los otros circuitos, el de mejor recuperación de retratamiento es el circuito Simplificado

Sewell-Colón, con una valor de 97,7% de Cu, valor superior comparado con los 94,8% y

95,7% de los otros.

En cuanto a la ley de Cu, se mantiene entre 23,4% y 24,3%, siendo el circuito Sewell-Colón

el de menor ley pero con mayor aporte de fino.

Figura 6-1: Comparación circuitos estudiados

En conclusión, un retratamiento alcalino simplificado, con alimentación de ambos

concentrados, se obtiene mejor recuperación de retratamiento que los circuitos anteriores

con diferentes condiciones de acides y alimentación.




67

6.3 Circuito Final

Para el desarrollo el circuito final se juntó los resultados del estudio de nuevos colectores

para Sewell y el circuito propuesto.

Como se mencionó anteriormente, los mejores reactivos los propuso la empresa proveedora

Mathiesen y el circuito a utilizar es el simplificado Colón-Sewell. A este circuito se le cambio

la etapa rougher de la flotación Sewell, mejorando su recuperación de cobre y ley en el

concentrado además se disminuyó su recuperación de fierro.

En la Tabla 6-5 se muestra el balance general del circuito propuesto, con las alimentaciones

y leyes diseñadas del proyecto Rajo Norte.

Tabla 6-5: Balance global circuito final propuesto

En las etapas rougher podemos observar que la recuperación de cobre es superior en la

flotación Colón con respecto a Sewell por un valor de 1,9%, esta diferencia corresponde a

una similar que existe en la planta actual donde la recuperación de Sewell es de un 86,7% y

de Colón un 87,9%, de esta se obtiene una diferencia de 1,2%.

Para el diseño de este circuito se utilizó los valores de la etapa Sewell de planta y fueron

modificados según los resultados de Mathiesen, se calcularos las diferencias obtenidos de

las pruebas estándar con respecto a la mejor prueba. Por ejemplo el cobre mejoró un 1,6%,

y con el valor de planta actual de un 86,7% se obtiene un valor final de 88,1%. Para la etapa

Sewell se proponen los resultados de las prueba de flotación.

Si observamos las leyes de cobre en las etapas rougher, podemos decir que la etapa de

colón es bastante mejor que la etapa sewell, sin embargo sigue siendo bajo con su valor de

8,34% recordemos que estas pruebas son para conocer antecedentes básicos y las

granulometrías y tiempos de residencia se ajustaran a media que avance en el proyecto.

El concentrado final es de una ley de 25,3% de cobre, 0,35% de molibdeno y 23,84% de

fierro, una ley bastante alta pero común en la planta Convencional.

La recuperación global de cobre del circuito propuesto es de 87,4% mientras que la obtenida

en la planta en los años 2010-2011 fue de 87,9%.


Rougher Sewell 25.000 0,65% 0,011% 6,00% 2.999 4,77% 0,06% 14,44% 22.001 0,04% 0,00% 4,70% 88,1% 69,8% 28,9% 12,0%

Rougher Colón 78.000 0,98% 0,018% 3,800% 8.247 8,34% 0,14% 14,80% 69.753 0,11% 0,00% 2,50% 90,0% 82,6% 41,2% 10,6%

Limpieza 13.680 9,12% 0,2% 16,3% 3.195 25,35% 0,35% 23,84% 10.485 4,18% 0,17% 13,99% 64,9% 38,4% 34,2% 23,4%

Scavenger 10.485 4,18% 0,2% 14,0% 2.434 17,12% 0,64% 23,62% 8.050 0,26% 0,03% 11,07% 95,2% 87,3% 39,2% 23,2%

Circuito Colón-Sewell CerradoAlimentación Concentrado Relave Recuperación




68

En la Figura 6-2 podemos observan un resumen del circuito propuesto.

Figura 6-2: Circuito Final propuesto.

6.4 Estimación de Equipos Requeridos

6.4.1 Metodología de Cálculo

Flotación Celdas Convencionales La metodología siguiente es utilizada para determinar el número de equipos de celdas

rougher y scavenger.

Volumen total requerido:

Dónde:

Vr : Volumen requerido total (m3)

f : Flujo alimentación (m3/h)

t : Tiempo de Flotación

Número total celdas a instalar:




69

Dónde:

N : Número total de celdas

Vr : Volumen requerido total (m3)

Vn : Volumen Nominal de celdas (m3)

fu : Factor de volumen útil de celda

Celdas Columnares A continuación se muestra la metodología de cálculo utilizada para el dimensionamiento de

las celdas de flotación de limpieza.

Área requerida por Área unitaria

Dónde:

Ar : Área requerida por Área Unitaria definida (m2)

fa : Flujo alimentación

AU : Área unitaria definida

Área requerida por capacidad de levante

Dónde:

Al : Área por capacidad de Levante definida (m2)

fc : Flujo Concentrado (t/h)

CL : Capacidad de Levante definida ((t/h)/m)

Número de Celdas requeridas:

Dónde:

N : Número de Celdas requeridas




70

Ar : Área requerida por Área Unitaria definida (m2)

Al : Área por capacidad de Levante definida (m2)

Ac : Área de celda seleccionada (m2)

Molinos de Remolienda La metodología de cálculo utilizada para el dimensionamiento de los molinos de remolienda

es la siguiente:

⁄

Dónde:

C.E.E. corresponden al consumo específico de energía y el flujo de concentrado

corresponde el flujo de concentrado rougher.

6.4.2 Número de Equipos

Para el determinar el número de equipos requeridos para el aumento de tratamiento de

Colón y Sewell se utilizó el balance anterior del circuito final propuesto y los nuevos equipos

de flotación elegidos por el proyecto Rajo Norte.

Para la flotación rougher de Colón se desea implementar celdas de 4.500 pies3 como las que

son alimentadas por el molino unitario 13 actualmente, debido a que permite reemplazar a

varias celdas pequeñas, ahorrando energía, espacio y costos de operación 15.

En la flotación rougher Sewell realizada en Colón se desea implementar celdas de 1.500 pie3

como las que actualmente poseen para esta misma etapa. Las celdas de limpieza del circuito

simplificado son las mismas utilizadas en la limpieza columnar de Colón de 16 m2, por último

para las celdas scavenger serán de 1.500 pie3.

Actualmente la flotación rougher en Colón opera con 8 celdas de 4.500 pie3 y 51 celdas de

1.500 pie3, de las cuales 10 de 1.500 pie3 serán utilizadas en etapa de flotación scavenger,

en la Taba 6-6 se muestra el dimensionamiento de equipos necesarios para suplir el

aumento de tratamiento de estos equipos.




71

Tabla 6-6: Nuevos equipos requeridos rougher Colón.

El factor de diseño y el factor de utilización son obtenidas del documento GDR-INF-41611

memoria de cálculo “Dimensionamiento de Equipos” del proyecto Rajo Norte 16.

Por lo tanto, para suplir el volumen requerido se necesitan 5 celdas nuevas de 4.500 pie3, sin

embargo se considera la adquisición de 6 celdas a fin de privilegiar su operación y los

espacios disponibles.

La flotación rougher Sewell realizada en Colón utiliza 16 celdas de 1.500 pie3, de estas,

todas siguen siendo parte del proceso con las nuevas condiciones que involucra el proyecto.,

en la Tabla 6-7 se muestra el dimensionamiento de los nuevos equipos requeridos.

Parámetro Unidad Resultado

Tonelaje de alimentación nominal t/h 3.421

Tonelaje de alimentación Diseño t/h 1.316

Factor diseño % 1,2

% de sólidos % 38

Gravedad específica 2,7

Flujo de alimentación m3/h 2.634

Tiempo de residencia min 21

Volumen requerido m3 922

Volumen existente m3 2.347

Volumen existente ft3 97.500

8 celdas 4.500 ft3 ft3 36.000

41 celdas de 1.500 ft3 ft3 61.500

Volumen faltante (delta) m3 1.425

Volumen nominal de celda a instalar m3 127

Volumen nominal de celda a instalar ft3 4.500

Factor volumen útil 0,85

Nº celdas requeridas 13,2

Nº celdas requeridas 5

Nº celdas a instalar 6

Tiempo de residencia real min 70,9

Celdas Rougher Colón

Dimensionamiento de celdas

Datos generales




72

Tabla 6-7: Nuevos equipos requeridos rougher Sewell.

Se observa en la tabla anterior que existe una holgura disponible de 30,5m3, por lo tanto,

para esta etapa no se necesitan equipos nuevos.

La flotación de limpieza actual posee 4 celdas de columnas de 16 m2. Al considerar un

retratamiento en común con circuito simplificado es necesaria la incorporación de nuevas

celdas, cuyo dimensionamiento se encuentra en la Tabla 6-8.


Tonelaje de alimentación nominal t/h 1.096

Tonelaje de alimentación Diseño t/h 1.316

Factor diseño % 1,2

% de sólidos % 32




Volumen requerido m3 547

Volumen existente m3 578


16 celdas de 1.500 ft3 ft3 24.000

Volumen faltante (delta) m3 -30,5




Nº celdas requeridas -0,8

Nº celdas requeridas 0



Celdas Rougher Sewell

Datos generales





73

Tabla 6-8: Nuevos equipos requeridos flotación columnar.

Por lo tanto, es necesaria la incorporación de 2 nuevas celdas de flotación columnar de 16

m2.

En la flotación scavenger, actualmente opera con 25 celdas de 500 pie3, las cuales no son

suficientes para lograr el tratamiento esperado en un circuito simplifcado.

Por esta razón, se propone la reutilización de 9 celdas de 1.000 pie3 y 8 celdas de 1.500 pie3

(ex primera limpieza), 10 celdas de 1.500 pie3 (ex rougher) y 9 de 1.000 pie3 (ex

rescavenger).

En la Tabla 6-9 considerando los cambios mencionados, se realizó el dimensionamiento de

la etapa scavenger con el fin de verificar si es necesario implementar nuevas celdas.


Tonelaje de alimentación nominal t/h 600

Tonelaje de alimentación Diseño t/h 720

Factor diseño 1,2

Tonelaje de concentrado t/H 140


Área unitaria tph/m2 10

Capacidad de levante tconc/h/m2 1,5

Área Requerida po A.U. m2 72

Área Requerida por C.L. m2 93

Área de celdas seleccionada m2 16

Nº de celdas requeridas 6

Nº de celdas exitentes 4

Nº de celdas a instalar 2

Celdas Limpieza Colón-Sewell

Datos generales




74

Tabla 6-9: Nuevos equipos requeridos flotación scavenger.

Por lo tanto, se necesitan instalar 7 celdas de 1.500 pie3 para suplir el aumento de

tratamiento.

La alimentación a los molinos de remolienda de la etapa de retratamiento corresponde a la

misma alimentada a la etapa de limpieza, en la Tabla 6-10 se muestra el diseño de

remolienda.



Tonelaje de alimentación Diseño t/h 552

Factor diseño 1,2

% de sólidos % 21




Volumen requerido m3 1.125

Volumen existente m3 1.372


24 celdas de 500 ft3 ft3 12.000

18 celdas 1000 ft3 ft3 18.000

18 celdas de 1.500 ft3 ft3 27.000

Volumen faltante (delta) m3 246,9




Nº celdas requeridas 6,8



Celdas Scavenger Colón-Sewell

Datos generales





75

Tabla 6-10: Nuevos molinos de remolienda

Según la tabla anterior, se necesitan un molino de 1.250 Hp pero como este no es suficiente

para satisfacer la demanda requerida (1.429 Hp) se estima adicionar un segundo de menor

potencia, por esta razón se propone uno de 650 Hp.

En resumen se necesitan 6 celdas rougher Colón de 4.500 pie3, 2 celdas columnares de

limpieza de 16 m2, 7 celdas scavenger de 1.500 pie3 1 molindo Vertimil de 1.250 Hp y otro de

650 Hp.

Este dimensionamiento de equipos, también nos será útil para determinar el capital de

inversión en el capítulo 7 de evaluación económica del proyecto.



Factor diseño 1,2

Tonelaje de concentrado t/H 720

Condición de Diseño

C.E.E. kWh/t 2,0

Potencia Requerida kW 1440

Potencia Requerida Hp 1929

Potencia Instalada Actual Hp 500

Potencia Requerida Final Hp 1429

Caractreristicas del molino Nuevo

Tamaño

Potencia molino kW 933

Potencia molino Hp 1250

Molinos a instalar 2

Remolienda

Datos generales

Capítulo 7 Evaluación Económica



76

7. Evaluación Económica

7.1 Criterios de Evaluación

Para la evaluación económica del proyecto se utilizaron los siguientes criterios:

El criterio de evaluación corresponde a la evaluación privada de proyectos, dado que

los costos unitarios, tarifas y precios utilizados para la valorización de beneficios y

costos, tienen referentes de mercado. Además, la tasa de descuento corresponde a

la establecida por la Corporación y Cochilco, en los casos respectivos.

Orientaciones Comerciales 2012 Codelco versión mayo 2012 y Parámetros Cochilco

versión marzo 2012.

Los criterios técnicos de modelamiento productivo y costeo del proyecto, fueron

proporcionados por la ingeniería del proyecto Rajo Norte.

Indicadores económicos calculados a diciembre 31 de 2012.

Tasa de impuesto de 57%.

Tasa de descuento 8%.

El horizonte de evaluación corresponde a 14 años.

Se considera que el 100% de las inversiones se financian con capital propio.

7.2 Perfil Productivo

El proyecto Rajo Norte considera un tratamiento máximo de 40 ktpd de mineral, la

distribución del mineral en las plantas se puede observar en la siguiente tabla:

Tabla 7-1: Plan de producción Rajo Norte

Para efectos de evaluación, solo se considera la alimentación a la planta Sewell ya que en

esta planta de minerales es donde se centra el estudio realizado.

Para el año de comienzo de operación se considera el 2016 con un total de 360 días.

Plan Producción 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 2028 2029

Total RN tpd 16.114 23.321 40.000 40.000 39.889 40.000 40.000 40.000 39.889 40.000 40.000 40.000 39.889 29.313

Sewell tpd 6.000 7.000 12.200 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000

Colón tpd 10.114 16.321 27.800 15.000 14.889 15.000 15.000 15.000 14.889 15.000 15.000 15.000 14.889 4.313




77

7.3 Estimación de Ingresos

7.3.1 Variación Precio del Cobre y Molibdeno

La variación del precio del cobre se obtiene según las orientaciones comerciales de Codelco

Mayo 2012 (Anexo C).

En la Figura 7-1 se muestra un gráfico de la variación del cobre en el periodo 2013 a 2029.

El promedio para el precio de cobre medio es de 287,6 ¢US$/lb, para el valor máximo 338,1

¢US$/lb y por último el promedio del menor valor es de 219,8 ¢US$/lb.

Figura 7-1: Variación precio del cobre según Codelco

En la Figura 7-2 podemos ver la variación del precio de molibdeno según los antecedentes

de Codelco.

El promedio del precio del molibdeno es de 29,5 US$/Kg.




78

Figura 7-2: Variación precio del molibdeno según Codelco

Cada uno de estos precios tiene un valor de descuento, debido a que el producto obtenido

es cobre seco concentrado, en el Anexo C se mostrarán cada uno de estos descuentos por

año.

7.3.2 Ingresos Obtenidos

Para el cálculo de los ingresos, se considera el valor del cobre y molibdeno con sus

respectivos descuentos por concentrado, las leyes estimadas del proyecto Rajo Norte y las

recuperaciones obtenidas del circuito propuesto en el Capítulo 6, además la producción de la

planta Sewell.

En la Tabla7-2 podemos observar los ingresos mínimos, máximos y medios según los

antecedentes de Codelco.

Tabla 7-2: Ingresos estimados

20,0

22,0

24,0

26,0

28,0

30,0

32,0

34,0

US$

/Kg

Precio Mo

Precio Mo US$/Kg

Ingresos 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023-2029

Dias 361 360 360 360 361 360 360

Sewell tpd 6.000 7.000 12.200 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000

Mo seco aportado tms/año 214 249 435 891 893 891 891 892

Cu Seco aportado Sewell tms/año 12.086 14.062 24.507 50.220 50.360 50.220 50.220 50.260

Ingresos Cu Med KUS$/año 57.685 63.704 104.541 215.388 215.857 215.216 215.479 215.655

Ingresos Cu Min KUS$/año 49.676 47.465 65.103 134.571 134.816 134.399 134.663 134.774

Ingresos Cu Max KUS$/año 70.041 78.080 128.668 264.828 265.435 264.657 264.920 265.134

Ingresos Mo KUS$/año 3.069 4.374 7.623 15.620 15.663 15.620 15.620 15.632

Total Med KUS$/año 60.754 68.078 112.164 231.008 231.520 230.836 231.099 231.287

Total Min KUS$/año 52.746 51.838 72.725 150.191 150.479 150.019 150.283 150.406

Total Max KUS$/año 73.111 82.453 136.291 280.448 281.098 280.276 280.540 280.767




79

7.4 Estimación de Gastos

Para la estimación de Costos de operación (OPEX) se utiliza como base estándares tanto de

la corporación como de la división.

Para esta evaluación se consideran los gastos realizados en la operación de molienda y

flotación Sewell, con el plan de tratamiento de 25 ktpd.

Los gastos realizados por cada una de estas etapas, corresponden a remuneraciones de

personal, materiales, combustibles y servicios. Estos gastos involucran tanto actividades

directas como a prestadoras de servicios.

En el caso de la molienda Sewell, se considera como suministros y materiales de operación

agua, ácido sulfúrico, combustibles, bolas y barras de molinos, repuestos, entre otros. En el

anexo C se detalla cada Consumo.

En la Tabla 7-3 se muestra los gastos estimados de la molienda Sewell.

Tabla 7-3: Gastos estimados Molienda Sewell.

Para la etapa de flotación se destacan los gastos de consumo de cal, colectores

espumantes, bolas de molinos, repuestos, entre otros (ver anexo C).

En la Tabla 7-4 se muestran los gastos estimados de la flotación Sewell.

Tabla 7-4: Gastos estimados Flotación Sewell

2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023-2029

MANO DE OBRA

ENERGÍA ELÉCTRICA

SUMINISTROS

MATERIALES DE OPERACIÓN

MANTENCIÓN Y REPUESTOS

SERVIVIOS DE TERCEROS

OTROS SERVICIOS 711 830 1.446 2.963 2.963 2.963 2.963 2.963

OPEX kUS$/a 9.939 11.506 20.754 39.672 39.672 39.672 39.672 39.672

OPEX US$/t 4,6 4,6 4,7 4,4 4,4 4,4 4,4 4,4

780

1.680

10.032

4.855

8.614

10.750

187 218 381 780 780 780 780

2.580 3.010 5.246 10.750 10.750 10.750 10.750

8.614 8.6142.067 2.412 4.203 8.614 8.614

1.165 1.359 2.369 4.855 4.855 4.855 4.855

2.825 3.207 6.289 10.032 10.032 10.032 10.032

1.680 1.680403 470 820 1.680 1.680

Molienda Sewell

Flotación Sewell 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023-2029

MANO DE OBRA

ENERGÍA ELÉCTRICA

SUMINISTROS

MATERIALES DE OPERACIÓN

MANTENCIÓN Y REPUESTOS

SERVIVIOS DE TERCEROS

OTROS SERVICIOS 82 96 167 343 343 343 343 343

OPEX TOTAL kUS$/a 2.328 2.697 4.848 9.330 9.330 9.330 9.330 9.330

OPEX TOTAL US$/t 1,1 1,1 1,1 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

179

1.711

1.224

4.584

269

12229 34 60 122 122 122 122

65 75 131 269 269 269 269

4.584 4.5841.100 1.283 2.237 4.584 4.584

411 479 835 1.711 1.711 1.711 1.711

597 678 1.330 2.121 2.121 2.121 2.121

179 17943 50 87 179 179




80

En la Tabla 7-5 se muestra el total de Costo de producción del mineral que alimenta la planta

Sewell.

Estos valores son los considerados en la evaluación económica.

Tabla 7-5: Costos de Producción por Tonelada.

7.5 Estimación Inversión

Los costos de capital (Capex) se obtienen en base a los estudios de costos directos, costos

indirectos y contingencias. Estos en función al diseño de las modificaciones de la planta

Colón-Sewell.

En la Tabla 7-6 se muestra el resumen del capital de inversión estimado para el proyecto.

Tabla 7-6: Resumen Capital de Inversión.

PROCESO Áreas Unidad 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023-2029

Molienda Sewell US$/t 4,6 4,6 4,7 4,4 4,4 4,4 4,4 4,4

Flotación Sewell US$/t 1,1 1,1 1,1 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0

TOTAL Sewell US$/t 5,7 5,6 5,8 5,4 5,4 5,4 5,4 5,4

Sewell

COSTOS DIRECTOS KUS$

Costo Equipos 16.091

Instalación Equipos 6.275

Instrumentación 2.092

Tuberias Procesos 4.988

Sistemas Electricos 1.609

Edificios Planta 4.666

Servicios de Instalaciones 8.850

TOTAL COSTOS DIRECTOS 44.572

COSTOS INDIRECTOS KUS$

Ingeniería y Supervisión 5.149

Gastos de Construcción 5.471

Honorarios Contratistas (5% Acumulado) 2.760

Gastos Legales 644

Contingencias (10% Acumulado) 5.584

Capital de trabajo (15% Acumulado) 9.627

TOTAL COSTOS INDIRECTOS 29.234

TOTAL CAPITAL DE INVERSIÓN 73.805




81

7.5.1 Costos Directos Los costos directos fueron estimados con el Método Lang 18 donde estima el capital de

inversión según el valor de los principales equipos instalados.

El valor total de los equipos de la planta Colón que corresponde principalmente a equipos de

flotación y molienda, es de aproximadamente de kUS$16.091

En la Tabla 7-7 se muestra la inversión para cada ítem asociado a los costos directos y sus

respectivos valores según Lang.

Tabla 7-7: Costos Directos

7.5.2 Costos Indirectos

Los costos indirectos corresponden a aquellos asociados a ingeniería, administración del

dueño, fletes, seguros, contingencias y puesta en marcha.

Las contingencias corresponden a futuras situaciones que no han sido cubiertas por los

diseños realizados, como situaciones desconocidas del proyecto, imprevistos, cambios de

programación, cambios menores, huelgas, entre otros.

En la Tabla 7-8 se muestras los costos indirectos asociados al proyecto.

COSTOS DIRECTOS KUS$ %

Costo Equipos 16.091 100%

Instalación Equipos 6.275 39%

Instrumentación 2.092 13%

Tuberias Procesos 4.988 31%

Sistemas Electricos 1.609 10%

Edificios Planta 4.666 29%

Servicios de Instalaciones 8.850 55%

TOTAL COSTOS DIRECTOS 44.572




82

Tabla 7-8: Costos Indirectos.

7.6 Depreciación ´

Para los equipos del proyecto se considera una depreciación acelerada a 3 años.

En la Tabla 7-9 se muestra el valor total de los equipos adquiridos y la depreciación de estos.

Tabla 7-9: Depreciación

7.7 Flujo de Caja Neto

Para la evaluación económica se utilizaron como base el valor actualizado neto (VAN) y la

tasa interna de retorno (TIR).

En la Tabla se observa la interacción de ingresos gastos e inversiones del proyecto, además

del análisis de sensibilidad de las variaciones de precios del cobre mínimos, medios y

máximos según las orientaciones comerciales de Codelco 2012.

En la Tabla 7-10 se muestra el flujo de caja con su análisis de sensibilidad.

COSTOS INDIRECTOS KUS$ %

Ingeniería y Supervisión 5.149 32%

Gastos de Construcción 5.471 34%

Honorarios Contratistas (5% Acumulado) 2.760

Gastos Legales 644 4%

Contingencias (10% Acumulado) 5.584

Capital de trabajo (15% Acumulado) 9.627

TOTAL COSTOS INDIRECTOS 29.234

Depreciación 2017 2018 2019

KUS$/año 16.091

KUS$/año 5.364 5.364 5.364




83

Tabla 7-10: Flujo de caja neto.

El flujo de caja neto en nivel medio da un VAN de KUS$ 413.069 y un TIR de 55%,

mostrando estos una buena rentabilidad, incluso observando el flujo de caja neto para el

mínimo valor del cobre, el proyecto da un valor de VAN de KUS$ 219.810 y un TIR de 41%,

ya con el valor máximo de cobre proyecto se obtiene un VAN de KUS$ 551.989 y un TIR de

67%.

Estos valores en comparación al proyecto total Rajo Norte son bastante altos. En la

evaluación económica del proyecto Rajo Norte el VAN y TIR proyectados son de KUS$

505.716 y de 17% respectivamente 19.

La diferencia corresponde a que esta evaluación solo involucra inversiones equipos y

mejoras en el proceso de molienda y flotación, además los ingresos obtenidos corresponden

al mineral tratado en Sewell (25ktpd) y no al alimentado en Sewell.

2015 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022-2029

Ingresos Med KUS$/año 60.754 68.078 112.164 231.008 231.520 230.836 231.263

Ingresos Min KUS$/año 52.746 51.838 72.725 150.191 150.479 150.019 150.391

Ingresos Max KUS$/año 73.111 82.453 136.291 280.448 281.098 280.276 280.738

Costo de producción KUS$/año 12.300 14.203 25.601 49.002 49.139 49.002 49.036

Utilidad operacional Med KUS$/año 48.454 53.875 86.562 182.005 182.381 181.833 182.227

Utilidad operacional Min KUS$/año 40.445 37.635 47.124 101.189 101.340 101.017 101.354

Utilidad operacional Max KUS$/año 60.811 68.250 110.689 231.446 231.959 231.274 231.702

Depreciación KUS$/año 16.091

5.364 5.364 5.364

Renta Gravable Med KUS$/año 48.454 48.511 81.199 176.642 182.381 181.833 182.227

Renta Gravable Min KUS$/año 40.445 42.999 52.488 106.552 101.340 101.017 101.354

Renta Gravable Max KUS$/año 60.811 73.614 116.053 236.809 231.959 231.274 231.702

Utilidad Neta Med KUS$/año 20.835 20.860 34.915 75.956 78.424 78.188 78.358

Utilidad Neta Min KUS$/año 17.392 18.489 22.570 45.817 43.576 43.437 43.582

Utilidad Neta Max KUS$/año 26.149 31.654 49.903 101.828 99.743 99.448 99.632

Depreciación KUS$/año 0 5.364 5.364 5.364 0 0

Inversión KUS$/año 73.805

Flujo Caja Neto Med KUS$ -73.805 20.835 26.223 40.279 81.319 78.424 78.188 78.358

VAN Med KUS$ 413.069

TIR Med 55%

Flujo Caja Neto Min KUS$ -73.805 17.392 23.853 27.933 51.181 43.576 43.437 43.582

VAN Min KUS$ 219.810

TIR Min 41%

Flujo Caja Neto Max KUS$ -73.805 26.149 37.018 55.266 107.192 99.743 99.448 99.632

VAN Max KUS$ 551.989

TIR Max 67%

Capítulo 8 Conclusiones y Recomendaciones



84

8. Conclusiones y Recomendaciones

Las empresas proveedoras de reactivos Clariant, Mathiesen y Cytec realizaron pruebas

rougher en condiciones Sewell (pH=4), todas estas lograron el objetivo de mejorar la formula

colectora estándar, sin embargo, la empresa Mathiesen fue la que pudo mejorar en mayor

porcentaje la recuperación Sewell con un valor de un 1,6% más que la prueba estándar.

Esto significa que en un global de la planta Sewell actual de una recuperación de 86,7%

podría mejorar a 88,1% de recuperación.

En la Tabla 8-1 podemos observar el delta de ingresos a favor, si se mejorara la

recuperación rougher de Sewell.

Tabla 8-1: Beneficio de ingresos con nuevos reactivos Mathiesen.

A lo largo que dura el proyecto Rajo Norte se estima que se podría obtener un beneficio

económico de KUS$ 45.848 mejorando los reactivos utilizados en la etapa rougher Sewell.

La empresa Mathiesen ha demostrado gran interés por ser parte del proyecto, en la

actualidad se continúa con el trabajo para modificar la formula colectora en Sewell.

El proyecto Rajo Norte con motivo de igualar los buenos valores de recuperación y ley de

planta de flotación SAG, desea pasar del actual circuito de flotación de la planta

Convencional a un circuito simplificado, por esto se evaluaron 4 circuitos de flotación, un

circuito Teniente para usarlo como estándar y otros tres circuitos simplificados; un circuito

Sewell completamente ácido, un circuito Sewell con retratamiento alcalino y un circuito

Colón-Sewell con retratamiento común alcalino.

De todos estos circuitos ya evaluados en el Capítulo 6, el circuito Colón-Sewell con

retratamiento en común fue el elegido por su buena recuperación y ley, además este circuito

demuestra que un retratamiento en común de los concentrados rougher Colón y Sewell

favorece la recuperación global de esta etapa.

La recuperación Global del circuito obtenido es de 87,4%, 85,9% para Sewell y 87,7%. La ley

de concentrado obtenida es de 25,4% para el cobre, 0,35% para el molibdeno y 23,84% para

el fierro.

Ingresos 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023-2029

Sewell tpd 6.000 7.000 12.200 25.000 25.000 25.000 25.000 25.000

Ingresos Cu estándar KUS$/año 58.222 64.297 105.515 217.394 217.867 217.220 217.486 217.663

Ingresos Cu Nuevos Reactivos KUS$/año 59.162 65.335 107.219 220.904 221.385 220.728 220.998 221.178

Delta Ingresos KUS$/año 940 1.038 1.704 3.510 3.518 3.508 3.512 3.515




85

En la Tabla 8-2 se puede ver que la ley de concentrado proyectado enviado a Fundición

Caletones 20, donde las leyes de cobre y fierro se diferencian en un promedio de 1,4% valor

similar a la del concentrado obtenido por nuestro circuito.

Figura 8-1: Concentrado estimado enviado a Fundición Caletones.

La evaluación económica realizada con los valores de recuperaciones globales del circuito

propuesto dio buenos resultados, con un VAN y TIR de KUS$ 413.069 y 55%

respectivamente, además en el análisis de sensibilidad donde se estima ingresos con los

niveles mínimos proyectados del precio del cobre dan valores de VAN y TIR de KUS$

219.810 y un 41% respectivamente.

Como recomendaciones se pueden señalar los siguientes puntos:

Continuar con pruebas de laboratorios variando granulometría, tiempos de

residencia, acidez en el circuito propuesto.

Comprobar los reactivos de flotación Mathiesen en condiciones Sewell, para verificar

si existe un real aumento en la recuperación de cobre.

Pruebas de laboratorio agregando una 2da etapa de limpieza alcalina en un circuito

ácido Sewell, debido a que este circuito obtuvo una excelente recuperación global

pero baja ley de concentrado, al añadir una etapa de 2da limpieza fuera del

retratamiento se podría bajar la ley de fierro a valores normales y aumentar la ley de

cobre.

Realizar un estudio sobre la posibilidad de modificar el pH de la flotación del mineral

Sewell, debido a que existe una confusión por la cual el pH opera a 4. Evaluar si un

15,0

17,0

19,0

21,0

23,0

25,0

27,0

29,0

31,0

Ley

en

el C

on

cen

trad

o

Concentrado Estimado DET

LEY Cu CONC. TENIENTE %

LEY Fe CONC. TENIENTE %




86

cambio a un ambiente más alcalino afecta a los equipos empleados, como por

ejemplo las canaletas de transporte de pulpa de Sewell a Colón.



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Bibliografía

1 Codelco, La corporación (internet), Revisado 18/04/2014 www.codelco.com.

2 Codelco, Operaciones, El Teniente (internet), Revisado 18/04/2014 www.codelco.com.

3 Codelco, Operaciones, El Teniente (internet), Noticias, Martes 29 de abril 2014, Revisado

04/05/2014 www.codelco.com.

4 Guía de Ingeniería en Operaciones Mineras, Tecnología y Procesos Productivos, 2005-

2006, Portal Minero. Pag 190-201.

5 Codelco El Teniente, Gerencia de Proyectos, 2012, Capítulo 1 – Resumen y

Recomendaciones API T13M201 - Explotación Rajo Norte El Teniente – Factibilidad. Pag 7.

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caso de negocios API T13M201 - Explotación Rajo Norte El Teniente – Factibilidad. Pag 2-3.

7 Codelco El Teniente, Gerencia de Proyectos, 2012, Informe Análisis Estadístico

Operacional, GRD-INF-38752. Pag 20-25.

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Minerales, API T13M201 - Explotación Rajo Norte El Teniente – Factibilidad. Pag 1-14.

9 Codelco El Teniente, Gerencia de Proyectos, 2012, Capitulo 8 – minería y Reservas

Minerales, API T13M201 - Explotación Rajo Norte El Teniente – Factibilidad. Pag 17-19.

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16 Codelco El Teniente, Gerencia de Proyectos, 2013, Ingeniería Conceptual Área de

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18 Max S. Peteres, Klaus D. Timmerhaus, Plant Design and Economics for Chemical

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19 Codelco El Teniente, Gerencia de Proyectos, 2013, Capítulo 21 Evaluación Económica,

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20 Codelco El teniente, Octubre 2012, Archivo Matriz Fundición, PND 2013 Revisión 2.

propuesta de circuito Óptimo de …opac.pucv.cl/pucv_txt/txt-5500/uce5919_01.pdf · pontificia...

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