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PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSO

FACULTAD DE INGENIERÍA

ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA

PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL

QUÍMICO

“PROYECTO OPTIMIZACIÓN DEL ÁREA SECA

DE MINERA SPENCE – BHP BILLITON”

Bárbara Parragué Guzmán

Profesores Guía:

Jaime Fernández Celis

José Torres Titus

2013

II

Resumen

“Optimización del Área Seca” es un proyecto de Minera Spence de BHP Billiton, ubicada en la II

Región de nuestro país, cuyo principal objetivo es obtener un significativo aumento (15%) en el

rendimiento de la planta, esto es, de 50.000 a 61.200 ton seca/día (3.400 ton seca/h). Alcanzar este

objetivo permite un aumento en la producción. No obstante, para el logro de esta meta se hace

indispensable la modificación y adquisición de nuevos equipos que permitan optimizar el proceso en

las etapas de chancado primario, chancado y harneado, aglomeración y apilamiento.

Considerando que uno de los principales problemas de la producción, proviene del área seca, punto

crítico de la planta, se inició este proyecto con un período de observación de las condiciones en que

ésta se encontraba, seguido de un análisis de equipos críticos a través de 3 estudios: por detenciones no

programadas de equipos, por campaña (óxido-sulfuro) y por capacidad; cada uno de los cuales permitió

identificar 2 etapas: pre-optimización y post-optimización.

La primera etapa, demostró fehacientemente, que los problemas más recurrentes de la planta, eran

ocasionados por detenciones no programadas de operación y mantención. En la segunda etapa, los

principales obstáculos fueron provocados por la demora en la puesta en marcha de la segunda línea de

aglomeración, la detección de fallas estructurales en la correa 41-CV-13 y el mal funcionamiento de

los empalmes de las correas transportadoras, lo que ocasionó inestabilidad a la planta impidiendo su

normal operación. Sin embargo, lo que contribuye en gran parte al bajo desempreño del rendimiento y

del tiempo de operación efectiva de la planta es la falta de un sistema de acopio de gruesos (Stock Pile)

en el área seca, ya que sin éste el proceso y la producción se ven interrumpidas constantemente a causa

de las recurrentes detenciones de los equipos.

Estudiado el problema y validada la condición de la planta en estado pre y post-optimización, se creó

como herramienta, una planilla dinámica de Excel, basada en el balance de masa del área seca, lo que

permite predecir posibles problemas de capacidad en los equipos de la planta cuando se opere, en el

nuevo proyecto, en condiciones normales.

El estudio de costos por operaciones no programadas, durante los 3 primeros meses de marcha blanca

del proyecto llegó a US$ 260.264, lo que implica sólo un 0,4% en la utilidad del AF131. Ésta no

1 AF13: Año Fiscal 2013

III

presenta riesgos al variar la TMAR2 del proyecto o debido a las fluctuaciones del precio del cobre,

salvo que esta última disminuya en un hasta un valor igual o menor a US$ 1,69, instancia en la que el

VAN del proyecto pasaría a ser cero o negativa.

2 TMAR: Tasa Mínima Atractiva de Retorno.

IV

Índice de Contenidos

Resumen………………………………………………………………………………………… II

CAPÍTULO I. Introducción, Objetivos y Actividades……………………………………… 1

1.1. Introducción………………………………………………………………………………... 1

1.2. Objetivos…………………………………………………………………………………… 4

1.3. Actividades………………………………………………………………………………… 4

CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence………………… 6

2.1. Ubicación…………………………………………………………………………………... 6

2.2. Información Meteorológica………………………………………………………………… 7

2.3. Sismología………………………………………………………………………………….. 8

2.4. Resumen General…………………………………………………………………………… 8

CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca………………………………………………… 10

3.1. Descripción de la Planta de Chancado……………………………………………………… 10

3.1.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales………………………………….. 13

3.1.1.1. Listado de Equipos Principales………………………………………………………… 14

3.1.2. Criterios de Diseño y Parámetros Principales……………………………………………. 21

3.1.3. Operación de la Planta de Chancado…………………………………………………….. 22

3.1.3.1. Aspectos Prácticos de la Operación…………………………………………………… 22

3.1.3.2. Desviaciones en la Operación…………………………………………………………. 27

3.2. Descripción del Proceso de Aglomeración………………………………………………… 30

3.2.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales…………………………………. 33

3.2.2. Criterios de Diseño y Parámetros Principales…………………………………………… 37

3.2.3. Operación de Aglomeración……………………………………………………………... 38

3.2.3.1. Aspectos Prácticos de la Operación…………………………………………………… 38

3.2.3.2. Desviaciones en la Operación…………………………………………………………. 39

3.3. Descripción del Apilamiento de Mineral………………………………………………….. 41

3.3.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales…………………………………. 42

3.3.2. Criterios de Diseño y Parámetros Principales…………………………………………… 43

3.3.3. Operación del Apilamiento………………………………………………………………. 43

3.3.3.1. Aspectos Prácticos de la Operación……………………………………………………. 43

V

3.3.3.2. Operación del Sistema de Apilamiento………………………………………………… 44

3.3.3.3. Desviaciones en la Operación………………………………………………………….. 46

3.3.3.4. Situaciones Límites de Proceso………………………………………………………… 47

CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto “Optimización del

Área Seca……………………………………………………………………………………….. 48

3.1. Objetivos…………………………………………………………………………………… 48

3.2. Alcance…………………………………………………………………………………….. 48

3.2.1. Incremento del Rendimiento…………………………………………………………….. 48

3.2.2. Optimización del Apilamiento…………………………………………………………… 53

CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización)………………….. 57

5.1. Evaluación y Diagnóstico de la Operación Actual…………………………………………. 57

5.2. Equipos Críticos……………………………………………………………………………. 57

5.2.1. Equipos Críticos por Detenciones No Programadas……………………………………... 58

5.2.2. Equipos Críticos por Campaña…………………………………………………………… 64

5.2.3. Equipos Críticos por Capacidad………………………………………………………….. 67

5.3. Tiempo de Operación Efectiva……………………………………………………………… 69

CAPÍTULO VI. Análisis y Evaluación Post-Optimización……………………………......... 71

6.1. Equipos Críticos……………………………………………………………………………. 71

6.1.1. Equipos Críticos por Detenciones No Programadas……………………………………… 71

6.1.2. Equipos Críticos por Campaña…………………………………………………………… 73

6.1.3. Equipos Críticos por Capacidad………………………………………………………….. 73

6.2. Tiempo de Operación Efectiva……………………………………………………………… 74

6.3. Rendimiento………………………………………………………………………………… 76

CAPÍTULO VII. Amenazas del Proyecto Optimización del Área Seca………………......... 78

CAPÍTULO VIII. Análisis Económico…………………………………………………………. 79

8.1. Análisis de Sensibilidad……………………………………………………………………. 80

8.1.1. Variación del Precio del Cobre…………………………………………………………… 80

8.1.2. Variación de la TMAR…………………………………………………………………… 83

VI

CAPÍTULO IX. Discusión y Conclusión……………………………………………………... 85

Glosario…………………………………………………………………………… ……………… 87

Referencia Bibliográfica………………………………………………………………………. 89

Anexos…………………………………………………………………………………………… 90

ANEXO A. Información Recopilada del Área Seca………………………………………….. 91

ANEXO B. Balance de Masa del Área Seca………………………………………………….. 100

B-1. Etapa Pre-Optimización (Capacidad Nominal: 50.000 ton/día)…………………………… 100

B-2. Etapa Pre-Optimización (Capacidad de Diseño: 57.500 ton/día)…………………………. 105

B-3. Etapa Post-Optimización (Capacidad Nominal: 61.200 ton/día)………………………….. 109

ANEXO C. Tablas del Análisis Económico…………..……………………………………… 113

C-1. Variación del Precio del Cobre…………….……………………………………………… 113

C-1.1. El precio del cobre es fijo………………………………………………………………. 113

C-1.2. El precio del cobre disminuye un 5% anual..…………………………………………… 115

C-1.3. El precio del cobre disminuye un 6% anual…………………………………………….. 116




C-1.7. El precio del cobre disminuye un 10% anual…………………………………………… 122

C-2. Variación de la TMAR……………………………………………………………………. 124

C-2.1. El precio del cobre es fijo……………………………………………………………….. 124






C-2.7. El precio del cobre disminuye un 10% anual………………………………………….. 130

VII

CAPÍTULO D. Oportunidades de Mejora…………………………………………………. 131

D-1. Detenciones No Programadas (Operación Planta)…………………………………………. 131

D-2. Detenciones No Programadas (Operación Mina)………………………………………….. 131

D-3. Optimización del Proceso………………………………………………………………….. 132

D-4. Predicción de Equipos Críticos…………………………………………………………….. 133

VIII

Índice de Tablas

CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence…………………. 6

2.1. Descripción de la temperatura ambiente…………………………………………………… 7

2.2. Descripción de la evaporación de piscinas…………………………………………………. 7

2.3. Descripción del sistema de riego de las pilas de lixiviación……………………………...... 7

CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca……………………………………………….. 10

3.1. Equipos principales de la planta de chancado…………………………………………...... 14

3.2. Alimentadores de cinta planta de chancado………………………………………………. 19

3.3. Correas transportadoras de la planta de chancado………………………………………… 20

3.4. Criterios de diseño y parámetros principales de la planta de chancado…………………… 21

3.5. Listado de equipos principales de la aglomeración……………………………………….. 34

3.6. Alimentadores de cinta en aglomeración…………………………………………………. 34

3.7. Característica de correa transportadora alimentadora del tambor aglomerador………. …. 35

3.8. Datos principales de la especificación técnica…………………………………………..... 36

3.9. Criterios de diseño y parámetros principales de la aglomeración……………………........ 37

3.10. Criterios de diseño y parámetros principales del apilamiento…………………………… 43


Área Seca……………………………………………………………………………………….. 48

4.1. Características y parámetros principales de la segunda línea de aglomeración……………. 51

CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización)………………….. 57

5.1. Listado de causas con mayor tiempo de detención de los 5 equipos más críticos del área

Seca……………………………………………………………………………………….... 63

5.2. Equipos críticos y tiempo de detención por campaña……………………………………… 65

CAPÍTULO VIII. Análisis Económico……………………………………………………….. 79

8.1. Valores del precio del cobre para cada año en US$/lb……………………………………… 81

8.2. Producción de Cu catódico adicional del proyecto………………………………………………….. 81

8.3. VAN anual según su % de disminución del precio del cobre…………………………………… 82

8.4. VAN calculado a partir de variaciones en el valor de TMAR…………………………………... 83

IX

ANEXO A. Información Recopilada del Área Seca………………………………………….. 91

A-1. Información extraída del sistema de registro de detenciones…………………………….... 91

A-2. Información del rendimiento diario del área seca…………………………………………. 99


B-1.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (50 kton/día)…………………. ……………. 104

B-2.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (57,5 kton/día)…………………………..... 108

B-3.1. Tabla resumen del balance de masa [ton/h] (61,2 kton/día)……………………………. 112

ANEXO C. Tablas de Análisis Económico del Proyecto………………………………………. 113

C-1.1. Utilidad operacional con el precio del cobre fijo……………………………………………….. 113

C-1.2. Flujo de caja neto con el precio del cobre fijo [US$/año]……………………………………… 114

C-1.3. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]…………………………………... 114

C-1.4. Utilidad operacional con variación del -5% anual en el precio del cobre…………………….. 115

C-1.5. Flujo de caja neto con variación del -5% anual en el precio del cobre [US$/año]…………… 115

C-1.6. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]………………………………….. 116

C-1.7. Utilidad operacional con variación del -6% anual en el precio del cobre……………………. ……. 116

C-1.8. Flujo de caja neto con variación del -6% anual en el precio del cobre [US$/año]…………… 117

C-1.9. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]………………………………….. 117

C-1.10. Utilidad operacional con variación del -7% anual en el precio del cobre…………………… 118

C-1.11. Flujo de caja neto con variación del -7% anual en el precio del cobre [US$/año]………….. 118

C-1.12. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]………………………………… 119







C-1.19. Utilidad operacional con variación del -10% anual en el precio del cobre…………………. …… 122

C-1.20. Flujo de caja neto con variación del -10% anual en el precio del cobre [US$/año]……………… 123

C-1.21. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año]…………………………………….. 123

C-2.1. VAN para distintos valores de TMAR con el precio del cobre fijo……………………………….. 124

C-2.2. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 5% anual en el precio del cobre…….. 125





X


XI

Índice de Figuras

CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera Spence………………… 6

2.1. Mapa de la II Región de Antofagasta, ubicación de Minera Spence……………………. 6

CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca……………………………………………….. 10

3.1. Diagrama de bloques general……………………………………………………………………. 10

3.2. Diagrama de bloques del área seca………………………………………………………………… 11

3.3. Picarrocas típico BTI………………………………………………………………………………. 15

3.4. Chancador Primario METSO Superior MKII……………………………………………………… 16

3.5. Harnero Schenck de doble cubierta típico, con aislamiento de vibraciones hacia la estructura soportante o

fundaciones………………………………………………………………………………………………. 16

3.6. Cuerpo de Harnero Schenck Tipo Banana Saliendo de la Fábrica en Australia………………. ….. 17

3.7. Chancadores de cono METSO tipo MP, estándar o cabeza corta………………………………. ….. 18

3.8. Diagrama de bloques chancado aglomeración – apilamiento…………………………………... ….. 31

3.9. Tambor aglomerador 2 de Minera Spence………………………………………………………. 32


Área Seca……………………………………………………………………………………….. 48

4.1. Diagrama del área de chancado……………………………………………………………. 49

4.2. Diagrama del área de aglomeración……………………………………………………….. 50

4.3. Diagrama del área de aglomeración……………………………………………………….. 53

4.4. Diagrama del área de apilamiento…………………………………………………………. 56


B-1.1. Diagrama de balance de masa (primera parte)………………………………………….. 101

B-1.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte)………………………………………….. 102

B-1.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte)…………………………………………… 103

B-2.1. Diagrama de balance de masa (primera parte)………………………………………….. 105

B-2.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte)…………………………………………… 106

B-2.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte)…………………………………………….. 107

B-3.1. Diagrama de balance de masa (primera parte)……………………………………………. 109

B-3.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte)…………………………………………… 110

B-3.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte)…………………………………………….. 111

XII

Índice de Gráficos

CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-Optimización)…..……………. 57

5.1. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado………………. 59

5.2. Detenciones no programadas mensuales del chancador primario……………………….. 60

5.3. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento……………. 61

5.4. Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV-12………………………… 62

5.5. Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV-11………………………… 62

5.6. Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de mantención……………….. 63

5.7. Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de operación…………………. 64

5.8. Diagrama pareto de detenciones no programadas del área seca por campaña………….. 65

5.9. Gráfico de cajas del tiempo de operación efectiva del área seca por campaña………….. 69

CAPÍTULO VI. Análisis y Evaluación Post-Optimización…..……………………………... 71

6.1. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado………………. 72

6.2. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento……………. 72

6.3. Agrupación de las fallas más recurrentes en el área de chancado y apilamiento………... 73

6.4. Tiempo óptimo de operación área seca post-optimización……………………………….. 75

6.5. Gráfico de caja de tiempo óptimo de operación por campaña y por estado del proyecto 75

6.6. Gráfico de caja de rendimiento del área seca por campaña y por estado del proyecto…. 76

6.7. Rendimiento del área seca post-optimización…….……………………………………….. 77

CAPÍTULO VIII. Análisis Económico………………………………………………………. 79

8.1. VAN vs la variación del precio del cobre………………………………………………………. …. 82

8.2. VAN vs TMAR con sus respectivas variaciones en el precio del cobre……………………… …. 84

XIII

Agradecimientos

Primero que todo quiero agradecer a mi familia por su constante e incondicional apoyo, ayuda,

generosidad y ánimo que me brindaron a lo largo de mis estudios y sobre todo en esta última etapa de

realización y presentación de mi memoria.

A mis profesores guía, Jaime Fernández C. Y José Torres T., por la paciencia, dedicación y

comprensión en las etapas de revisión y corrección de mi memoria.

A mi amiga y compañera Gabriela Salinas S. por sus palabras de aliento, compañía y apoyo durante la

etapa de presentación de mi memoria.

A todos los integrantes del Laboratorio Wieteres de ECIM por permitirme trabajar en un ambiente muy

grato y dándome todas las facilidades para poder este trabajo.

Y por último, pero no por esto menos importante, quiero agradecer de forma muy especial a mis

tutores de Minera Spence – BHP Billiton, Juan Larenas y Hugo Zepeda, por brindarme todo su apoyo,

conocimiento, ayuda, dedicación, paciencia, comprensión y amistad en los momentos que necesité de

ellos. También agradecer a todas las personas que conocí y con las que trabajé en este lugar, cada uno

aportó de distinta forma a la realización de este trabajo, tanto en el área profesional como en el área

personal. Tengo los mejores y más lindos recuerdos de cada uno de ustedes. Los extraño y nunca los

olvido.

1

CAPÍTULO I. Introducción, Objetivos y Actividades

1.1. Introducción

Minera Spence S.A. es una empresa de BHP Billiton Base Metals, ubicada en la II Región, orientada a

la explotación de yacimientos mineros de metales base, específicamente cobre, cuya producción se

comercializa internacionalmente en la Bolsa de Metales de Londres. Spence es una empresa altamente

comprometida con una gestión que apunta al cero daño, protegiendo la integridad física de sus

trabajadores, colaboradores, medio ambiente y comunidades que puedan verse afectadas por sus

ejecuciones y, al mismo tiempo, preocupada de cumplir una misión que tienda a la excelencia de sus

procesos y la máxima eficiencia de sus recursos siguiendo la línea de ser una operación destacada y

simple.

Minera Spence S.A. comenzó sus operaciones en Septiembre del año 2006 con la puesta en marcha de

la planta de chancado, siguiendo en diciembre del mismo año con el inicio de las operaciones de SX

(Extracción por Solventes) y EW (Electro-obtención), obteniéndose de esta forma, el primer cátodo de

cobre el día 5 de Diciembre. Spence es una mina de cobre con una capacidad de tratamiento de

200.000 toneladas de cobre fino al año y una ley promedio de 1,5% app; cuenta con operaciones de

extracción mina, chanchado primario, secundario y terciario, lixiviación química y bacterial de

aproximadamente 20.000.000 toneladas de mineral entre óxidos y sulfuros, además cuenta con una

planta de última generación de extracción por solvente de flujo reverso y una nave de electro-obtención

totalmente automatizada con la última tecnología de cosecha y despegado de cátodos.

Sin embargo, la capacidad de diseño de la planta no ha alcanzado los valores previstos, esto

principalmente debido a las bajas recuperaciones de lixiviación en las operaciones de sulfuros y las

bajas transferencias desde SX a EW. Por tal motivo y dadas las proyecciones de aumento en

producción, es que Minera Spence ha puesto en marcha una serie de proyectos y estudios orientados a

cumplir con los requerimientos productivos de la Gerencia de Operaciones y este estudio se enmarca

dentro de los alcances anteriormente mencionados.

El presente trabajo está orientado en uno de los proyectos de Gerencia de Operación Planta, el que se

denomina “Optimización del Área Seca”.

2

El proyecto “Optimización del Área Seca” consiste en poder aumentar la capacidad de rendimiento,

vale decir poder incrementar los actuales niveles de producción de 50.000 ton seca/día a 61.200 ton

seca/día (a 3.400 ton seca/h).

El Área Seca contempla las etapas de chancado, aglomeración y apilamiento. La planta de chanchado

es un eslabón en la cadena mina-chancado-aglomeración-apilamiento, cuya operación es en línea. El

chancado se realiza en tres etapas: primaria, secundaria y terciaria en circuito cerrado con una

capacidad nominal de 50.000 ton seca/día de mineral.

Para lograr el objetivo principal del proyecto, se realizaron modificaciones en equipos y se adquirieron

otros nuevos. En este contexto el trabajo se orientó en estudiar, identificar y validar parámetros de

operación y puntos críticos presentes en la planta, haciendo diagnósticos preliminares (etapa pre-

optimización) del estado del rendimiento y tiempo de operación efectiva del área seca. Luego, al

finalizar los trabajos y dando inicio a la etapa de marcha blanca del proyecto (etapa post-optimización),

se realizó el mismo diagnóstico durante los 3 primeros meses de operación del proyecto, trabajando en

campaña de óxidos. A través de estudios, reuniones, análisis estadísticos, visitas a terreno y trabajo en

equipo con distintas áreas, el resultado obtenido fue una gran mejoría en el tiempo de operación

efectiva del chancador primario que aumentó en un 20%. Sin embargo, según el análisis de detenciones

no programadas, las fallas de mantención ocasionadas por detenciones de correas debido a desperfectos

en sus empalmes, siguieron siendo la causa principal de detención de la planta. Lógicamente, este

problema fue previsto, ya que el proyecto contempló aumentar la carga de las correas y también su

velocidad, ambas en un promedio del 10%, por lo que constantemente se realizaron monitoreos de

todas las correas para velar por su normal funcionamiento.

También, al hacer una comparación entre el rendimiento en las etapas de pre y post-optimización, el

43% de los días en la segunda etapa, la planta llegó a procesar una cantidad igual o mayor a 61.200

ton/día de mineral seco. Lo que demuestra un mejor desempeño con respecto a la primera etapa.

Al mismo tiempo, se creó una herramienta en una planilla dinámica de excel que ayuda a predecir, bajo

ciertas condiciones de operación de la planta, los equipos críticos mediante sus capacidades. Con esto

además, se justificó la adición de una segunda línea de aglomeración del proyecto ya que los equipos

que presentaban alertas o condiciones críticas constantemente, bajo disintos parámetros de operación

eran la correa 40-CV-08 (alimentación del tambor aglomerador) y el tambor aglomerador 40-AD-01.

3

Finalmente, se realizó un análisis de sensibilidad con dos parámetros económicos (variación de la

TMAR y el precio del cobre) donde se verificó que la utilidad de la empresa, presenta establidad al

realizar los flujos de caja para las distintas fluctuaciones.

4

1.2. Objetivo General

Aumentar el rendimiento y tiempo de operación efectiva de la planta de área seca mediante el proyecto

“Optimización del área seca de Minera Spence – BHP Billiton”.

1.3. Objetivos Específicos

Realizar análisis y diagnóstico operacional del área seca en etapa pre-optimización.

Identificar los puntos críticos de la planta en etapa pre-optimización.

Realizar análisis y diagnóstico operacional del ára seca en etapa post-optimización o marcha

blanca, trabajando en campaña de óxidos.

Identificar los puntos críticos de la planta en etapa post-optimización.

Recomendar soluciones y oportunidades de mejora.

1.4. Actividades

Para llevar a cabo los objetivos específicos, se realizaron las siguientes actividades.

a) Recopilación de antecedentes de la planta: para determinar el estado en que se encontraba la

planta, fue necesario extraer información de todos los registros de detenciones de la planta

mediante la aplicación SRD (Sistema de Registro de Detenciones) utilizada en Minera Spence,

en ella hay información relevante como fecha y hora de inicio de la detención, duración,

equipo, área y causa, entre otros (Anexo A).

b) Recopilación de antecedentes del proyecto: para saber el alcance de “Optimización del Área

Seca” se trabajó en conjunto con el área de proyectos, quienes eran responsables directos de la

ejecución del mismo.

c) Visitas a terreno: durante los 6 meses de duración de este trabajo, se visitó muchas veces la

planta para verificar el estado y condiciones de operación de los distintos equipos.

d) Trabajo en equipo: durante el proceso de modificación de algunos equipos y la puesta en

marcha de otros, se realizaron distintos trabajos en conjunto con el área de operaciones de la

planta, el área de proyecto, el área de planificación, el área de operaciones de la mina, el área

5

de control de procesos, el área de ingeniería y el área de mantención. Estas labores tenían por

objetivo informar y tomar acciones correctivas de los problemas que se iban presentando a

medida que avanzaba el proyecto.

e) Análisis de resultados: mediante el software MiniTab se ejecutaron análisis estadísticos para

identificar si los procesos seguían una distribución normal y según esto, comparar mediante

promedios o medianas el desempeño en distintos meses y etapas del proyecto. También se

realizaron diagramas de pareto para visualizar mejor los equipos más críticos de la planta. De

igual forma, se desarrolló un balance de masa en una tabla dinámica de Excel, con el fin de

poder predecir equipos que podrían presentar problemas de capacidad en la operación.

6

CAPÍTULO II. Descripción General de la Operación de Minera

Spence

2.1. Ubicación

Minera Spence se encuentra en la II Región de Chile, 6 km al noreste de Sierra Gorda, 62 km al

suroeste de Calama y 130 km al noreste de Antofagasta, capital de la región, a una altura de 1.750 m

sobre el nivel del mar.

Figura 2.1. Mapa de la II Región de Antofagasta, ubicación de Minera Spence.

7

2.2. Información Meteorológica

Presión barométrica: 82,1 kPa.

Temperatura Ambiente (Tabla 2.2):

Descripción Valor [ºC]

Mínima Anual 0

Máxima Anual 33

Promedio Anual 20

Tabla 2.1. Descripción de la temperatura ambiente.

Radiación Solar: 0,7 – 1,1 kw/m2

Evaporación (Tabla 2.3.):

Piscinas Valor [mm/d]

Mínima Diaria 7,0

Máxima Diaria 13,4

Promedio Diario 9,6

Tabla 2.2. Descripción de la evaporación de piscinas.

Pilas Cantidad Tipo

Súlfuros 2,5 Goteros

Óxidos 10,0 Aspersores

Óxidos 6,0 Goteros

Dump 6,0 Goteros

Tabla 2.3. Descripción del sistema de riego de las pilas de lixiviación.

Nieve: 0 mm.

Vientos:

Máximo observado: 75 km/h.

Diseño a nivel del suelo: 120 km/h.

Dirección: ONO y NO.

Exposición al viento: Nch 432 Of. 71 ó UBC – 1997.

Humedad (Humedad Relativa Promedio): 23,1%.

2.3. Sismología

8

La zona corresponde a la Nch. 2369 zona 3 y para equipos rige la Uniform Building Code U.S.A.

(UBC – 1997) zona 4.

2.4. Resumen General

El proceso de Minera Spence sigue la vía: chancado, aglomeración, apilamiento de mineral, descarga

de ripios, lixiviación, extracción por solventes y electro-obtención.

El chancado, diseñado para una capacidad nominal de 50.000 ton/día de mineral, opera en campañas de

mineral oxidado y mineral sulfurado. La trituración se realiza en tres etapas: primaria, secundaria y

terciaria, con el circuito terciario cerrado. El producto del chancador primario se clasifica mediante

harneros (scalpers) y el mineral cuya granulometría es inferior a la abertura del chancador secundario,

se elimina de su alimentación y se reúne con el producto de los chancadores secundarios y terciarios

para alimentar a los harneros terciarios. El sobre tamaño de los harneros terciarios alimenta en circuito

cerrado el chancado terciario y el bajo tamaño es el producto final de la planta de chancado.

El mineral planta ROM (tal como sale de la mina o run of mine) es triturado desde un tamaño máximo

de 1.300 mm hasta 92% bajo 12,7 mm y 98% bajo 19 mm, como producto final después de las tres

etapas de chancado.

El mineral chancado se mezcla en un tambor rotatorio con ácido sulfúrico y refino de la extracción por

solventes de los óxidos o de sulfuros (según sea el tipo de mineral), para una mejor homogenización

del ácido sulfúrico e iniciar el curado del mineral. El producto resultante es transportado y depositado

en pilas de 10 m de altura, para ser lixiviado en forma separada, según sea mineral oxidado o sulfurado.

La lixiviación de los óxidos es convencional y la de los sulfuros es bacterial. El tiempo del ciclo de

lixiviación es de 285 días para los óxidos y de 661 días para los sulfuros, con un tiempo efectivo de

riego de 264 y 640 días, respectivamente.

El ciclo de lixiviación, tanto para los óxidos como para los sulfuros, se realiza en dos etapas. En la

primera etapa, el mineral fresco se riega con ILS (Solución Intermedia de Lixiviación) proveniente de

la segunda etapa para producir el PLS (Solución Cargada de Lixiviación) y en la segunda etapa el

9

mineral semi-gastado se lixivia con refino para producir ILS. Para controlar bajo 1 ppm el contenido de

cloro en el circuito de lixiviación bacterial de los súlfuros, el PLS formado durante los primeros días de

la lixiviación de los se drena hacia la piscina de PLS de los óxidos.

Los minerales mixtos de baja ley a tamaño ROM son lixiviados en un botadero con parte del refino del

circuito de los óxidos y el DPLS (Solución Cargada de Lixiviación en Botaderos) producido se

alimenta en serie a la lixiviación en pilas de los óxidos, aportando cobre sin variar el caudal del PLS

producido.

Al final de su ciclo, los minerales ya lixiviados en las pilas (ripios) se descargan en forma mecanizada

desde las pilas y se transportan y depositan en el botadero de ripios.

El circuito de extracción por solventes (SX) procesa la solución cargada en cobre (PLS), proveniente

de la operación de lixiviación de los óxidos o de los sulfuros, para transferir en forma selectiva el cobre

hacia las operaciones de electro-obtención (EW).

El circuito de SX consta de cuatro trenes, cada uno diseñado para procesar en forma simultánea ambos

PLS, de óxidos y sulfuros, para lo cual el flujo de orgánico contacta en contra-corriente las etapas de

extracción de PLS de los óxidos, E1-P y E2-P, y luego las etapas de extracción del PLS de los sulfuros

E1 y E2. Las etapas E1-P y E2-P también pueden recibir PLS de sulfuros.

El circuito de electro-depositación está diseñado para una capacidad nominal de 200.000 ton/año de

producción de cobre catódico. La electro-depositación utiliza cátodos permanentes y 378 celdas,

arreglada en tres circuitos electro-hidráulicos, cada uno con 126 celdas en dos filas de 63 celdas de

concreto polimérico con 78 cátodos cada una. La operación de cosecha, lavado y despegue de cátodos

es automatizada.

CAPÍTULO III. Antecedentes del Área Seca

10

El área seca de Minera Spence comprende los procesos de chancado, aglomeración y apilamiento, más

específicamente desde el chancador primario (30-CR-01) hasta la correa apiladora de óxido (41-CV-

14) y la correa apiladora de sulfuro (41-CV-16).

Figura 3.1. Diagrama de bloques general.

3.1. Descripción de la Planta de Chancado

El proceso de Spence sigue la vía chancado, aglomeración, apilamiento de mineral, lixiviación en pilas,

descarga de ripios, extracción por solventes y electro-obtención. La planta de chancado es un eslabón

en la cadena mina-chancado-aglomeración-apilamiento, cuya operación es en línea.

El chancado se realiza en tres etapas: primaria, secundaria y terciaria, en circuito terciario cerrado, con

una capacidad nominal de 50.000 ton/día de mineral. El mineral es triturado desde un tamaño máximo

de 1.300 mm hasta 92% bajo 12,7 mm y 98% bajo 19 mm, como producto final después de las tres

etapas de chancado. La planta opera en campañas alternadas de mineral oxidado y sulfurado

Chancado

Aglomeración

Apilamiento

Lixiviación

Extracción por

Solventes

Electro-obtención

Retiro, manejo y

disposición de

Ripios

Mina

Patio de Estanques

Manejo de Cátodos

11

Figura 3.2. Diagrama de bloques del área seca.

El mineral ROM (run of mine o tal como sale de la mina) es transportado a la planta de chancado en

camiones de 240 ton y descargado directamente sobre el buzón de recepción del chancador primario de

500 ton de capacidad viva. En caso de alimentación con rocas de un diámetro superior al de diseño o

de un bloqueo de la boca del chancador por un puente de rocas de tamaño cercano al máximo, éstas son

quebradas o movidas mediante un picarocas hidráulico BTI.

El mineral ROM, con un tamaño máximo de 1.300 mm, es triturado bajo 250 mm en un chancador

primario giratorio METSO Superior MKII de 60” x 89” y descargado en una tolva de compensación de

1.200 ton.

La tolva bajo el chancador primario tiene la función de compensar las variaciones menores entre

camión y camión en la alimentación al chancador primario y regular la alimentación a los harneros

secundarios, para una mayor continuidad operacional sin acopio de gruesos. Esta tolva tiene una

capacidad mayor que los diseños habituales y para disminuir la posibilidad de segregación del mineral

en la alimentación a los harneros secundarios y aumentar la flexibilidad operacional, la descarga de la

tolva es a través de dos líneas paralelas.

5 Chancadores 3°

MP1000 Short Head

5 Harneros 3° SD

12’x28’

Silo 3.000 ton

Tolva Reguladora 1.800

ton

Aglomerador

4,7 m Ǿ x16,3 m L


ton

Sistema de Apilamiento

Tolva de Recepción 500

ton

Chancador 1°, Superior

MKII 60”x89”


ton

2 Harneros 2° Scalpers

DD 8’x24’

2 Chancadores 2°

MP1000 Standard

12

Cada línea de alimentación a los harneros se compone de un alimentador de cinta de velocidad variable

y una correa transportadora, con una capacidad de diseño 2.100 ton/h, utilizable en caso de operar con

una sola línea secundaria. En la transferencia entre los alimentadores y las correas se ubican

electroimanes para atrapar materiales inchancables que pudieren dañar los chancadores secundarios.

Con el mismo objetivo, existen detectores de metales en las correas. Para el control y registro de la

alimentación a la planta de chancado, se cuenta con pesómetros en algunas correas.

Los harneros secundarios, Schenck de 8 pie x 24 pie, doble cubierta, tienen como función eliminar

desde la alimentación a los chancadores secundarios el producto de tamaño inferior a la abertura de

salida de los chancadores (función secundario); utilizando mallas de protección superiores de 110 mm

y mallas inferiores de corte de 60 mm, que pueden ser cambiadas según las características reales del

mineral.

El sobre tamaño de los harneros secundarios es triturado en dos chancadores METSO MP1000

estándar, ajustados a un CSS de 24 mm (closed side setting o ajuste en el lado cerrado) para las

condiciones de diseño. Esta abertura es ajustable entre 18 mm y 35 mm. La alimentación a los

chancadores terciarios es con un tamaño máximo de 110 mm.

El bajo tamaño de los harneros secundarios es colectado en una correa común. Esta correa se ha sobre

dimensionado para una capacidad de 2.900 ton/h, que corresponde al caso extremo en que el 80% de

mineral pasa al bajo tamaño de los harneros. La descarga de esta correa, el producto de los chancadores

secundarios y la carga circulante proveniente de los chancadores terciarios, son colectados en una

correa con carro repartidor y distribuidos en una tolva de 1.800 ton. Esta tolva sirve para regular la

alimentación a los harneros terciarios y compensar las variaciones de flujo en el suministro de mineral

fresco y en la carga circulante del circuito terciario mediante alimentadores de cinta de velocidad

variable se alimenta a cinco harneros terciarios de 12 pie x 28 pie, cubierta simple, con abertura de

malla de 18 mm.

El sobre tamaño de los harneros terciarios es colectado en una correa y distribuido en una tolva de

regulación de 1.800 ton. Mediante alimentadores de cinta de velocidad variable se alimenta a cinco

chancadores terciarios MP1000 cabeza corta, ajustados a un CSS de 12 mm, para las condiciones de

diseño. El producto de los chancadores regresa en circuito cerrado a los harneros terciarios para ser

clasificado.

13

El bajo tamaño de los harneros terciarios es el producto final de la planta de chancado y es almacenado

en un silo de 3.000 ton de capacidad viva, que regula la alimentación a la aglomeración.

El control de polvo de la planta de chancado se realiza mediante sistemas de abatimiento tipo neblina

seca y, además, sistemas de colección de polvo con filtros de manga en la tolva de compensación bajo

el chancador primario y en el silo. Con el mismo objetivo de un mayor control de polvo, el buzón de

recepción de la descarga de los camiones mina se ubica en un edificio cerrado y la planta no considera

un acopio de mineral grueso, que es normalmente fuente de emisiones.

3.1.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales.

Equipos de proceso para reducir de tamaño y clasificar los minerales a lo largo del proceso,

que son, el picarrocas, los chancadores y los harneros.

Las tolvas y el silo que regulan la alimentación a los equipos de proceso y/o almacenan

mineral, para suavizar las variaciones en el suministro del mineral.

Los alimentadores y correas transportadoras, que dosifican, transfieren y/o transportan los

productos.

Los sistemas de control de las emisiones de polvo, por supresión y colección.

Elementos de protección y control, normalmente asociados a algún equipo o instalación.

14

3.1.1.1. Listado de Equipos Principales

Los principales equipos del área de chancado son los que se muestran a continuación en la Tabla 3.1.

Etiqueta Descripción Resumida

30-BN-01 Tolva de recepción, 500 ton de capacidad viva

30-RB-01 Picarrocas hidráulico, BTI TTX45/TB16800X

30-CR-01 Chancador primario, giratorio METSO, Superior MK II 60 x 89

30-BN-02 Tolva de Compensación, 1,200 ton de capacidad viva

35-FE-01/02 Alimentadores de cinta de velocidad variable, alimentación Harneros 2°

35-CV-01/02 Correas transportadoras, alimentación Harneros 2°

35-SN-01/02 Harneros Secundarios (Secundario), doble deck, Schenck, 8x24 pulg

35-CR-03/04 Chancadores Secundarios, METSO MP 1000, estándar

35-CV-03 Correa Transportadora, colectora del bajotamaño de los harneros 2°

35-CV-04 Correa Transportadora con Tripper, alimentación tolva harneros 3°

35-BN-04 Tolva Alimentación Harneros 3°, 1.800 ton de capacidad viva

35-FE-03 a 07 Alimentadores de cinta de velocidad variable a Harneros 3°

35-SN-03 a 07 Harneros Terciarios, simple deck, Schenck, 12x28 pulg

35-CV-05 Correa Transportadora con Tripper, alimentación tolva chancadores 3°

35-BN-05 Tolva Alimentación Harneros 3°, 1.800 ton capacidad viva

35-FE-08 a 12 Alimentadores de cinta de velocidad variable a Chancadores 3°

35-CR-05 a 09 Chancadores Terciarios, Metso MP 1000, cabeza corta

35-CV-06 Correa Transportadora, producto final chancado, alimentación Silo

35-BN-06 Silo de Alimentación Aglomerador, 3.000 ton capacidad viva

Tabla 3.1. Equipos principales de la planta de chancado.

Picarrocas (30-RB-01, BTI, Breaker Technology Inc., Modelo, TTX45/TB16800X)

Picarrocas hidráulico con un diseño estructural para permitir esfuerzos horizontales y arrastrar rocas y

material fino que se haya adherido a la tolva. El picarrocas es controlado manualmente por una palanca

y puede ser operado a distancia desde la sala de control del área seca o desde una plataforma local

ubicada en un nivel superior a un costado de la boca del chancador.

El picarrocas incluye la unidad hidráulica con motor de 150 hp, enfriador aire/aceite con motor

eléctrico de 1 hp, calentador de aceite de 2 kW y sistema centralizado automático de lubricación.

Además incluye el martillo con sistema de acoplamiento rápido; 2 baldes de 0,7 m3 de capacidad, con

labios de acero de alta resistencia al desgaste, para remover material desde la tolva y un gancho de 3

ton para ser usado para propósitos de mantenimiento. (Figura 3.3.)

15

Figura 3.3. Picarrocas típico BTI

Chancador Primario (30-CR-01. METSO Minerals, Modelo 60 x 89 Superior MK-II Gyratory

Crusher.)

Chancador Giratorio 60" x 89" con motor eléctrico principal de 800 hp, sistema de lubricación y

sistema hidráulico; éste último, para regular la abertura del chancador mediante la altura del eje

principal, absorber impactos en caso de entrada de materiales inchancables y liberar la cámara de

chancado de bloqueos por carga o materiales inchancables. Incluye 2 bombas de lubricación de 10 hp

(una de reserva), una bomba hidráulica de 5 hp para sistema MPS, un sistema de lubricación de la

araña de 2 hp, 2 enfriadores de aceite de 10 hp, soplador para aire de sello y carro de mantención de la

excéntrica.

Mínima abertura de 152 mm y máxima abertura de 229 mm. La abertura de los chancadores giratorios

primario se refiere a la distancia más alejada entre las corazas en su punto más cercano entre ellas

(abertura del lado abierto). La abertura recomendada para la operación con el mineral definido en el

criterio de diseño es de 165 mm, con un tamaño máximo del mineral de salida de 250 mm.

Excentricidad estándar de 46 mm. Velocidad del eje principal de 149 rpm. Carrera del eje principal 231

mm. (Figura 3.4)

16

Figura 3.4. Chancador Primario METSO Superior MKII

Harneros Secundarios (35-SN-01 y 35-SN-02, Schenck Australia PTY Ltd., modelo SLD 2473D)

Tipo Banana (multi-inclinación) de 8 x 24 pie, cubierta doble. Abertura cubierta superior 110 mm y

abertura cubierta inferior 60 x 20 mm y 60 x 60 mm. Velocidad del harnero 842 rpm y amplitud del

harnero de 12,1 mm. Un motor de 75 hp. Capacidad de diseño: 2.100 ton/h. Incluye sistema de

detección de mal funcionamiento, encapsulamiento para disminuir las emisiones de polvo y sistema de

aislamiento de vibraciones hacia las fundaciones. (Figura 3.5.)

Figura 3.5. Harnero Schenck de doble cubierta típico, con aislamiento de vibraciones hacia la estructura

soportante o fundaciones.

17

Chancadores Secundarios (35-CR-03 y 35-CR-04. METSO MP1000 Standard Crusher–Secondary)

Chancador de cono tipo cabeza standard, con motor eléctrico principal de 1.000 hp, sistema de

lubricación y sistema hidráulico; este último para regular la abertura del chancador mediante el giro del

cuerpo con los cóncavos (conocido como la tuerca), absorber impactos en caso de entrada de

materiales inchancables y liberar la cámara de chancado de bloqueos por carga o materiales

inchancables.

Incluye bomba hidráulica de 50 hp para sistema de posicionamiento, dos bombas de lubricación de 30

hp (una en espera), dos calentadores de aceite de 4 kW, dos enfriadores de aceite, sistema de sello de

polvo.

Harneros Terciarios (35-SN-03 al 35-SN-07, Schenck Australia PTY Ltd, modelo SLO 3685D)

Tipo Banana (multi-inclinación) de 12 x 28 pie, cubierta simple. La abertura de malla es de 18 x 50

mm en la entrada de mineral y luego 18 x 18 mm. La velocidad del harnero es de 997 rpm y la

amplitud del harnero de 8,1 mm. Tiene un motor de 75 hp. La capacidad de diseño es de 1.290 ton/h.

Incluye sistema de detección de mal funcionamiento, encapsulamiento para disminuir las emisiones de

polvo y sistema de aislamiento de vibraciones hacia las fundaciones. (Figura 3.6.)

Figura 3.6. Cuerpo de Harnero Schenck Tipo Banana Saliendo de la Fábrica en Australia

18

Chancadores Terciarios (35-CR-04 al 35-CR-08, METSO Mineral, Modelo MP1000, Cabeza Corta)

Chancador de cono tipo cabeza corta, con motor eléctrico principal de 1.000 hp, sistema de lubricación

y sistema hidráulico; este último para regular la abertura del chancador mediante el giro del cuerpo con

los cóncavos (conocido como la tuerca), absorber impactos en caso de entrada de materiales

inchancables y liberar la cámara de chancado de bloqueos por carga o materiales inchancables. Incluye

bomba hidráulica de 50 hp para sistema de posicionamiento, 2 bombas de lubricación de 30 hp (una en

espera), 2 calentadores de aceite de 4 kW, 2 enfriadores de aceite, sistema de sello de polvo. (Figura

3.7.)

Figura 3.7. Chancadores de cono METSO tipo MP, estándar o cabeza corta.

Alimentadores de Cinta Planta de Chancado

Los alimentadores de cinta son de Conveyor Engineering Inc. (CEI) y se resumen en la Tabla 3.2.

Los alimentadores 35-FE-01 y 35-FE-02 descargan la tolva de compensación bajo el chancador

primario y su sistema motriz con variación de velocidad es hidráulico, marca Hagglunds. En los otros

alimentadores la velocidad variable es mediante variadores de frecuencia.

Los alimentadores 35-FE-08 a 35-FE-12 de los chancadores terciarios consideran los detectores de

metales 35-MD-03 a 35-MD-07 para dar una protección adicional a los chancadores terciarios, para

aquellos materiales inchancables que no hayan sido atrapados por el electroimán ubicado en la correa

35-CV-05.

19

Característica 30-FE-01/02 35-FE-03 a 07 35-FE-08 a 12

Servicio

Descarga

Chancado

Primario

Descarga Tolva

Harneros Terciarios

Descarga Tolva Chancadores

Terciarios

Capacidad (peso

húmedo) [t/h] 2.100 1.290 640

Material Producto

Chancado 1°

Producto Chancado

2° Sobre tamaño Harneros 3°

Ancho [pulg] 72 72 60

Largo de Cinta [m] 27 23 35

Distancia centros [m] 11,8 10,0 16,0

Velocidad [m/s] 0,40 0,34 0,47

Variador de

Velocidad Hidráulico Frecuencia Frecuencia

Telas 4 4 3

Cubierta Superior

[mm] 25 16 16

Cubierta Inferior

[mm] 10 6 6

Tabla 3.2. Alimentadores de cinta planta de chancado.

Correas Transportadoras

Las correas transportadoras son de Conveyor Engineering Inc. (CEI) y se resumen en la Tabla 3.3.

Para control del proceso, se cuenta con los pesómetros 35-WE-01, 35-WE-02, 35-WE-03, en las

correas 35-CV-01, 35-CV-02 y 35-CV-06 en forma respectiva. Los detectores de metales 35-MD-01 y

35-MD-02 en las correas 35-CV-01 y 35-CV-02 dan una protección adicional a los chancadores

secundarios para aquellos materiales inchancables que no hayan sido atrapados por los electroimanes.

Las correas 35-CV-04 y 35-CV-05 cuentan con carro repartidor para distribuir la carga en las tolvas de

alimentación a los harneros y a los chancadores terciarios, respectivamente; a los cuales se ha

incorporado sistemas de supresión de polvo con alimentación flexible, para acompañar a los carros

transportadores en su recorrido. La carrera de estos carros es de 32 m para la tolva de los harneros y 28

m para la tolva de los chancadores.

20

35-CV-01/02 35-CV-03 35-CV-04 35-CV-05 35-CV-06

Servicio Alimentación

Harneros 2°

Bajo tamaño

Harneros 2°

Alim. Tolva

Harneros 3°

Alim. Tolva

Chanc. 3°

Producto

Final

Capacidad (peso

húmedo) [t/h] 2.100 2.900 6.919 3.536 3.793

Material

Producto

Chancador

1°

Bajo tamaño

Harneros 2°

Producto

Chancado

2°/3°

Sobretam.

Harneros 3°

Bajo tamaño

Harneros 3°

Ancho [pulg] 48 60 72 54 60

Levante Vertical [m] 30,8 0 26,2 33,2 26,2

Largo Horizontal [m] 241,2 11,2 286,7 271,3 216

Velocidad [m/s] 2,8 2,2 3,5 3,3 3,0

Telas 4 3 Steel Cord 4 4

Cubierta Superior

[mm] 12 20 16 12 12

Cubierta Inferior [mm] 4 7 6 4 4

Distribuidor Tripper No No Si Si No

Largo de Cinta [m] 496 c/u 25 598 566 445

Tabla 3.3. Correas transportadoras de la planta de chancado.

Tolvas y Silo de Almacenamiento

Al no haber acopio de mineral grueso, las tolvas y el silo pasan a ser elementos escenciales en la

operación de la planta.

30-BN-01 Tolva de recepción del chancado primario de 500 ton vivas de capacidad, en hormigón

armado, con planchas de revestimiento de 25 mm resistentes a la abrasión.

Alimentando en forma directa al chancador primario.

30-BN-02 Tolva de compensación del chancado primario de 1.200 ton vivas de capacidad, en

hormigón armado, con planchas de revestimiento de 25 mm resistentes a la abrasión.

Descarga a través de dos alimentadores de cinta.

35-BN-04 Tolva de alimentación chancadores terciarios de 1.800 ton vivas de capacidad,

construcción de acero al carbono con planchas de revestimiento de 20 mm resistentes

a la abrasión. Descarga a través de cinco alimentadores de cinta.

35-BN-05 Tolva de alimentación harneros terciarios de 1.800 ton vivas de capacidad,

construcción de acero al carbono con planchas de revestimiento de 20 mm resistentes a

la abrasión. Descarga a través de cinco alimentadores de cinta.

21

35-BN-06 Silo de mineral fino de 3.000 ton de 15 m de diámetro por 27 m de altura, en hormigón

armado. Descarga a través de dos alimentadores de cinta.

3.1.2. Criterios de Diseño y Parámetros Principales

Se ha extraído la siguiente información resumida, considerada de uso frecuente:

Descripción Óxido Sulfuro

GENERAL

Mineral Chancado [ton/d] (peso seco nominal) 50.000

Disponibilidad de chancado [%] 67

Factor de Diseño 1,15

Control de Polvo en General Supresión por Neblina “Seca”,

Control de polvo en tolva bajo chancador 1° y en alimentación

al silo. Captación en filtro de manga

Capacidad Nominal [ton/h] (peso seco) 3.109

Capacidad de Diseño [ton/h] (peso seco) 3.576

Tamaño Máximo del Mineral ROM [mm] 1.300

Capacidad de los Camiones [ton] (actual / diseño) 240 / 330

CARACTERÍSTICAS DEL MINERAL

Peso Específico Promedio de la Roca In-Situ 2,4 2,5

Densidad Aparente [ton/m3] (ROM) 1,84

Densidad Aparente [ton/m3] (mineral chancado) 1,60

Ángulo de Reposo [°] 38

Ángulo de Escurrimiento [°] 55

Ángulo de Escurrimiento [°] (para flujo másico) 65

Índice de Trabajo de Diseño [kWh/ton] 15

Humedad desde la Mina (promedio / alta / baja) 2,5 / 4,0 / 1,0

Ley, % Cu total, promedio en la vida de la mina 1,14 1,12

Ley, % Cu total, promedio primeros 10 años 1,37 1,48

Máximo Contenido de Cloro [kg/ton de mineral] 3,18 0,78

Relación Súlfuro:Óxido (primeros 10 años) 2,15

Recuperación de Cobre en Lixiviación (% Cu total) 82,4 80,8

PARÁMETROS DE LA PLANTA DE CHANCADO

Abertura de Chancador 1° [mm] (lado abierto) 165

Tamaño Mayor a la Salida Chancador 1° [mm] 250

Mallas Harneros 2º [mm] (superior / inferior) 110 / 60

Diseño de Correa Receptora del Bajo Tamaño de los Harneros

2º, Mineral más Fino [ton/h] 2.900

Abertura Chancadores 2° [mm] (closed side) 24, rango de 18 a 35

Mallas Harneros 3º [mm] 18

Abertura Chancadores 3° [mm] (closed side) 12 rango de 10 a 17

Tabla 3.4. Criterios de diseño y parámetros principales de la planta de chancado.

22

3.1.3. Operación de la Planta de Chancado

3.1.3.1. Aspectos Prácticos de la Operación

Operación del Chancado Primario y Suministro de Mineral

La línea de operación del chancado primario incluye la descarga de los camiones mina, la tolva de

recepción, el chancador primario, la tolva de compensación y el picarrocas; más los sistemas de control

de polvo correspondientes. Al no existir un acopio de mineral grueso, la mina debe establecer un

abastecimiento continuo y estable de mineral y la descarga de los camiones será regulada por la

demanda de la planta de chancado.

Autorización de la Descarga de los Camiones

La tolva de recepción tiene un solo lado de alimentación, lo cual obliga a una secuencia ordenada de

descarga de los camiones, uno a uno. La operación es con camiones de 240 ton; es decir, la capacidad

nominal de 3.109 ton/h se obtiene con 13 camionadas/h (una camionada cada 4,6 minutos) y la

capacidad de diseño de 3.576 ton/h se obtiene con 15 camionadas (una camionada cada 4,0 minutos).

El tiempo de posicionamiento, descarga y retiro de un camión se estima en 2 a 2,5 minutos, por lo cual

hay una holgura entre descarga y descarga.

Formalmente, no hay inconvenientes para la descarga seguida de camiones si la tolva de recepción

tiene capacidad libre, pero obliga a aumentar la capacidad libre que hay que mantener en la tolva de

compensación. La descarga seguida de los camiones puede acelerar inicialmente el ciclo individual de

los camiones, pero finalmente el ritmo está limitado por la demanda global de la planta. Al trabajar con

la tolva de recepción muy cargada se corre el riesgo de dejar colpas mayores o puentes sin acceso

desde el picarrocas y dificulta la descarga de la tolva de recepción en caso de un bloqueo del chancador

(por un material inchancable o una falla mayor).

El operador, según sea el programa concordado del turno y las condiciones de operación de la planta,

fija un tonelaje por hora de alimentación a los harneros secundarios; el cual es controlado en forma

automática mediante la velocidad de lo alimentadores bajo la tolva de compensación.

23

El operador del camión puede descargar sólo si la doble luz verde del semáforo está encendida. La

condición para el encendido de la luz verde del semáforo es que el chancador esté operando, el sistema

colector de polvo esté operando, el detector de camiones haya constatado que hay un camión

posicionado, que el martillo del picarrocas esté en posición de descanso, que la tolva de compensación

haya bajado hasta un nivel prefijado y que la supresión de polvo en la tolva de recepción haya operado

por un tiempo pre-programado.

La condición normal del picarrocas es con el martillo en la posición de descanso; por lo tanto, sacarlo

de esa condición requiere de una decisión del operador, el cual debe fijar el semáforo en rojo cuando

requiere operar el picarocas y no puede levantar esta restricción mientras no haya regresado el martillo

a su posición de descanso.

En el instante en que el operador del área seca o un algoritmo de control automático autorizan a que el

camión descargue, el sistema de control ordena la puesta en marcha de la supresión de polvo en la

descarga de camiones y luego, con un retardo programable, se enciende el semáforo en verde para que

el chofer proceda a descargar el camión.

Variaciones en el Suministro de Mineral

Para un ciclo diario, la entrega de mineral desde la mina y la extracción de mineral por el aglomerador

deben estar balanceadas y corresponder al programa diario de producción concordado. Suspensiones

momentáneas en el suministro de mineral o desviaciones menores por restricción o aceleración del

suministro son en general manejables por las tolvas de chancado y el silo dentro de los parámetros

normales de operación.

Un esquema posible para compensar la detención por tronadura de la mina, que es la más significativa

en el ciclo diario, es:

El almacenamiento operacional normal en las tolvas del circuito terciario y el silo suele estar

en el orden de un 50 a 65% de su capacidad viva (en torno a 4.000 ton).

El aglomerador a su capacidad nominal de 2.800 ton/h consumiría dicha reserva en poco

menos de una hora y media, que es el tiempo de detención; sin embargo, es necesario contar

con una reserva razonable para regular la operación de los equipos de proceso y absorber

24

algunas contingencias menores, por lo cual es conveniente subir el inventario antes de la

detención.

El aumento de inventario se puede lograr por la diferencia entre la capacidad nominal del

chancado y la de aglomeración. Eventualmente, se puede uso de la capacidad de diseño de la

planta.

Operación del Chancado Secundario

El chancado secundario incluye los sistemas de supresión de polvo, los dos alimentadores de descarga

de la tolva de compensación del chancador primario, las dos correas de alimentación a los harneros

secundarios, los dos harneros secundarios, los dos chancadores secundarios, la correa de recepción del

bajo tamaño de los harneros y la parte cercana a la cola de la correa de alimentación de la tolva de los

harneros terciarios (en la cual recibe la descarga de la correa del bajo-tamaño de los secundarios y el

producto de los chancadores secundarios). Incluye electroimanes en la descarga de los alimentadores y

detectores de metal.

Los electroimanes cuentan con detectores de fierros atrapados que informan al operador de la

necesidad de ir a limpiarlos; operación que se realiza manualmente. Los detectores de metales están

enclavados con las correas transportadoras y en caso de accionamiento, un operador debe ir al lugar a

ubicar y retirar el metal, previo bloqueo de la correa. Estas dos protecciones están destinadas a evitar la

entrada de materiales inchancables a los chancadores secundarios.

La alimentación a los harneros secundarios es fijada por el operador, conforme al programa diario de

producción y ajustada a lo largo del turno según las condiciones generales y pautas de operación. Se

mide en los pesómetros de las correas de alimentación a los harneros y es controlada en forma

automática variando la velocidad de los alimentadores.

La distribución relativa entre el bajo y sobre tamaño de los harneros está influenciada por el tanto por

ciento bajo la malla de corte de los harneros contenido en el producto del chancador primario.

Muestreos puntuales en las correas de alimentación a los harneros secundarios y en la correa 35-CV-

04, antes de recibir el producto de los chancadores terciarios, permite monitorear y evaluar la operación

del chancado primario y el secundario.

25

Para la granulometría de mineral especificada en la orden de compra, el fabricante recomienda operar

los chancadores secundarios a un CSS (closed side setting: ajuste del lado cerrado) de 24 mm, con un

máximo de 35 mm y un mínimo de 18 mm. Si el mineral fuese más fino que lo estimado para el

diseño, se puede cerrar el CSS hasta el valor mínimo indicado por el fabricante, para obtener una

operación más estable de los chancadores.

La alimentación a los chancadores secundarios es continua, pero con variaciones e intermitencias. La

alimentación a estos chancadores no es con carga atollada, por lo cual se debe prestar especial atención

al centrado de la alimentación al chancador y al control de la uniformidad de desgaste de las corazas.

Si hay una desviación permanente y relevante en el sentido de que el mineral sea más fino que lo

estimado para el diseño, se puede usar mallas con una menor abertura de corte en la bandeja inferior de

los harneros secundarios.

Operación de los Harneros Terciarios

La operación de los harneros terciarios incluye el carro repartidor de alimentación a la tolva de los

harneros, la tolva misma, los alimentadores a los harneros, la correa colectora del sobre tamaño de los

harneros y la correa colectora del bajo tamaño de los harneros (correa de producto final), más los

sistemas de supresión de polvo.

Estos harneros son especialmente importantes porque controlan el cumplimiento de la especificación

de calidad del producto final chancado, el cual ha sido previamente definido por las necesidades

metalúrgicas. El resultado del análisis granulométrico de los turnos anteriores es una referencia para

evaluar la operación de los harneros.

Es recomendable operar los harneros en alrededor del 80% de su capacidad de diseño, en donde se

obtiene su mejor eficiencia. La alimentación a los harneros tiene variaciones amortiguadas y

normalmente deberían operar entre cuatro y cinco harneros en forma estable. El operador puede decidir

el número de harneros necesarios mediante pautas de operación que consideren rangos de alimentación

aceptables para cada unidad.

Se programa que los alimentadores trabajen a igual velocidad y la alimentación a la tolva debería ser

semejante para cada harnero en servicio. Si hubiese uno fuera de servicio en un extremo se limita la

26

carrera del carro repartidor, o, si está en una de las tres posiciones centrales, la carga alimentada a la

posición fuera de servicio fluye por diseño hacia las posiciones vecinas ayudando a balancear la

alimentación. La velocidad de los alimentadores se ajusta en forma automática conforme a la altura

media de mineral en la tolva. Al mismo tiempo, el sistema de control del carro repartidor es informado

por los sensores sobre la altura de carga frente a cada boca de salida y su lógica de control trata de

mantener la altura de carga en cada boca entre rangos establecidos.

Operación del Chancado Terciario

La operación del chancado terciario incluye el carro repartidor de alimentación a la tolva de los

chancadores, la tolva misma, los alimentadores a los chancadores y los chancadores, más los sistemas

de supresión de polvo. El producto de los chancadores terciarios se une al producto de los harneros y

chancadores secundarios en la correa de alimentación a la tolva de los harneros terciarios.

Como elementos de protección a los chancadores terciarios, se cuenta con un electroimán en la correa

de alimentación a la tolva de los chancadores y con un detector de metales en cada uno de los

alimentadores a los chancadores. El electroimán está ubicado sobre la correa y los fierros adheridos se

retiran desplazando al electroimán hacia fuera de la correa y desconectando la alimentación eléctrica.

Los detectores de metales están enclavados con su respectivo alimentador y en caso de accionamiento,

un operador debe ir al lugar a ubicar y retirar el metal, previo bloqueo del alimentador.

Alimentación Atascada de los Chancadores

La operación correcta de los chancadores terciarios es con alimentación atascada, modalidad en la cual

la cámara del chancador debe mantenerse siempre llena. Ha sido demostrado que esta modalidad

aumenta en forma significativa el rendimiento operacional de los chancadores y disminuye las

necesidades de mantenimiento, al evitar las fuerzas concentradas en direcciones preferenciales y

producir un desgaste parejo de las corazas.

El lazo de control para una modalidad de alimentación atascada es muy simple: un sensor detecta el

nivel del mineral sobre la cámara del chancador y trata de mantenerlo en un valor dado, actuando sobre

la velocidad del alimentador del chancador. Un lazo independiente controla que en la tolva

correspondiente al chancador haya siempre carga.

27

Para la operación con alimentación atascada, el operador puede seleccionar dos opciones: operación

con ajuste constante u operación a potencia máxima. En una operación con circuito terciario cerrado es

recomendable operar con ajuste constante, el cual será fijado por el operador y el sistema de control del

chancador tratará de mantener; salvo que el consumo de potencia o presión de trabajo le obliguen a

abrir el ajuste en forma momentánea.

3.1.3.2. Desviaciones en la Operación

La planta de chancado está diseñada para mantener un ritmo de tratamiento continuo a una

granulometría dada. Se considera como operación normal aquella que proporciona un flujo promedio

de 3.109 ton/h de mineral, obteniendo un producto de granulometría esperada de 98% bajo 19 mm y

92% bajo 12,7 mm. Como el circuito terciario es cerrado, la mayor desviación normal de la planta

estará relacionada con las variaciones en el suministro de mineral o, eventualmente, la falta de

capacidad de aglomeración-apilamiento para recibir el mineral chancado.

Al no tener acopio de gruesos, la responsabilidad principal del operador de la planta será la

coordinación con la mina y lograr el equilibrio de las tres etapas de chancado, la aglomeración y el

apilamiento, para lograr una operación continua y estable.

Para minerales que tengan características razonablemente homogéneas, las principales desviaciones se

centran en los siguientes casos:

Restricciones del suministro de mineral desde la mina por falla de la pala: En el caso de una

falla de la pala, la situación debe ser enfocada conforme a la situación real; considerando el uso

de cargadores frontales y eventualmente la re-ubicación de una pala de estéril.

Restricciones del suministro de mineral desde la mina por falla de un camión: Hay un ritmo

reducido en el chancado primario-secundario, pero normalmente, el chancado terciario se

puede mantener a un ritmo normal, porque los inventarios de mineral en las tolvas y el silo dan

tiempo a la mina para desviar un camión que esté operando en estéril para reforzar la flota de

camiones planta.

Una de las líneas de chancado secundario fuera de servicio: Cada línea de chancado secundario

tiene una capacidad individual de 2.050 ton/h, en base seca, equivalente a un 73 % de la

28

capacidad nominal de aglomeración. En esta condición, se puede operar la aglomeración a tasa

reducida y/o en forma intermitente, deteniéndola cuando el nivel del silo ha llegado a un

mínimo y poniéndola en servicio al acercarse al nivel máximo.

Una línea de harneros terciarios fuera de servicio: Conforme a los criterios de diseño, cuatro

líneas de harneros tienen una capacidad equivalente al 80% de la capacidad de diseño de la

planta de chancado (0,80 × 3.576 ton/h) = 2.860 ton/h; en el orden de la capacidad nominal de

aglomeración; sin embargo, con minerales más finos que los de diseño, se puede mantener la

operación cercana a la normal

Una línea de chancado terciario fuera de servicio: La situación base es semejante a la de los

harneros terciarios; sin embargo, en este caso hay una mayor influencia de las características

del mineral en la capacidad de los chancadores. Si la granulometría real del mineral es más fina

que en los criterios de diseño, es razonable pensar que con cuatro chancadores se pueda

sustentar la operación de aglomeración a capacidad nominal en forma consistente.

Restricciones en la demanda de mineral desde aglomeración: Desde el punto de vista del

chancado esta situación se refleja en que el nivel del silo tiende a subir, exigiendo que la planta

de chancado trabaje a ritmo reducido o eventualmente deba detenerse y asimismo la mina.

Operar la planta de chancado a un ritmo acelerado: La planta de chancado tiene una capacidad

nominal de 3.109 ton/h y de diseño de 3.576 ton/h, en base seca y la aglomeración tiene una

capacidad nominal de 2.800 ton/h y de diseño de 3.220 ton/h, en base seca. Para mantener la

aglomeración en operación continua y estable, una herramienta fundamental es el uso de las

diferencias de capacidad entre ambas plantas para recuperar el silo o alimentar el silo en forma

acelerada para llenarlo antes de proceder a la detención del chancado.

Operar la planta de chancado bajo la capacidad nominal: Se puede tomar esta opción en el caso

de un suministro programado de la mina o una demanda de aglomeración-apilamiento a un

ritmo inferior a la capacidad nominal de la planta. La decisión de trabajar a ritmo reducido o en

forma intermitente debe tomarse conforme a las circunstancias reales.

29

Atascamiento de un chute: está habitualmente relacionado con mineral muy húmedo o con

descarga del chancado primario muy gruesa. Los atascamientos de chutes por mineral grueso

son poco probables, pero normalmente, los operadores aprecian constantemente las

características del mineral en forma visual, observando los monitores sobre las correas de

alimentación a los harneros. Además, en forma periódica se debe verificar la abertura del

chancador primario, ya que su medición es indirecta y el valor real está afectado por el

desgaste de las corazas. Al presentarse el atascamiento de un chute, el operador de terreno debe

inmovilizar los equipos involucrados, para luego proceder a la limpieza.

Falla del sistema de control o de comunicaciones: Estas fallas son uno de los casos típicos en

que el problema “se resuelve solo” o no se encuentra una causa física aparente. Debe ser

investigado. Una falla en el sistema de control podría implicar la detención de la planta o de

operar la planta con un riesgo latente que pueda llevar a una operación indebida. En el caso de

una falla puntual, aunque no detenga la planta, el operador debe tomar la decisión de detenerla

y coordinar con quien corresponda la inmediata solución del problema. Esta falla se debe

corregir antes de comenzar a operar nuevamente la planta. En caso de alarma o detención por

protecciones de seguridad o de emergencia, no se debe reiniciar la operación sin haber

establecido claramente las causas y tomado las medidas correctivas necesarias.

Detención de chancadores por un material inchancable: Después del chancado primario, la

planta cuenta con doble protección ante la presencia de materiales inchancables: mediante

electroimanes y detectores de metales destinados a proteger los chancadores secundarios.

Además, los chancadores tipo MP1000 tienen protección propia para en lo posible, dejar pasar

los materiales inchancables y en caso de detención, liberar la presión sobre el anillo cóncavo y

levantarlo para aumentar la abertura. El ingreso de materiales inchancables al chancador

primario está relacionado con la llegada de dientes de palas y trozos de revestimientos de

aceros especiales, por lo cual deben existir procedimientos estrictos en la mina para prevenir

estas situaciones. El chancador primario tiene una protección hidráulica para disminuir el

impacto de un material inchancable y eventualmente, puede dejarlo pasar. Además, existe la

posibilidad de bajar el manto para liberar el material inchancable si el chancador se ha

detenido; sin embargo, se han dado casos en que se requiere vaciar la cámara del chancado

para cortar el material inchancable. Esta es una situación muy grave, por los riesgos implícitos

y porque puede detener las operaciones en forma prolongada.

30

Mineral con sobre tamaño: La planta cuenta con un picarrocas destinado a reducir el tamaño de

las rocas excesivamente grandes o mover las rocas que han formado un puente en la boca del

chancador. La planta puede aceptar un número razonable de operaciones de este tipo, pero al

convertirse en una situación reiterada, es necesario que la mina revise la malla y la

especificación de tronadura.

Mineral fino excesivo desde la mina al chancador primario: si este mineral forma chimeneas en

la tolva de alimentación del chancador primario, es necesario realizar una limpieza periódica

con una retro-excavadora.

Mineral fino excesivo en el producto del chancador primario: esta situación está prevista por el

sobre dimensionamiento de la correa colectora del bajo tamaño de los harneros secundarios. Si

esta situación es constante, se debe disminuir la abertura de la bandeja inferior de los harneros

para aumentar la proporción de carga que alimenta a los chancadores secundarios.

Desviaciones en alimentadores de correa: la causa de esta falla es por desalineamiento de

polines, por lo que se debe poner en marcha el plan de mantenimiento inmediatamente.

3.2. Descripción del Proceso de Aglomeración

La aglomeración se realiza en un tambor rotatorio único, de 4,7 m de diámetro y 16,3 m de largo, con

una capacidad nominal de 50.000 ton/día de mineral (2.800 ton/h). La aglomeración se realiza en

campañas alternadas de mineral oxidado y sulfurado, alimentada por el producto final de la planta de

chancado, con 92% bajo 12,7 mm y 98% bajo 19 mm. Como elementos aglomerantes y de curado se

adiciona ácido sulfúrico y refino de SX. (Figura 3.8.)

31

Figura 3.8. Diagrama de bloques chancado aglomeración – apilamiento.

El silo de 3.000 ton justifica el aumento de disponibilidad de 67% a 75%, para el diseño de las plantas

de chancado y aglomeración, respectivamente; ya que permite seguir operando la aglomeración durante

detenciones menores y medianas de la planta de chancado. El silo es el elemento articulador entre las

plantas de chancado y aglomeración, participando en ambos procesos.

La descarga del silo se realiza mediante dos alimentadores de cinta de 72” de ancho y 16 m de largo y

velocidad variable, controlados por variadores de frecuencia, que dosifican la alimentación de mineral

a la aglomeración.

El mineral se transfiere al tambor aglomerador mediante una correa transportadora de 60” de ancho y

82 m de longitud horizontal, en la cual se ubica el pesómetro que sirva para controlar la carga y la

dosificación de ácido y refino al tambor.

En la descarga de la correa de alimentación al tambor aglomerador se sitúa el cortador de muestra

primario de la muestrera mecanizada.

El aplacamiento de las emisiones de polvo en la transferencia desde las correas alimentadoras a la

correa transportadora y entre ésta y el tambor, se realiza por supresión de polvo por el método de

neblina seca.

5 Chancadores 3°

MP1000 Short Head

5 Harneros 3° SD

12’x28’

Silo 3.000 ton Tolva Reguladora 1.800

ton

Aglomerador

4,7 m Ǿ x16,3 m L


ton

Sistema de Apilamiento

Tolva de Recepción 500

ton

Chancador 1°, Superior

MKII 60”x89”


ton

2 Harneros 2° Scalpers

DD 8’x24’

2 Chancadores 2°

MP1000 Standard

32

El tambor rotatorio es de inclinación fija de 6,5° y velocidad variable (Figura 3.9.). Está provisto de

tuberías perforadas (flautas) para alimentación del ácido y el refino y de una chimenea con tiraje

natural con descarga a la atmósfera. El mineral aglomerado es descargado en la primera correa

transportadora del sistema de apilamiento.

Figura 3.9. Tambor aglomerador 2 de Minera Spence.

En el tambor se agrega ácido sulfúrico y refino de SX correspondiente al tipo de mineral, oxidado o

sulfurado, que se esté aglomerando, para iniciar la sulfatación del cobre y lograr un mineral

aglomerado homogéneo, de baja adherencia a los medios de transporte y que no se destruya fácilmente.

El ácido sulfúrico proviene del estanque diario de ácido sulfúrico y es dosificado mediante bombas

centrífugas de velocidad variable. El refino proviene de un arranque en las líneas de alimentación de

refino a las pilas de óxidos o súlfuros y dosificado mediante válvulas reguladoras.

El caudal de ácido y de refino (17 y 16 kg/ton para óxido y 7 y 35 kg/ton para sulfuro en promedio,

respectivamente) es medido mediante medidores magnéticos y dosificado en forma proporcional al

tonelaje de mineral alimentado al tambor aglomerador, con valores ingresados por el operador, según

instrucciones recibidas. El control del peso de mineral se realiza mediante un pesómetro ubicado en la

correa transportadora de alimentación al tambor aglomerador. Los derrames líquidos de los tambores

son colectados en un sumidero y de ahí bombeados de retorno al interior del tambor para su re

utilización. Los derrames sólidos son recuperados mediante cargador.

La planta cuenta con una muestrera mecanizada, cuyo objetivo es entregar una muestra para análisis

químico y otra para balance y control metalúrgico. El cortador primario está en la descarga de la correa

de alimentación al aglomerador. Los cortadores primario y secundario son del tipo lineal transversal

33

“bottom dump”, con ajuste de frecuencia de corte y de separación entre cuchillas cortadoras; esto

permite obtener una muestra representativa con un amplio rango de pesos, según sean las

características del mineral.

Para regular la alimentación al cortador secundario se usa un dosificador de correa y una correa de

transferencia. El cortador secundario entrega 2 muestras, una para determinación de la humedad y la

granulometría y la otra para análisis químico. El rechazo de las etapas de muestreo retorna a la

alimentación del tambor aglomerador mediante una correa colectora y un elevador de capachos.

La muestra para granulometría y humedad es reducida de peso mediante un muestreador del tipo

Vezin, de rotación continua y entregada a uno de dos recipientes intercambiables, ubicados sobre un

carro de baja altura. La muestra para análisis químico es reducida de tamaño de partículas a bajo 3 mm

en un chancador de mandíbula, reducida de peso mediante un muestreador del tipo Vezin, de rotación

continua y entregada a uno de dos recipientes intercambiables, ubicados sobre un carro de baja altura.

3.2.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales

Se resumen continuación en la Tabla 3.5. Éstos se pueden dividir en los siguientes grupos:

Equipos de proceso que modifican las características físicas y/o químicas del mineral, en este

caso, específicamente es sólo el aglomerador.

Instalaciones de almacenamiento y transporte, en este caso es el silo, compartido con la planta

de chancado, que amortigua las variaciones en el suministro de mineral y permite regular la

alimentación al aglomerador, y los alimentadores y la correa transportadora, que dosifican,

transfieren y/o transportan los productos.

Los sistemas de control de las emisiones de polvo, en este caso sólo por supresión.

Elementos de protección y control, normalmente asociados a los equipos o instalaciones.

Sistema mecanizado de muestreo.

34

Tag Descripción Resumida

35-BN-06 Silo de alimentación al aglomerador

40-FE-15/16 Alimentadores de correa de descarga del silo de mineral fino

40-CV-08 Correa transportadora, alimentación tambor aglomerador

40-AD-01 Tambor aglomerador

40-SA-01 Sistema de muestreo de mineral fino

Varios Sistema de alimentación de ácido sulfúrico

Varios Sistema de alimentación de refino

40-DN-25 a 27 Sistemas de supresión de polvo

40-SU-03 Pozo de derrames

40-PP-57 Bomba de piso

Varios Estanque, bombas, duchas y lava-ojos de emergencia

Varios Sistema contra incendios

Table 3.5. Listado de equipos principales de la aglomeración.

Alimentadores de Cinta Descarga del Silo (40-FE-15 y 40-FE-16, Alimentadores de Cinta de Conveyor

Engineering Inc. (CEI)).

La dosificación de mineral al tambor aglomerador se realiza mediante 2 alimentadores de cinta

ubicados bajo el silo de mineral fino, con control de velocidad mediante variadores de frecuencia.

(Tabla 3.6.)

Ítem 40-FE-15/16

Servicio Descarga del silo de mineral fino

Material Mineral fino

Ancho [pulg] 72

Largo de Cinta [m] 35

Distancia Centros [m] 16

Velocidad [m/s] 0,42

Variador de Velocidad Variador de frecuencia

Telas 4

Cubierta Superior [mm] 16

Cubierta Inferior 6

Tabla 3.6. Alimentadores de cinta aglomeración

35

Correa Transportadora Alimentación Tambor Aglomerador

40-CV-08, Correa Transportadora de Conveyor Engineering Inc. (CEI) y para el control del proceso, se

cuenta con el pesómetro 40-WE-07 instalado en la correa 40-CV-08.

Ítem 40-CV-08

Servicio Producto final

Capacidad [ton/h] (peso húmedo] 3.300

Material Mineral fino

Ancho [pulg] 60

Levante Vertical [m] 9,2

Largo Horizontal [m] 80

Velocidad [m/s] 2,5

Telas 4


Cubierta Inferior 4

Distribuidor Tripper No

Longitud Total de la Cinta [m] 171

Tabla 3.7. Características de correa transportadora alimentadora del tambor aglomerador.

36

Tambor Aglomerador

El 40-AD-01 Tambor Aglomerador FFE Minerals Chile S.A. de 4,7 m de diámetro y 16,3 m de largo.

Ítem 40-AD-01


Capacidad Nominal [ton/h] (peso húmedo] 3.108

Carga de Mineral (% volumen del tambor) 12

Carga de Mineral [ton] 52

Potencia del Motor [hp] 800

Tiempo de Residencia de Diseño [s] 60

Rango de Velocidad del Tambor [rpm] 4 a 7

Rango de Inclinación Fijo 6,5º

Disponibilidad de Diseño [%] 97

Espesor del Revestimiento [mm] 6 base / 63,5 total

Material del Revestimiento Neoprene, 65 ± 5 Shore A

Levantadores 57 mm sobre superficie del revestimiento

Cantidad de Llantas 2

Diámetro Exterior de las Llantas [mm] 5.150

Ancho de las Llantas [mm] 320

Espesor de las Llantas [mm] 180

Cantidad de Descansos 4

Diámetro [mm] 1.220

Ancho [mm] 400

Capacidad Total de Carga [kN] 2.000

Cantidad de Descansos de Empuje 6

Diámetro [mm] 680

Ancho [mm] 200

Capacidad Total de Carga [kN] 300

Tipo de Dientes del Sistema Piñón-Corona Helicoidal

Razón de Reducción Piñón-Corona [mm] 8.8276:1

Diámetro Exterior de la Corona [mm] 6.602

Ancho de la Corona [mm] 800

Diámetro Exterior del Piñón [mm] 792,93

Ancho del Piñón [mm] 812

Sistema de Lubricación Piñón-Corona y Descansos Farval

Tuberías Distribución de Ácido y Refino Hastelloy C-276

Tabla 3.8. Datos principales de la especificación técnica.

Sistema de Alimentación de Acido Sulfúrico (70-PP-197 a 199)

El ácido sulfúrico es dosificado desde el estanque diario de almacenamiento de ácido mediante bombas

centrífugas de 13,3 m3/h y 13 m TDH, con velocidad variable.

37

Sistema de Alimentación de Refino

El refino es dosificado mediante válvulas de control desde arranques en las tuberías de alimentación de

refino hacia las pilas de óxidos o sulfuros según sea el mineral tratado en el aglomerador.

Silo de Almacenamiento de Mineral Fino

El silo de mineral fino es un elemento común a las plantas de chancado y de aglomeración, por lo cual

su descripción se repite en ambas partes. El silo como una sola unidad, es la instalación que más aporta

a los inventarios de mineral en proceso para efectos de regulación de la operación.

35-BN-06 Silo de mineral fino de 3.000 ton de 15 m de diámetro por 27 m de altura, en hormigón

armado. Descarga a través de 2 alimentadores de cinta.


Se ha extraído la siguiente información resumida, considerada de uso frecuente en el área de

aglomeración:

Mineral Óxido Súlfuro

GENERAL

Capacidad Nominal de la Planta [ton/día] (peso seco) 50.000

Disponibilidad de Aglomeración en 24 horas [%] 75


Control de Polvo Supresión por neblina “seca”



PARÁMETROS DE AGLOMERACIÓN

Número de Aglomeradores 1

Tipo de Aglomerador Tambor Rotatorio

Diámetro del Aglomerador [m] 4,7

Longitud del Aglomerador [m] 16,5

Tiempo de Aglomeración a Capacidad Nominal [s] 60

Capacidad de Diseño para la Adición de Ácido [kg/ton] 15,3

Concentración del Ácido [%] 98

Densidad del Ácido [ton/m3] 1,84

Humedad del Aglomerado [% base seca] 8 7

Consumo de Ácido de la Ganga Promedio [kg/ton] 16.5 6

Consumo de ácido de la ganga, rango, kg/t 7 a 19 5 a 8

Ubicación del muestreo de mineral Descarga de correa de alimentación al tambor

Tabla 3.9. Criterios de diseño y parámetros principales de la aglomeración.

38

3.2.3. Operación de Aglomeración


Calidad del Glómero

La calidad del glómero está influenciada por las variaciones en las características del mineral, y el

control de esta variable, “calidad”, requiere de la experiencia y dedicación del operador de terreno,

quien debe mantener una observación cuidadosa y constante de la operación de aglomeración.

Antecedentes relevantes son el comportamiento del aglomerado en el transporte y carguío, en el

apilamiento y, si es posible, la correlación con los resultados metalúrgicos.

El control de calidad del glómero es visual, mediante su aspecto en la correa receptora de los

aglomeradores, y se verifica en forma manual tomando un puñado de muestra usando un guante de

goma. La consistencia óptima para un mineral dado se va aprendiendo mediante un proceso de prueba

y error, en que el efecto más directo es el comportamiento del glómero en el sistema de transporte y

depositación de los glómeros. Mediciones de la densidad aparente del glómero, relacionada con la

porosidad, se ha mostrado como una posibilidad interesante de establecer correlaciones válidas

Interior del Tambor Aglomerador

El mineral aglomerado tiende a formar una costra en el interior de los tambores aglomeradores:

especialmente, si queda detenido con carga en un período prolongado. Es buena práctica la de

mantener el tambor en operación después de cortar la carga para una detención programada y asegurar

que no se produce una acumulación de carga.

El control de la costra es una tarea que considera el efecto del modo y secuencias con que se realiza el

regado sobre el riñón de carga en el tambor. Una pequeña costra ayuda a evitar el desgaste de los

revestimientos, pero una costra excesiva hace perder tiempo de retención y genera un riesgo de daños

al soporte de las flautas por caída de planchones desde la parte alta. Eventualmente, puede ser

necesario revisar la forma de riego y la altura de los levantadores.

39

Manejo del Tiempo de Retención

El tiempo de retención depende de la inclinación y la velocidad de rotación del tambor y en Spence se

cuenta con esta última opción, que además permite una partida más suave y manejar el torque. La

posibilidad de variar la inclinación obliga a que el tambor se monte sobre un bastidor, lo cual introduce

un mayor costo y problemas mecánicos, y en la práctica el uso de la inclinación variable no se aplica.

Es conveniente que todos los turnos operen en forma similar, por lo que se acostumbra a operar a una

velocidad de rotación fija.

Alimentación y Descarga

Según sea el comportamiento del mineral en los puntos de transferencia, puede ser necesario realizar

ajustes en el chute de alimentación y en la placa regulable en la descarga. Asimismo, se debe observar

el control del polvo en el chute de alimentación y si los vapores evacuados por la chimenea generan

algún problema en las instalaciones o al personal en las inmediaciones.


Para el sistema de aglomeración se considera como operación normal aquella que se realiza un ritmo de

2.800 ton/h en base seca con un glómero de buena calidad física.

Desviaciones en el Flujo de Mineral

Para minerales de características razonablemente homogéneas, las principales desviaciones en la

operación son de flujo de mineral alimentado al aglomerador.

Uno de los alimentadores bajo el silo está fuera de servicio: estos alimentadores tienen una

capacidad individual de 1.850 ton/h en base seca, equivalente a un 66% de la capacidad

nominal de aglomeración. La operación a este nivel se considera como el mínimo

recommendable para mantener la aglomeración en operación. En esta condición, el punto

crítico de la planta es sólo la descarga del silo y se debe intentar maximizar la utilización

efectiva de aglomeración-apilamiento a esta tasa de tratamiento.

40

Una de las líneas de chancado secundario fuera de servicio: cada una de estas líneas tiene una

capacidad individual de 2.050 ton/h en base seca, equivalente a un 73% de la capacidad

nominal de aglomeración. En esta condición, el punto crítico de la planta es sólo la línea de

chancado secundario en operación y se debe intentar maximizar la utilización efectiva de

aglomeración-apilamiento a esta tasa de tratamiento. Se puede operar la aglomeración en forma

intermitente, deteniéndola cuando el nivel del silo ha llegado a un mínimo, poniéndola en

servicio al acercarse al nivel máximo o se puede operar a tasa reducida, de acuerdo a las

condiciones reales del momento.

Una línea de harneros terciarios fuera de servicio: de acuerdo a los criterios de diseño, las

cuatro líneas de harneros tienen una capacidad equivalente al 80% de la capacidad de diseño de

la planta de chancado (0,80 × 3.576 ton/h) = 2.860 ton/h; por lo tanto, pueden mantener una

alimentación estable a la capacidad nominal de la aglomeración.

Una línea de chancado terciario fuera de servicio: la situación es semejante a la de los harneros

terciarios, sin embargo en este caso hay una mayor influencia de las características del mineral

en la capacidad de los chancadores. Si la granulometría real del mineral es más fina que en los

criterios de diseño, con cuatro chancadores se puede sustentar la operación de aglomeración a

capacidad nominal en forma consistente.

Restricciones del suministro de ácido o refino para aglomerar: esta condición debería ser muy

excepcional y reflejar una contingencia; por lo tanto, el sistema de control activa la alarma y

detiene la operación de aglomeración. El operador puede reponer la operación sólo después de

haber verificado las causas del problema y si requiere cambiar las condiciones de operación es

necesaria la autorización del jefe de turno.

Restricciones del suministro de mineral desde la mina por falla de un camión: la falla de un

camión debe ser resuelta mediante el desvío de un camión que esté operando en estéril hacia el

mineral planta y las capacidades colchón de las tolvas y el silo deben mantener la alimentación

a la aglomeración mientras se resuelve la situación.

Restricciones del suministro de mineral desde la mina por falla de pala: en este caso, la

situación se enfoca conforme a la situación real, considerando el uso de cargadores frontales y

eventualmente la reubicación de una pala estéril.

41

Necesidad de operar por sobre la capacidad nominal para recuperar tonelaje: aglomeración

tiene una capacidad nominal de 2.800 ton/h y de diseño de 3.220 ton/h en base seca y la planta

de chancado tiene una capacidad nominal de 3.109 ton/h y de diseño de 3.576 ton/h en base

seca. Las diferencias de capacidad entre ambas áreas provienen de las diferencias previstas de

tiempos de operación.

Corte de correa de alimentación al aglomerador: esta falla puede ser provocada por desgaste de

la correa o por la presencia de algún elemento cortante. La solución a este problema es cambiar

la cinta o instalar un empalme provisorio, dependiendo de la gravedad de la situación.

Aviso de desviación de la correa alimentadora del aglomerador: en este caso, la carga de la

correa puede estar descentrada o también que polines o poleas estén desalineados. Se debe

revisar e informar al área de mantenimiento para solucionar el problema.

3.3. Descripción del Apilamiento de Mineral

El chancado, aglomeración y apilamiento, durante los primeros años, se trabajó en campañas de 40 días

y luego en campañas de 36 días para construir cada módulo de 2.000.000 ton. Cada campaña se

compone de uno o más módulos de un tipo de mineral (por ejemplo, óxidos), seguido de uno o más

módulos de mineral del otro tipo (por ejemplo, sulfuros). En el primer período hubo una proporción de

3 módulos de óxidos por 6 módulos de sulfuros al año y gradualmente fue aumentando la proporción

de mineral sulfurado.

Las pilas son del tipo dinámico de 10 m de altura y existen 2 áreas (pilas) para el apilamiento separado

de los óxidos y de los sulfuros. La configuración de ambas áreas es del tipo hipódromo (race track),

con módulos de lixiviación de 2.000.000 ton instalados en paralelo, lado a lado en forma continua para

los óxidos y en forma discontinua, con un espacio libre intermedio, para los sulfuros.

La pila de óxidos tiene capacidad para 4 módulos de 550 m de largo por 246 m de ancho en la base. La

pila de súlfuros se ha diseñado para una capacidad de hasta 14 módulos de 370 m de largo por 375 m

de ancho en la base. El largo de los módulos es según una paralela a las correas sobre terreno y el

ancho según la pendiente máxima del piso.

42

El mineral aglomerado, con una capacidad nominal de 50.000 ton/día y una humedad en el orden de

8%, es descargado desde el tambor aglomerador a la correa sobre terreno con carro repartidor 41-CV-

11 de 1.663 m de largo, que alimenta la correa móvil auto propulsada 41-CV-13 de 300 m de largo.

Sobre esta correa móvil transita un carro repartidor con la correa apiladora transversal 41-CV-14 de 25

m de largo, para el área de óxidos.

La correa sobre terreno 41-CV-11 tiene la opción de transferir la carga a una segunda correa sobre

terreno, número 41-CV-12 de 2.047 m de largo, con su propio carro repartidor que alimenta a la correa

móvil autopropulsada 41-CV-15 de 430 m de largo. Sobre esta correa móvil transita un carro repartidor

con la correa apiladora transversal 41-CV-16 de 25 m de largo, para el área de súlfuros. Las correas

móviles tipo “puente” se desplazan en retroceso paralelamente a sí mismas, a medida que se carga la

pila. Además, al llegar al extremo de un sector de apilamiento, tiene la capacidad de girar alrededor de

un eje vertical cercano a la cola, para ubicarse en el otro sector de apilamiento.

3.3.1. Descripción de las Instalaciones y Equipos Principales

El sistema de apilamiento está constituido por un conjunto de equipos, que permiten transportar el

mineral aglomerado desde la descarga del tambor aglomerador hasta ser depositado en forma ordenada

en las pilas de lixiviación, tanto de óxidos como de sulfuros.

La capacidad nominal de las instalaciones es de 50.000 ton/día, para transportar y depositar mineral

aglomerado en las pilas. La capacidad de diseño del sistema es 3.477 ton/h, peso húmedo. Todas las

correas son de 48” de ancho, salvo las correas transversales apiladoras, que son de 60”. Para asegurar

que los márgenes de operación del sistema sean respetados durante el apilamiento, el operador cuenta

con la ayuda de un sistema de posicionamiento conocido como GPS diferencial (Global Position

System).

Este sistema está compuesto por los siguientes equipos:

41-CV-11 Correa Alimentación Pilas de Lixiviación Óxidos (sobre terreno)

41-MH-01 Carro Repartidor Óxidos

41-CV-12 Correa Alimentación Pilas de Lixiviación Sulfuros (sobre terreno)

41-MH-02 Carro Repartidor Sulfuros

41-CV-13 Correa Móvil Apilamiento Óxidos

43

41-CV-14 Correa Carro Repartidor

41-CV-15 Correa Móvil Apilamiento Sulfuros

41-CV-16 Correa Carro Repartidor

Las correas puente móviles se desplazan paralelamente a sí mismas, con su eje longitudinal

perpendicular al eje de las correas sobre terreno. La velocidad general de las correas es de 4,9 m/s,

salvo las transversales apiladoras que son de velocidad variable hasta 4,5 m/s. La velocidad de

traslación de los puentes puede variar entre 0,2 hasta 6 m/min.


Dos correas sobre terreno en serie con carro repartidor alimentan a 2 sistemas independientes de

apilamiento para los óxidos y los sulfuros, tipo hipódromo.

Ítem Apilamiento

Programa de Operación 365 día/año (24 h/día)

Disponibilidad [%] 75




Capacidad de Diseño [ton/h] (peso húmedo) 0,42

Variador de Velocidad Variador de frecuencia

Telas 4


Cubierta Inferior 6

Tabla 3.10. Criterios de diseño y parámetros principales del apilamiento.

3.3.3. Operación del Apilamiento


La experiencia en los sistemas de transporte y apilamiento de mineral aglomerado indica que la

mayoría de los problemas están centrados en las características y consistencia del glómero y en el

diseño y mantenimiento de las transferencias y sistemas de limpieza del retorno de las cintas

transportadoras.

Si bien el comportamiento de diferentes minerales no es idéntico entre sí, hay ciertos temas reiterados

en la práctica que se toman en cuenta en los diseños, pero que requieren ajustes en la operación real:

44

Material adherido en el retorno de las correas

Atascamiento de chutes

Desalineamiento de las correas transportadoras

Detenciones del apilamiento por atraso en el retiro de los ripios

Estos problemas se han demostrado como críticos y requieren de una atención dedicada, si es necesario

asignando un grupo de tarea para buscar la solución. No debe arrastrase el problema, porque genera

círculos viciosos si no se resuelven. Los caminos de solución son los mismos, pero difieren en el

detalle de su aplicación a cada caso particular:

Control de la calidad del glómero

Pruebas con distintos tipos de raspadores

Pruebas con distintos materiales de revestimiento

Mejoramiento de los diseños de los chutes

Incorporación de placas desviadoras y centradoras de carga

Limpieza oportuna de polines, poleas y estructura

Mantenimiento dedicado, con especial énfasis en dejar información sobre las fallas y sus

causas

3.3.3.2. Operación del Sistema de Apilamiento

Además de su función de transporte, el apilamiento tiene una función importante para el proceso, ya

que es responsable de la calidad en la formación de la pila. En esta última función se debe formar la

pila, al ritmo programado, con la altura especificada y una superficie superior tan suave como sea

posible.

Para lograr estos objetivos, el primer requerimiento es trabajar en forma consistente, en cuanto a ritmo

de alimentación del material, humedad y características de cohesión del glómero. El cumplimiento de

este objetivo es responsabilidad de la aglomeración, por lo cual se ha insistido que ésta opere en forma

continua y estable.

El segundo objetivo está relacionado con la operación misma del apilamiento, específicamente, los

siguientes temas:

45

Posición de trabajo del puente en relación al frente de la pila

Velocidad del carro repartidor

Magnitud y velocidad con que el puente retrocede al final de cada pasada del apilador (paso)

Velocidad de la correa apiladora (forma de la parábola de caída)

Magnitud y variaciones del ritmo de alimentación de mineral

Control de la altura de apilamiento

Para obtener un buen carguío de las pilas, es muy importante la experiencia, destreza y atención del

operador del sistema.

De acuerdo a las características del mineral y la apreciación de la operación, es importante definir la

necesidad de mantenimiento de la superficie de la cancha después del término de cada ciclo de

apilamiento-lixiviación y retiro de ripios.

Es recomendable que el operador tenga referencia de la cantidad de material que se tiene en el proceso

en la línea de operación desde la salida del silo y el tiempo que demora en descargar el sistema.

La secuencia de operaciones, similar para óxidos y para sulfuros, es la siguiente:

a) El carro repartidor avanza hasta llegar al extremo de la pila. En este punto, un interruptor de

límite le indica al tripper que su movimiento siguiente debe ser en el sentido contrario y al

puente que debe retroceder en un “paso”, después de un tiempo de retardo definido. Terminado

el llenado de la pila en esta posición extrema final, el carro repartidor inicia su viaje de regreso,

cargando la pila según lo ya señalado, hasta llegar al extremo opuesto y así sucesivamente.

b) El movimiento de retroceso de la correa puente es seguido por el carro repartidor de la correa

sobre terreno, para mantener constante la posición relativa en la transferencia de ambas correas

(esta posición del carro repartidor se determina con ayuda del GPS).

c) Para el movimiento en retroceso del puente 41-CV-13 para los óxidos o 41-CV-15 para los

sulfuros se usa la información entregada por las antenas del GPS ubicadas en los dos extremos

del puente (más una estación central en los sulfuros) y el sistema de alineamiento propio de las

orugas.

46

d) Como se ha señalado, la posición del puente se determina mediante la ayuda de una estación

GPS Diferencial, la cual está ubicada en un poste cercano a la pila S-14, que es una posición

central. Se considera como eje “y” a uno paralelo a la correa sobre terreno; como eje “x” a uno

paralelo a la correa móvil en su posición operacional (perpendicular a la correa sobreterreno) y

el eje “z” uno perpendicular al plano “xy”.


Para el sistema de apilamiento, se considera como operación normal a aquella que se realiza en forma

continua y estable a la capacidad nominal de 2.800 ton/h, en base seca, con un glómero de buena

calidad física.

a) Se considera una desviación en la operación la producción de glómeros de calidad no

adecuada. El “glómero de buena calidad” es un parámetro de difícil cuantificación, en que la

“calidad” se aprecia por la consistencia visual del glómero, por su comportamiento al

comprimirlo con la mano con guante de goma y por su comportamiento en su manejo y pilas.

El manejo de este parámetro depende fuertemente de la experiencia práctica general de los

operadores y su conocimiento de los diferentes tipos de mineral. Los criterios de diseño de

Spence indican que el mineral es de buena permeabilidad y bajo contenido de finos.

b) Una desviación común es el atascamiento de chutes, ya que ésta se presenta en el transporte de

aglomerado, debido a variaciones en el contenido de finos arcillosos o incremento de la

humedad.

c) Falla del sistema de control; si esto ocurre, el apilamiento se detiene. El líder de grupo debe

recurrir al personal de mantenimiento para la solución de esta falla a la brevedad posible, ya

que una detención del sistema de apilamiento conlleva a la detención de aglomeración y

chancado.

d) Desalineamiento de las correas; durante la operación de la planta, en el caso de presentarse

desalineamiento de las correas, éstas se detienen debido al enclavamiento de protección que

tienen, debe evaluarse la causa del desalineamiento y corregirse antes de poner en operación el

sistema nuevamente.

e) Desalineamiento del puente apilador; el alineamiento se realiza en forma automática con ayuda

del sistema de control, en caso de presentarse desalineamiento el PLC detendrá el sistema si

esta condición persiste por más de 10 segundos.

47

3.3.3.4. Situaciones Límites de Proceso

Se entiende como situación límite de proceso a aquella en que se ha superado los valores de diseño de

los equipos o los parámetros del proceso, tales como flujos, presiones, temperaturas, niveles de

estanques y buzones y otros. Para este sistema se visualiza como causa más frecuente la presencia de

glómeros con gran tendencia a pegarse a las paredes de los chutes y a las cintas, que pueden llegar a

interrumpir la operación. Para este sistema se visualizan las siguientes situaciones de este tipo:

Detenciones no programadas por atascamiento de chutes. La limpieza de chutes debe realizarse

con estricto cumplimiento de la reglamentación sobre bloqueo de equipos o instalaciones a

intervenir.

Detenciones no programadas para limpieza de correas y raspadores, nuevamente, con estricto

cumplimiento de la reglamentación sobre bloqueo de equipos o instalaciones a intervenir.

Las detenciones por activación de las cuerdas de emergencia o de alguna botonera de

emergencia debe ser investigada con gran atención y urgencia. No se debe reiniciar las

operaciones sin haber inspeccionado detalladamente el equipo o los equipos afectados por la

detención de emergencia, haber establecido las causas de la paralización y haberlas resuelto.

La rotura de correas es un evento de baja probabilidad; sin embargo, se han considerado

antenas detectoras en las correas de gran longitud. Debe cuidarse que los chutes tengan su

mantenimiento preventivo oportuno para evitar la caída de trozos de revestimientos o pernos al

flujo de mineral, en especial aguas abajo de los harneros terciarios. Debe evitarse la presencia

de polines que no giren, pues por desgaste pueden romperse y presentar bordes filosos al paso

de las cintas.

48

CAPÍTULO IV. Definición, Objetivos y Alcance del Proyecto

“Optimización del Área Seca”

Se recopiló información a través del área de Proyecto y Operación Planta. La información entregada

por las distintas áreas consta de informes de ingeniería básica, ingeniería de detalles, memorias de

cálculo, planos, etc.

4.1. Objetivos

Aumentar la capacidad nominal del área seca de 50.000 a 61.200 ton/día de mineral seco.

Aumentar la disponibilidad de los equipos de la planta de 67 a 75%.

Incrementar el rendimiento global de la producción.

4.2. Alcance

El proyecto está dividido en 2 etapas: “Incremento del Rendimiento” que incluye las áreas de chancado

primario, chancado y harneado y aglomeración (desde 30-CR-01 hasta 40-CV-08). Y la segunda etapa,

denominada “Optimización del Apilamiento” abarca el área de apilamiento de óxido y súlfuro (desde

41-CV-11 hasta 41-CV-16).

4.2.1. Incremento del Rendimiento

Chancado (Área 35)

Correa 35-CV-01/02

Los cambios implican el reemplazo del motor existente de 298 kW por un nuevo motor de 373 kW,

lo que implica además repotenciar el sistema motriz debido al incremento de las tensiones resultantes

en la partida de la correa en atascamiento por mineral.

49

Correa 35-CV-03

El moto-reductor presenta alta temperatura y se proyecta procesar mineral óxido apilado con un mayor

contenido de fino, por lo tanto, se debe reemplazar el sistema motriz existente de 30 kW por uno de 55

kW con velocidad de 1,8 m/s.

Correa 35-CV-04

No se requiere realizar cambios al sistema de accionamiento, en consideración que la correa además

cuenta con motor de apoyo para las partidas de 112 kW.

Correa 35-CV-05

El diseño original de la correa fue para un flujo mayor al requerido de 61.200 ton/día, por lo que no se

requiere repotenciar.

Correa 35-CV-06

Se debe repotenciar sistema de accionamiento de 447 kW a 522 kW, lo cual implica el reemplazo del

motor y del sistema motriz.

En la Figura 4.1. se muestra el diagrama del área de chancado y en un círculo de color naranjo, los

equipos repotenciados.

Figura 4.1. Diagrama del área de chancado.

50

Aglomerado (Área 40)

Correa 40-CV-08

Esta correa no requiere cambios debido a que operará normalmente con un flujo menor (1.650 ton/h)

alcanzando el máximo de 3.300 ton/h cuando opere una sola línea de aglomeración.

Alimentador 40-FE-15

Para alcanzar los 50.000 ton/día por la segunda línea de aglomeración este equipo requiere ser alargado

en 6,45 m. Repotenciar el sistema motriz de 75 a 200 kW y modificar poleas y ejes para las nuevas

tensiones.

Alimentador 40-FE-16

Este alimentador quedará descargando sobre la correa 40-CV-08, por lo que su longitud no requiere ser

modificada, sin embargo para alcanzar los 3.400 ton/h se requiere repotenciar el sistema motriz de 75 a

150 kW.

En la Figura 4.2. se muestra el diagrama del área de aglomeración y en un círculo de color naranjo, los


Figura 4.2. Diagrama del área de aglomeración.

Además, para poder procesar 61.200 ton/día se requiere instalar una segunda línea de aglomeración,

donde sus componentes se detallan a continuación.

51

Correa 40-CV-107

Esta correa recibe la descarga del alimentador 40-FE-15 para alimentar a la correa 40-CV-108.

Correa 40-CV-108

Esta correa recibe la descarga de la correa 40-CV-107 para alimentar al nuevo tambor aglomerador 40-

AD-02.

Tambor Aglomerador 40-CV-02

Este nuevo aglomerador es alimentado por la correa 40-CV-108 y descarga en la correa 40-CV-110. En

la Tabla 4.2. se detallan sus características principales.

Característica Valor

Carga de Mineral [ton] 52 (12%)

Tiempo de Residencia [s] 60

Velocidad [rpm] (mínima/nominal/máxima) 2,2 / 6 / 7

Inclinación Fija [º] 6,5

Diámetro [m] 4,7

Largo [m] 16,3

Capacidad Nominal / Diseño [ton/h] 3.400 / 3.910

Disponibilidad de Diseño [%] 98

Potencia Motor [hp] 800

Cantidad de Llantas 2

Diámetro Exterior/Ancho/Espesor [mm] 5.470 / 412 / 291

Cantidad de Descansos Radiales 8

Diámetro / Ancho [mm] 672 / 476

Capacidad Total de Carga [kN] 1.530

Cantidad de Descansos de Empuje 3

Diámetro / Ancho [mm] 673 / 185

Capacidad Total de Carga [kN] 360

Tipo de Dientes del Sistema Piñón-Corona Recto

Razón de Reducción Piñón-Corona [mm] 10,96

Diámetro Exterior / Ancho Corona [mm] 6.096 / 550

Diámetro Exterior / Ancho Piñón [mm] 600 / 550

Sistema de Lubricación Piñón-Corona y

Descanso

CMD, circuito cerrado con bomba y filtro (Sistema

Dedicado)

Tabla 4.1. Características y parámetros principales de la segunda línea de aglomeración.

Además el nuevo tambor aglomerador incluye los siguientes componentes:

Manto del tambor

52

Sistema de accionamiento del tambor, incluyendo corona, piñón auto alineante con eje y

descansos, motor eléctrico, reductor y acoplamientos.

Accesorios del tambor como bandas de rodaduras, rodillos radiales soportantes y rodillos de

empuje axial.

Revestimiento interno del tambor.

Chute de descarga con chimenea para supresión de vapores ácidos.

Chute de alimentación.

Sistema de spray para adición de refino y ácido.

Sistema de lubricación automático para descansos y piñón-corona.

Sistema de control e instrumentación (paneles de control, instrumentos, etc.).

Protecciones de seguridad del sistema de accionamiento.

Estructuras soporte del sistema de accionamiento, rodillos radiales y rodillos de empuje axial.

Documentación técnica y servicios.

Correa 40-CV-110

Esta correa recibe la descarga del nuevo tambor aglomerador 40-AD-02 para alimentar a la correa 40-

CV-111.

Correa 40-CV-111

Esta correa recibe la descarga de la correa 40-CV-110 y alimenta a la correa 41-CV-11 para llevar el

mineral a la zona de apilamiento.

En la Figura 4.3. se muestra el diagrama del área de aglomeración con la segunda línea en paralelo y en

un círculo color naranjo, los nuevos equipos instalados.

53

Figura 4.3. Diagrama del área de aglomeración.

4.2.2. Optimización del Apilamiento

Apilamiento (Área 41)

Correa 41-CV-11

Para la condición de diseño original (50.000 ton/día), la capacidad de la correa es 3.478 ton/h y

velocidad 4,7 m/s, con lo cual la correa opera con un 77% de llenado demandando un consumo de

potencia de 688 kW, es decir un 71% de la potencia instalada (970 kW).

Para la alternativa de aumento de capacidad a 61.200 ton/día, la capacidad requerida por la correa

aumenta a 4.287 ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea aumentar la velocidad de la

correa a 5,2 m/s, con lo que se conseguirá que ésta opere con un 85% de llenado, demandando un

consumo de potencia de 836 kW, es decir un 86% de la potencia actualmente instalada (970 kW).

Producto de esta modificación de velocidad será necesario cambiar el sistema de transmisión del

equipo y la potencia de los motores actualmente instalados. Además deberá considerarse la

modificación de los chutes de descarga y de sus estructuras de soporte.

54

Correa 41-CV-12



potencia de 1.248 kW, es decir un 64% de la potencia instalada (1.940 kW).




consumo de potencia de 1.484 kW, es decir un 77% de la potencia actualmente instalada (1.940 kW).


equipo y la potencia de los motores actualmente instalados. Además deberá considerarse la

modificación de los chutes de descarga y de sus estructuras de soporte.

Correa 41-CV-13









equipo y la potencia del motor actualmente instalado. Además deberá considerarse la modificación de

los chutes de descarga y de sus estructuras soporte.

Correa 41-CV-14




55

Para la alternativa de aumento de capacidad a 61.200 ton/h, la capacidad requerida por la correa

aumenta a 4.287 ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea mantener la velocidad de la

correa en 3,2 m/s, con lo que ésta operará con un 87% de llenado, demandando un consumo de

potencia de 83 kW, es decir un 55% de la potencia actualmente instalada (150 kW). Por lo tanto bajo

esta condición no es necesario realizar modificaciones a la correa existente.

Correa 41-CV-15

Para la condición de diseño original (50.000 ton/h), la capacidad de la correa es 3.445 ton/h y








equipo y la potencia del motor actualmente instalado. Además deberá considerarse la modificación de

los chutes de descarga y de sus estructuras de soporte.

Correa 41-CV-16





aumenta a 4.241 ton/h. Para esta nueva condición de operación se plantea mantener la velocidad de la

correa en 3,2 m/s, con lo que ésta operará con un 86% de llenado, demandando un consumo de

potencia de 83 kW, es decir un 55% de la potencia actualmente instalada (150 kW). Por lo tanto bajo

esta condición no es necesario realizar modificaciones a la correa existente.

56

Carros Repartidores MH-01 y MH-02

Los cambios que se realizarán en estos equipos son los siguientes:

Modificación de todos los polines GARLAND de 35º a 40º.

Reemplazo de estaciones de polines fijos de 35º a 40º.

Traspaso MH-01 a Correa CV-13: Se modificará la curva de la placa deflectora (cuchara) y se

considera un accionamiento electrohidráulico o electromecánico, la tolva de recepción se

modificará considerando el uso de polines de impacto de base fija.

Traspaso MH-01 a Correa CV-11: Se modificará la tolva de recepción para evitar

acumulaciones de materiales en su interior.

Traspaso MH-02 a Correa CV-15: Se modificará la curva de la placa deflectora (cuchara) y se

considera un accionamiento electrohidráulico o electromecánico, la tolva de recepción se

modificará considerando el uso de polines de impacto de base fija.

Refuerzo de estructura de poleas.

En la Figura 4.4. se muestra un diagrama del área de apilamiento y en un círculo de color naranjo, los


Figura 4.4. Diagrama del área de apilamiento.

57

CAPÍTULO V. Análisis y Diagnóstico Operacional (Pre-

Optimización)

5.1. Evaluación y Diagnóstico de la Operación Actual

Se recopiló información histórica para elaborar gráficos y relaciones necesarias que permitan visualizar

los comportamientos operacionales de la planta de área seca con el fin de poder determinar de forma

clara las condiciones actuales de operación, rendimientos obtenidos y puntos críticos, para este efecto

se utilizó el software computacional MiniTab y Excel.

La información recopilada corresponda a:

Detenciones programadas y no programadas: fecha, tiempo de duración, equipo detenido, área

a la que pertenece, causa de detención y observaciones. (Ver ejemplo en Anexo A)

Mineral chancado diario: toneladas por día, humedad, ley, campaña, dosificación de refino y

ácido sulfúrico en el tambor aglomerador. (Ver ejemplo en Anexo A)

5.2. Equipos Críticos

Tres análisis distintos permitieron la identificación de los equipos críticos en la planta del área seca:

Por detenciones no programadas: éstas se refieren a fallas operacionales o de mantención que

no han sido proyectadas en el tiempo, como las situaciones de desviación en la operación en

las plantas de chancado, aglomeración y apilamiento que se describieron anteriormente en el

Capítulo III. De acuerdo a esto, los equipos que registraban recurrentes detenciones de este

tipo, pasaron a ser equipos críticos de la planta.

Por campaña: al tratar alternadamente mineral oxidado y sulfurado, la planta se ve afectada en

distintas áreas con cada uno de ellos. Al procesar un mineral oxidado, las rocas son más

fracturadas y hay más cantidad de finos, por lo que los harneros terciarios juegan un rol más

importante en el proceso al igual que la correa 35-CV-04, la que alimenta a los harneros

58

terciarios. En cambio, al tratar mineral sulfurado, éste es más duro y abrasivo, ya que

provienen de una roca más consolidada. Esto hace que el proceso de chancado sea más

gravitante, siendo los equipos más utilizados los chancadores y la correa 35-CV-05, la que

lleva la carga circulante (el sobre tamaño de los harneros terciarios) a los chancadores

terciarios.

Por capacidad: se realizó un balance de masa del área seca para determinar los equipos que

podrían estar siendo sobre utilizados.

A continuación se muestra en detalle el análisis de cada uno de ellos.

5.2.1. Equipos Críticos por Detenciones No Programadas

Existen dos tipos de detenciones no programadas:

Falla de Operación: esto ocurre inesperadamente en el sistema cuando se producen errores en

las prácticas de operación del proceso productivo.

Falla de Mantención: este tipo de detención ocurre inesperadamente en el sistema cuando se

producen errores en las prácticas de mantenimiento de los equipos de proceso.

Para hacer un análisis más representativo de la realidad de la operación de la planta, ésta se separó en 2

áreas: chancado (aguas arriba del tambor aglomerador) y apilamiento (aguas abajo del tambor

aglomerador), ya que ambas comprenden equipos y procesos diferentes.

En los gráficos 5.1., 5.2., 5.3., 5.4. y 5.5. se muestra el desempeño de la planta en la etapa de pre-

optimización.

59

Gráfico 5.1. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado.

En el Gráfico 5.1. se muestra un diagrama pareto, construido mediante el software MiniTab con la

información mostrada en el Anexo A, con el fin de identificar los equipos que registraban mayor

tiempo de detenciones no programadas. Las barras de color gris (frecuencia relativa) representan la

cantidad de horas de detención y la línea roja (frecuencia acumulada), el porcentaje acumulado.

Frecuencia Relativa = fi= t1 + t2 + t3,..., + tn

Ec. 5.1.

Frecuencia Acumulada = fa = fi

i=1

n

å Ec. 5.2.

donde i = equipo 1, equipo 2, equipo 3,…, equipo n.

t = tiempo de dentención 1, tiempo de detención 2, tiempo de detención 3,…, tiempo de

detención n.

Del 100% de los equipos del área de chancado, el chancador primario ocupa el 68%, con 496,3 horas

de detención, en segundo lugar la correa 35-CV-04 ocupa el 22,2%, con 162 horas de detención, y

finalmente, el chancador 35-CR-04 ocupa sólo un 9,8% con 71,5 horas de detención.

Horas 496,3 162,0 71,5

Porcentaje 68,0 22,2 9,8

% acumulado 68,0 90,2 100,0

CHANCADOR 4CORREA 4CHANCADOR PRIMARIO

800

700

600

500

400

300

200

100

0

100

80

60

40

20

0Tie

mp

o d

e D

ete

nció

n [

h]

Po

rce

nta

je

Diagrama Pareto Det. No Prog. Chancado

60

Gráfico 5.2. Detenciones no programadas mensuales del chancador primario.

Para cada uno de los equipos más críticos se hizo un análisis mensual de las detenciones registradas,

como se muestra en el Gráfico 5.2., que el peor mes para el chancador primario fue Mayo del 2012 con

un total de 129,5 horas (barra verde), siendo 110 horas por fallas de mantención (FM barra azul) y 20

horas por fallas de operación (FO barra roja). De las 110 horas por fallas de mantención, 98 horas

fueron causadas por fallas del poste del chancador, ya que debido a los constantes atastacamientos del

chancador causados por mineral con sobre tamaño, fue necesario detener la operación de este equipo

por un tiempo mayor al necesario para una mantención periódica y cambiar su abertura de 10 a 5%. Al

realizar esta modificación las fallas del poste del chancador primario disminuyeron considerablemente,

por lo que no es una falla recurrente en el tiempo. Y por el contrario, en el mes de Agosto del 2012 se

registró la menor cantidad de detenciones no programadas con un total de 5,5 horas ya que la planta

estuvo más tiempo detenida por operaciones programadas.

Gráfico 5.3. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento.

129,5

5,5

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

140,00

may

-11

jun

-11

jul-

11

ago-1

1

sep

-11

oct

-11

nov

-11

dic

-11

ene-

12

feb-1

2

mar

-12

abr-

12

may

-12

jun

-12

jul-

12

ago-1

2Tie

mp

o d

e D

eten

ció

n [

h]

Fecha [Mes-Año]

Detenciones No Programadas Chancador 30-CR-01

FM FO Total

Horas 267,2 189,1 116,7 109,4 107,7 103,8

Porcentaje 29,9 21,2 13,1 12,2 12,1 11,6

% acumulado 29,9 51,0 64,1 76,3 88,4 100,0

CARR

O 2

CORR

EA 16

TAMBO

R AG

LOMER

ADOR

1

CORR

EA 15

CORR

EA 11

CORR

EA 12

900

800

700

600

500

400

300

200

100

0

100

80

60

40

20

0Tie

mp

o d

e D

ete

nció

n [

h]

Po

rce

nta

je

Diagrama Pareto Det. No Prog. Apilamiento

61

En el Gráfico 5.3. se puede observar que del 100% de los equipos del área de apilamiento, la correa 41-

CV-12 (campaña de súlfuros) ocupa casi un 30% con 267,2 horas de detención, mientras que la correa

41-CV-11 (descarga del tambor aglomerador) ocupa un 21,2% con 189,1 horas de detención. Estas 2

correas representan más del 50% de las detenciones del área, por lo que pasan a ser equipos críticos de

la planta para analizar su desempeño mensual en el Gráfico 5.4. Además, cuatro de los seis equipos

más críticos mostrados en el mismo gráfico pertenecen a la campaña de súlfuro, esto puede ser

producto de la mayor cantidad de traspaso de mineral existente en esta campaña.

El mes con más detenciones no programadas para la correa 41-CV-12 fue Agosto del 2011 con 60,3

horas de detención, esto a causa de reparaciones de empalme en la correa y en los meses de Octubre y

Noviembre del 2011 no se registraron detenciones no programadas, ya que en ese periodo hubo una

detención general de la planta con una duración de casi un mes programada por el área de

mantenimiento. (Gráfico 5.4.)

Gráfico 5.4. Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV-12.

La correa 41-CV-11 registró más detenciones no programadas en Diciembre del 2011 con 27,3 horas,

siendo 21,4 por fallas de mantención correspondientes a reparaciones por empalme de la correa. Y en

Febrero del 2012 no se registraron detenciones no programadas a causa de un mejoramiento en

prácticas de operación y mantenimiento. (Gráfico 5.5.)

60,3

0,0 0,0 0,00

20,0040,0060,0080,00

100,00120,00140,00

may

-11

jun

-11

jul-

11

ago-1

1

sep

-11

oct

-11

nov

-11

dic

-11

ene-

12

feb-1

2

mar

-12

abr-

12

may

-12

jun

-12

jul-

12

ago-1

2

Tie

mp

o d

e D

eten

ció

n [

h]

Fecha [Mes-Año]

Detenciones No Programadas Correa 41-CV-12

FM FO Total

62

Gráfico 5.5. Detenciones no programadas mensuales de la correa 41-CV-11.

En la tabla 5.1. se muestran las 2 causas, categorizadas por tipo de falla, con mayor tiempo de

detención para los 5 equipos más críticos de la planta: chancador primario 30-CR-01, correa 41-CV-12,

correa 41-CV-11, correa 41-CV-15 (tipo puente, campaña súlfuros) y correa 41-CV-16 (apiladora de

súlfuros).

N° Equipo Tipo de Detención Causa Tiempo [h]

1 30-CR-01

Falla Mantención Poste

Sistema Enfriamiento Aceite

101,66

21,80

Falla Operación Cambio Turno Mina

Equipo de Carguío

95,61

78,38

2 41-CV-12

Falla Mantención Desalineamiento

Empalme

52,09

45,07

Falla Operación Desalineamiento

Pull Cord

3,83

3,82

3 41-CV-11

Falla Mantención Empalme

Comunicación

40,94

11,41

Falla Operación Limpieza de Área

Atascamiento

17,69

8,44

4 41-CV-15

Falla Mantención Rieles

Comunicación

31,01

10,90

Falla Operación Atascamiento

Desalineamiento

5,05

2,53

5 41-CV-16

Falla Mantención Carro de Traslación

Frenos

25,27

11,29

Falla Operación Arreglo de Piso

Atascamiento

10,08

9,80

Tabla 5.1. Listado de causas con mayor tiempo de detención de los 5 equipos más críticos del área seca.

27,3

0,0 0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

140,00

may

-11

jun

-11

jul-

11

ago-1

1

sep

-11

oct

-11

nov

-11

dic

-11

ene-

12

feb-1

2

mar

-12

abr-

12

may

-12

jun

-12

jul-

12

ago-1

2

Tie

mp

o d

e D

eten

ció

n [

h]

Fecha [Mes-Año]

Detenciones No Programadas Correa 41-CV-11

FM FO Total

63

En el gráfico 5.6. se agruparon todas las causas correspondientes a fallas de mantención de equipos

iguales o similares y se obtuvo que la causa más recurrente y con mayor tiempo de detención era la

reparación de empalmes en las correas con 106,2 horas, seguido de problemas con el eje piñón del

tambor aglomerador con 42,3 horas.

Gráfico 5.6. Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de mantención.

La misma agrupación se hizo en el gráfico 5.7., pero para las detenciones no programadas por falla de

operación, donde el desalineamiento de las correas tiene un tiempo de 57,2 horas, mientras la limpieza

de área para los mismos equipos suman 30,8 horas de detención.

Gráfico 5.7. Detenciones no programadas más recurrentes por fallas de operación.

Cabe destacar que siendo el chancador primario el equipo más crítico del área seca por detenciones no

programadas, éstas se deben principalmente a fallas de operación donde las causas principales son por

cambio de turno de la mina, equipos de carguío (palas y camiones) y puentes por mineral sobre

tamaño. Sin embargo, estas causas no son responsabilidad de la operación de la planta propiamente tal,

Empalmes (Correas) Eje Piñón (40-AD-01)

106,22

42,31

Tie

mp

o T

ota

l d

e D

eten

ció

n [

h]

Causa de Detención (Equipo)

Fallas Mantención

Desalineamiento

(Correas)

Limpieza de Área

(Correas)

57,24

30,80

Tie

mp

o T

ota

l d

e D

eten

ció

n [

h]

Causa de Detención (Equipo)

Fallas Operación

64

sino que de la operación de la mina. Por lo tanto, estas fallas no son completamente atribuibles al

chancador primario.

5.2.2. Equipos Críticos por Campaña

El apilamiento de la campaña de sulfuros dura aproximadamente 120 días, mientras que la campaña de

óxidos tiene una duración aproximada de 80 días, por lo que obviamente mientras se está procesando

mineral sulfurado, los equipos presentan mayor tiempo de detenciones no programadas que cuando se

trata mineral oxidado, como se muestra en el Gráfico 5.8. En éste, los equipos estuvieron detenidos

1.412 horas por fallas no programadas en la campaña de sulfuro, ocupando un 88,6% del total de

duración de ambas campañas, mientras que en la campaña de óxido los equipos estuvieron detenidos

sólo 182 horas correspondiente a un 11,4%.

Gráfico 5.8. Diagrama pareto de detenciones no programadas del área seca por campaña.

Al ser este análisis poco representativo por lo descrito anteriormente, se muestra en la Tabla 5.2. el

detalle de las detenciones de cada una de las campañas y sus equipos más críticos.

Horas 1412 182

Porcentaje 88,6 11,4

% acumulado 88,6 100,0

Campaña ÓxidoSúlfuro

1600

1400

1200

1000

800

600

400

200

0

100

80

60

40

20

0

Tie

mp

o d

e D

ete

nció

n [

h]

Po

rce

nta

je

Diagrama Pareto Det. No Prog. por Campaña

65

Campaña Fecha Duración

[días]

Equipos

Críticos

Tiempo

Detención

[h]

Promedio

[h/campaña]

Súlfuro 1 8-May-11

15-Sep-11

129 35-CV-04

41-CV-11

1,83

42,57

0,92

21,29

Óxido 1 16-Sep-11

29-Nov-11

75 35-CV-04

41-CV-11

63,87

25,84

31,94

12,92

Súlfuro 2 30-Nov-11

30-Mar-12

122 35-CV-04

41-CV-11

3,55

58,85

1,78

29,43

Óxido 2 5-Abr-12

13-Abr-12

10 35-CV-04

41-CV-11

0

0,79

0

0,40

Súlfuro 3 16-Abr-12

8-Ago-12

115 35-CV-04

41-CV-11

0,15

40,71

0,08

20,36

Tabla 5.2. Equipos críticos y tiempos de detención por campaña.

La correa 35-CV-04 perteneciente al área de chancado y la correa 41-CV-11 perteneciente al área de

apilamiento son los más afectados al procesar mineral oxidado o sulfurado, ya que ambos equipos

participan activamente en ambas campañas.

Para cada equipo se calculó el promedio de tiempo de detención por campaña, siendo Óxido 1 la

campaña con más detenciones para la correa 35-CV-04 con un promedio de 31,9 horas, mientras que la

correa 41-CV-11 tuvo un mayor tiempo en la campaña Súlfuro 2 con un promedio de 29,4 horas.

Como se mencionó anteriormente, según la campaña que se esté procesando, distintos equipos se van a

ver afectados, por lo que se demuestra con el análisis anterior que la correa 35-CV-04 es también uno

de los equipos más críticos de la planta al procesar mineral oxidado.

Cabe destacar que la campaña Óxido 2 sólo tuvo una duración de 10 días porque se produjo una falla

estructural grave en la correa 41-CV-13 (tipo puente) y la campaña tuvo que ser interrumpida. Por lo

que a los 3 días después se comenzó a apilar súlfuro para no detener la producción de la planta.

66

5.2.3. Equipos Críticos por Capacidad

Para este análisis se realizó un balance de masa en el área seca, mediante una planilla dinámica de

Excel (Anexo B).

El diagrama comprende desde la alimentación de la mina al chancador primario, hasta la correa 41-

CV-11, descarga del tambor aglomerador y alimentación a la zona de apilamiento para ambas

campañas (Ver detalle del balance de masa en el Anexo B). Esto debido a que desde la correa 41-CV-

11 hasta la correa 41-CV-16 sólo existe traspaso de mineral de una correa a otra, por lo que el flujo

másico permanece constante.

Para obtener el rendimiento de cada uno de los equipos mediante este balance, es necesario ingresar

algunos datos a la planilla, para que ésta calcule los flujos másicos, como por ejemplo:

Rendimiento [tms/día]: flujo másico seco por día.

Humedad [%]: se debe ingresar el porcentaje de humedad que trae el mineral proveniente de la

mina.

Disponibilidad [%]: para este escenario de pre-repotenciamiento, la disponibilidad de diseño

de la planta es 67%.

Factor de Diseño: en pre y post repotenciamento, este factor permanece constante en 1,15.

Material Pasante: este valor se refiere al flujo de bajo tamaño en los harneros secundarios

(scalpers), ya que actualmente no se puede obtener un valor real debido a la inexistencia de los

equipos necesarios para dimensionar este flujo en la planta. Por esta razón, se tiene un valor

estimativo entre 30% y 60%. Para este balance se utilizó el valor 50%, ya que es más

representativo de la operación actual.

Carga Recirculante: este valor tampoco representa la realidad, ya que la correas 35-CV-04 y

35-CV-05 no tienen pesómetro para saber con exactitud el mineral que se está recirculando.

Por lo tanto, para este balance se usó el valor 45% de la suma del producto de los chancadores

secundarios (30-CR-03/04) y el bajo tamaño de los harneros secundarios (35-SN-01/02), ya

que este valor representa la peor condición para el proceso. (Ver detalle del balance de masa en

el Anexo B)

Tiempo Óptimo de Operación [h/día]: es la cantidad de horas operativas de la planta en un día

y se ingresa este valor para calcular el rendimiento de cada equipo en ton/h.

Dosificación de Refino y Ácido Sulfúrico en Tambor Aglomerador [ton/h]: este valor es

necesario para calcular el flujo másico húmedo que se dirige a la zona de apilamiento.

67

Al mismo tiempo de calcular el rendimiento por equipo en la planilla, se obtiene una tabla dinámica

(ver Anexo B, tabla B-1.1.), la que está condicionada con 2 valores: capacidad nominal y capacidad de

diseño de cada equipo del área seca. Esto con el fin de obtener alertas que muestran los equipos que

están siendo sobre utilizados. La alerta de color amarillo indica que el equipo está trabajando entre su

capacidad nominal y la de diseño, caso completamente normal y que representa la operación real de la

planta, mientras que la alerta de color rojo indica que el equipo está trabajando sobre su capacidad de

diseño, por lo que se deben chequear los valores ingresados a la planilla y variar alguna condición de

operación para que esta situación no ocurra en la operación real. Y, finalmente, si la celda no presenta

ningún tipo de alerta (color blanco) es porque el equipo está trabajando bajo su capacidad nominal.

Para este balance de masa, en un escenario de pre-optimización con los parámetros de diseño originales

de la planta, mencionados anteriormente, el equipo que presentó alerta bajo las condiciones de

humedad, tiempo de operación, dosificaciones de refino y ácido, mencionadas enteriormente, fue el

tambor aglomerador 40-AD-01 y la correa 40-CV-08,ya que el flujo másico de estos equipos, al

procesar 50.000 ton/día (capacidad nominal de la planta), trabajan con un valor se ve sobrepasado en

su capacidad (ver diagramas y tabla resumen en la sección B-1 del anexo B).

A mismo tiempo, al realizar el balance de masa para la capacidad de diseño de la planta en etapa pre-

optimización (57.500 ton/día), bajo las mismas condiciones que el balance anterior, los equipos que

presentaron alertas fueron los alimentadores 30-FE-01/02, las correas 35-CV-01/02, los harneros

secundarios 35-SN-01/02 y la correa 35-CV-06 en la zona de chancado, las correas 41-CV-

11/12/13/14/15/16 en la zona de apilamiento y en un estado más crítico, los alimentadores 40-FE-

15/16, la correa 40-CV-08 y el tambor aglomerador 40-AD-01 que sobrepasa su capacidad de diseño

con un flujo másico de 3.719 ton/h. (Ver diagramas y tabla resumen en la sección B-2 del anexo B).

El desempeño de los equipos en ambos balances de masa justifica la instalación de la segunda línea de

aglomeración en la planta, ya que sin ésta sería imposible llegar a procesar las 61.200 ton/día

comprometidas en el proyecto de optimización del área seca.

68

5.3. Tiempo de Operación Efectiva

El tiempo de operación efectiva del área seca se puede definir de 2 formas:

Tiempo de operación de la correa 40-CV-08. Si ésta se detiene o un equipo cualquiera de la

planta provoca una detención en la operación de esta correa, disminuye el tiempo de operación

efectiva de la planta que para la etapa de pre-repotenciamiento es 16,08 h/día.

Cuando el pesómetro de la correa 40-CV-08 marca un valor igual o mayor a 2.950 ton/h, se

considera tiempo de operación efectiva. Cualquier valor bajo ese rendimiento disminuye el

tiempo óptimo de operación de la planta.

El valor de tiempo de operación efectiva también se puede calcular, mediante las detenciones

programadas y no programadas de la planta. Si en un día hay más de 6 horas por detención

programada, éste es un día no operativo y no se considera para los cálculos. Bajo estos conceptos se

analizó el comportamiento del tiempo operación efectiva por campaña.

Gráfico 5.9. Gráfico de cajas de tiempo de operación efectiva del área seca por campaña.

Según un análisis previo mediante el software MiniTab, el tiempo de operación efectiva no presenta un

comportamiento que se ajuste a una distribución normal, por lo que sólo se puede comparar su

desempeño mediante sus medianas. Se ve claramente en el Gráfico 5.9. que no hay una diferencia

significativa entre ellas (20,2 h para óxidos y 20,1 h para súlfuros), por lo que el desempeño para cada

SúlfuroÓxido

25

20

15

10

5

0

Campaña

Up

Tim

e [

h]

20,0820,24

Gráfica de caja de Up Time por Campaña

69

campaña no puede ser identificado como un proceso individual. Por lo tanto, el tiempo de operación

efectiva para ambas campañas se comporta de manera similar. Sólo se puede observar una pequeña

diferencia en el tamaño del tercer cuartil, que indica que en la campaña de óxido, el tiempo de

operación efectiva se mantuvo más veces con un tiempo mayor a 20,2 h al día. Finalmente, la campaña

de sulfuro presenta mayor cantidad de datos anómalos en el primer cuartil, lo que hace que el tiempo

operación efectiva tenga un mejor desempeño en la campaña de óxido. Esto puede ser ocasionado

debido a la menor cantidad de equipos existentes en dicha campaña, por lo que el mineral se ve menos

intervenido.

70

CAPÍTULO VI. Análisis y Evaluación Post-Optimización.

La optimización del área seca terminó a fines de Agosto del 2012, pero sólo para la campaña de

óxidos, la que comenzó el 1 de Septiembre. Desde esta fecha y hasta el 30 de Noviembre del mismo

año, la operación se consideró como la etapa de post-optimización y periodo de marcha blanca del

proyecto para este trabajo.

Para analizar y evaluar el desempeño del área seca en este nuevo escenario, se realizaron los mismos

análisis que para la condición pre-optimización, hecho que permitió establecer una comparación más

representativa de la realidad de la planta.

Por otra parte, la segunda línea de aglomeración fue puesta en marcha a fines de Agosto, lo que

contribuyó, en gran parte, a la inestabilidad de la planta, ya que los tiempos de pruebas en vacío y con

carga, provocaron el empeoramiento del desempeño de la planta durante los últimos meses,

disminuyendo su tiempo de operación efectiva.

6.1. Equipos Críticos

6.1.1. Equipos Críticos por Detenciones No Programadas

Al igual que en el caso anterior, se separó el área seca en 2 áreas: chancado y apilamiento. En el

Gráfico 6.1. se observa que el chancador primario ya no es el equipo más crítico del área, sino que es la

correa 35-CV-04 con 73,4 h de detención, correspondiente al 74,9% del tiempo de detención de todos

los equipos del área, mientras que el chancador primario está en segundo lugar con sólo 22,7 h de

detención, correspondiente al 23,1%.

71

Gráfico 6.1. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de chancado.

En el área de apilamiento (Gráfico 6.2.), la correa 41-CV-11 es la que registra mayor tiempo de

detención con 15 h, correspondiente al 77,8% y el tambor aglomerador 1 con 4,3 h de detención

correspondiente al 22,2% del total de tiempo de detención de todos los equipos de esta área. Esto

coincide con el diagnóstico pre-optimización donde la correa 41-CV-11 también era uno de los equipos

más críticos de la planta.

Gráfico 6.2. Diagrama pareto de detenciones no programadas en el área de apilamiento.

La principal causa de detención de la correa 41-CV-11 durante estos 3 meses fue por reparación de

empalmes con un tiempo total de 10,2 h.

Al agrupar las fallas más recurrentes en equipos iguales o similares (Gráfico 6.3), se obtuvo que la falla

por reparación de empalmes siguió siendo la principal causa de detención en las correas y es muy

Horas 73,43 22,66 1,89

Porcentaje 74,9 23,1 1,9

% acumulado 74,9 98,1 100,0

OtroCHANCADOR PRIMARIOCORREA 4

100

80

60

40

20

0

100

80

60

40

20

0

Tie

mp

o d

e D

ete

nció

n [

h]

Po

rce

nta

je

Diagrama de Pareto Det. No Prog. Chancado

Horas 15,01 4,28

Porcentaje 77,8 22,2

% acumulado 77,8 100,0

TAMBOR AGLOMERADOR 1CORREA 11

20

15

10

5

0

100

80

60

40

20

0

Tie

mp

o d

e D

ete

nció

n [

h]

Po

rce

nta

je

Diagrama de Pareto Det. No Prog. Apilamiento

72

importante destacar que en los meses analizados anteriormente, el tiempo de detención por reparación

de empalmes fue de 106 h y ahora en sólo 3 meses ya estuvieron detenidas las correas 71 h por la

misma causa. Este hecho fue totalmente previsto en este periodo de marcha blanca del proyecto, ya que

al aumentar la velocidad y porcentaje de llenado de la mayoría de las correas, como se definió

anteriormente, sin duda que el desempeño de éstas sería peor, hasta alcanzar la estabilidad de los

equipos en el proceso productivo, una vez que el periodo de marcha blanca del proyecto haya llegado a

su fin.

Gráfico 6.3. Agrupación de las fallas más recurrentes en el área de chancado y apilamiento.

Las fallas de operación a causa de mineral sobre tamaño y cambio de turno de la mina tienen un tiempo

mucho menor y proporcional al tamaño de muestra analizado.

6.1.2. Equipos Críticos por Campaña

Este análisis ya fue hecho en la sección anterior, ya que en los 3 meses post-repotenciamiento sólo se

trabajó en campaña de óxido, es por eso que la correa 41-CV-12 no presenta detención durante este

tiempo.

6.1.3. Equipos Críticos por Capacidad

En el balance de masa para 61.200 ton/día (capacidad nominal en el proyecto optimización) se

utilizaron los mismos parámetros que para el anterior, sólo cambió la disponibilidad de 67 a 75% y las

Empalmes Puente con

Mineral Sobre

Tamaño

Cambio Turno

Mina

71,3

8,3 7,9

Tie

mp

o d

e D

eten

ció

n [

h]

Tipo de Falla

73

capacidades nominales y de diseño de los equipos que fueron y serán repotenciados. (Ver detalle del

balance de masa en el Anexo B-3)

Como se muestra en la tabla B-3.1. del Anexo B, ningún equipo presenta una condición crítica, de

acuerdo a las nuevas capacidades nominales y de diseño de algunos equipos, lo que significa que

gracias al proyecto los equipos de la planta no están siendo sobre utilizados.

6.2. Tiempo de Operación Efectiva

Una de las promesas del proyecto de optimización es tener un tiempo óptimo de operación de 18 horas

como promedio mensual.

Como el tiempo de duración de la etapa de post-optimización fue insuficiente, se hizo un análisis más

detallado del tiempo de operación efectiva, calculando éste día a día desde el 1 de Septiembre hasta el

30 de Noviembre, para ver su desempeño. El promedio total es de 17,1 horas, lo que aún es muy bajo y

no alcanza las expectativas del proyecto. Pero al calcular un promedio móvil por semana (línea verde,

turno 7x7), desde el 1 de Septiembre hasta el 20 de Octubre hubo una mejoría comparado con el mes

de noviembre (Gráfico 6.4.). Ahora, el promedio mensual del tiempo de operación efectiva (línea roja)

fue de 17,3 en Septiembre, 16,4 en Octubre y 17,4 en Noviembre. La baja en el mes de octubre

corresponde a fallas esctructurales ocurridas en la correa 41-CV-13, lo que impidió la operación

normal de la planta desde el día 21 al 30 de Octubre. Posteriormente, en la última semana de

noviembre hubo un incidente en la correa 41-CV-14 afectando también el normal funcionamiento de la

planta.

74

Gráfico 6.4. Tiempo de operación efectiva área seca post-optimización.

Por otra parte, si se compara el desempeño del tiempo de operación efectiva para las distintas

campañas, se puede observar en el Gráfico 6.5., que éste, en la campaña de óxido pre-optimización

tiene una mediana de 20,2 h, mientras que en la misma campaña post-optimización tiene una mediana

de 19,2 h. Esto significa que el tiempo de operación efectiva pre-optimización fue mejor. Además, sólo

se puede hacer una comparación entre campañas de óxido, ya que no hubo campaña de mineral

sulfurado durante la duración de este trabajo.

Gráfico 6.5. Gráfico de caja de tiempo de operación efectiva por campaña y por estado del proyecto.

17,3 16,4 17,4

0,0

5,0

10,0

15,0

20,0

25,0

30,0

01-s

ep-1

2

08-s

ep-1

2

15-s

ep-1

2

22-s

ep-1

2

29-s

ep-1

2

06-o

ct-1

2

13-o

ct-1

2

20-o

ct-1

2

27-o

ct-1

2

03-n

ov

-12

10-n

ov

-12

17-n

ov

-12

24-n

ov

-12

Tp

o.

de

Op

. E

fecti

va

[h

/día

]

Fecha [día-mes-año]

Tiempo de Operación Efectiva

Up Time Promedio Semanal Promedio Mensual

Estado

Campaña

Pre-RepPost-Rep

SúlfuroÓxidoSúlfuroÓxido

25

20

15

10

5

0

Up

Tim

e [

h]

20,08

20,2419,25

Up Time Estado/Campaña

75

6.3. Rendimiento

Se realizó el mismo análisis anterior, pero ahora para verificar si el proyecto de optimización cumple el

objetivo de aumentar el rendimiento del área seca desde 50.000 a 61.200 ton/día. Para esto, se hizo un

gráfico de caja (Gráfico 6.6.) para comparar las medianas entre los procesos, ya que esta característica

tampoco presenta un comportamiento ajustado a una distribución normal.

Gráfico 6.6. Gráfico de caja de rendimiento del área seca por campaña y por estado del proyecto.

La mediana del rendimiento en campaña de óxido pre-optimización es 60.777 ton/día, mientras que

para la misma campaña en post-optimización es 56.442 ton/día, lo que significa que el 50% de los días

de duración, es decir 30 días, de la campaña hasta ahora tuvo un rendimiento igual o mayor a 56.442

ton/día.

Al igual que en el caso del tiempo de operación efectiva, el desempeño post-optimización es más bajo,

pero también teniendo en consideración que la planta se encontraba en un estado de marcha blanca

hasta que todos los trabajos correspondientes al proyecto de optimización hayan finalizado.

En un gráfico más detallado (Gráfico 6.7.), el promedio del rendimiento de los 3 meses post-

optimización es 53.884, lo que está muy por debajo del objetivo. Sin embargo, al contar los días que sí

se llegó a las 61.200 ton/día o más, éstos fueron 39 de un total de 91 días, lo que corresponde a un

43%. Sin embargo, el promedio semanal (línea verde) mostró una mejoría en alza durante los meses de

Septiembre y Octubre hasta los incidentes ocurridos y mencionados anteriormente.

Estado

Campaña

Pre-RepPost-Rep

SúlfuroÓxidoSúlfuroÓxido

80000

70000

60000

50000

40000

30000

20000

10000

0

Th

rou

gh

pu

t

58.70060.77756.442

Throughput Campaña/Estado

76

Gráfico 6.7. Rendimiento del área seca post-optimización.

53.884

-

10.000

20.000

30.000

40.000

50.000

60.000

70.000

80.000

90.000

01-s

ep-1

2

08-s

ep-1

2

15-s

ep-1

2

22-s

ep-1

2

29-s

ep-1

2

06-o

ct-1

2

13-o

ct-1

2

20-o

ct-1

2

27-o

ct-1

2

03-n

ov

-12

10-n

ov

-12

17-n

ov

-12

24-n

ov

-12

Ren

dim

ien

to [

TM

S/d

ía]

Fecha [día - mes - año]

Rendimiento

Troughput Promedio Promedio Semanal

77

CAPÍTULO VII. Amenazas del Proyecto Optimización del Área

Seca

Para que el proyecto cumpla sus objetivos, es imprescindible identificar los problemas ocurridos

durante el proyecto y las posibles amenazas que se pueden presentar una vez terminado. Los

principales problemas durante la optimización fueron:

Falla estructural de la correa 41-CV-13: este incidente ocurrió a principios de Abril del 2012,

afectando directamente en los trabajos que se debían realizar, los que fueron postergados por

falta de personal y mano de obra, ya que gran parte de ésta tuvo que ser destinada a la

investigación y reparación del incidente, en lugar de continuar con los trabajos del proyecto.

Dimensionamiento de chutes de traspaso: durante el proyecto, se cambiaron los equipos en

uso, por unos nuevos, pero éstos no cumplieron la expectativa en su operación y pasaron a ser

equipos críticos post-optimización.

Segunda línea de aglomeración: la puesta en marcha de esta línea estaba programada para

Junio del 2012 con una duración de 2 semanas, sin embargo duró alrededor de 2 meses y

medio, debido a que se realizaron pruebas hasta mediados de agosto, siendo las principales

fallas el desalineamiento de las correas 40-CV-110/111 (descarga del tambor aglomerador 2) y

filtraciones de aceite en el tambor.

Inestabilidad de la planta: al comenzar la campaña de óxidos post-optimización, a pesar de que

los equipos ya habían sido repotenciados, aún quedaban trabajos pendientes en los sistemas de

control y cableado de la planta, lo que la hacía inestable y con riesgo de alcanzar el

rendimiento esperado de 3.400 ton/h. Si bien esto se logró, no fue constante y ése era el

principal objetivo del proyecto.

78

CAPÍTULO VIII. Análisis Económico.

BHP Billiton se rige por años fiscales, es decir, el año empieza en Julio y termina en el mes de Junio

del año siguiente, por lo tanto el AF11 (Año Fiscal 2011) empezó el 1 de Julio del 2010 y finalizó el 30

de Junio del 2011, el AF12 comenzó el 1 de Julio del 2011 y terminó el 30 de Junio del 2012 y así

sucesivamente.

La evaluación de factibilidad técnica y económica del proyecto Repotenciamiento del Área Seca fue

realizado por el área de finanzas de Pampa Norte – BHP Billiton en el AF10, por lo tanto, en este

capítulo sólo se muestran los análisis de sensibilidad realizados con la variación de algunos parámetros

económicos, con el fin de identificar los riesgos que podría presentar la utilidad del proyecto al variar,

por ejemplo, la disminución del precio del cobre.

En la evaluación se hizo una proyección de la producción, costo y utilidad operacional adicionales, que

iba a generar el proyecto hasta el fin de la vida útil de la mina, proyectada en ese entonces, hasta el

AF20.

La producción de cobre catódico adicional proyectada, al aumentar el rendimiento del área seca desde

50.000 hasta 61.200 ton/día, tendrá un aumento promedio de 9% anual con un máximo de 11% el

AF13 cuando se esté operando con la totalidad del área seca optimizada.

Como se muestra en los flujos de caja neto (FCN) del Anexo C, la inversión total del proyecto fue de

US$ 15.832.593 divido en dos años.

Además, el costo operacional de un día no operativo en Minera Spence es de US$ 10.000, lo que

equivale a US$ 556 por hora de detención de la planta, en condición post-optimización, cálculo

efectuado con 18 horas de operación (75% de disponibilidad). Desde el 1 de Septiembre del 2012 hasta

el 30 de Noviembre del mismo año, el tiempo que la planta estuvo detenida completamente alcanzó las

468,1 horas, lo que representó US$ 260.264 de costo operacional. Este valor fue incluído en todos los

FCN (AF13) realizados. (Anexo C).

Para visualizar mejor la variación de utilidad de la empresa, debido a la producción de cobre catódico

adicional que genera el proyecto, se realizaron distintos FCN con los siguientes análisis de

sensibilidad.

79

8.1. Análisis de Sensibilidad

El análisis de sensibilidad de los proyectos de inversión tienen por finalidad mostrar los efectos que

tendría sobre la rentabilidad una variación o cambio en el valor de una o más de las variables de costo

o de ingreso que inciden en el proyecto, y, a la vez, mostrar la holgura con que se cuenta para su

realización ante eventuales cambios de tales variables en el mercado.

Para este análisis se utilizó el método de punto de equilibrio, donde se estudia una variable por vez,

manteniendo todas las demás constantes y se evalúa hasta que punto pueden cambiar las variables del

proyecto para que el VAN (Valor Actual Neto) sea cero.

Los valores proyectados de producción, costo operacional, depreciación, valor de libro e inversión

fueron calculados en la realización de la factibilidad técnica y económica del proyecto, por lo tanto,

son parámetros invariables en los FCN realizados. Sin embargo, los parámetros que sí tienen una

variación, son el precio del cobre y la TMAR (Tasa Mínima Atractiva de Retorno), ya que de esta

última no se tiene información sobre el valor utilizado.

La depreciación del proyecto fue calculada por el área de finanzas de la empresa, según la planificación

de utilización de los equipos: en unidades de tiempo o de producción. Y el financiamiento de la

inversión, fue realizada con fondos de BHP Billiton, por lo tanto, los ítemes de los FCN relacionados

con esto, no se consideraron, como por ejemplo el préstamo, el interés y la amortización.

8.1.1. Variación del Precio del Cobre

El valor utilizado para este estudio fue de 3,38 US$/lb, equivalente a 6.963 US$/ton y el análisis

realizado fue sólo para la disminución del precio del cobre, ya que al aumentar el precio del cobre, el

proyecto no corre ningún riesgo. Por lo tanto, los casos analizados fueron los siguientes:

El precio del cobre es fijo, no aumenta ni disminuye a través del tiempo.

El precio del cobre disminuye un 5% anual.





80


En la Tabla 8.1. se muestran estas variaciones con los respectivos valores del precio del cobre para

cada año fiscal, según el porcentaje de disminución.

AF $Cu 0% $Cu -5% $Cu -6% $Cu -7% $Cu -8% $Cu -9% $Cu -10%

12 3,38 3,38 3,38 3,38 3,38 3,38 3,38

13 3,38 3,21 3,18 3,14 3,11 3,08 3,04

14 3,38 3,05 2,99 2,92 2,86 2,80 2,74

15 3,38 2,90 2,81 2,72 2,63 2,55 2,46

16 3,38 2,75 2,64 2,53 2,42 2,32 2,22

17 3,38 2,62 2,48 2,35 2,23 2,11 2,00

18 3,38 2,48 2,33 2,19 2,05 1,92 1,80

19 3,38 2,36 2,19 2,03 1,89 1,75 1,62

20 3,38 2,24 2,06 1,89 1,73 1,59 1,45

Tabla 8.1. Valores del precio del cobre para cada año en US$/lb.

En la Tabla 8.2. se muestra la producción adicional de cobre catódico gracias al proyecto de

optimización. Con estos valores y los precios del cobre de la Tabla 8.1. se calculó la utilidad

operacional anual en los FCN mostrados en el Anexo C.

Año AF 12 AF 13 AF 14 AF 15 AF 16 AF 17 AF 18 AF 19 AF 20

Producción

[ton/año] 5.678 26.004 21.965 21.219 14.922 17.437 16.335 17.384 11.704

Tabla 8.2. Producción de Cu catódico adicional del proyecto.

En el cálculo del VAN del proyecto se utilizó un valor conservador de TMAR igual a 20%, ya que

como se mencionó anteriormente no se tiene información sobre el valor real utilizado en la evaluación

del proyecto.

Para una TMAR constante para todos los periodos el VAN se calcula mediante la Ecuación 8.1.

VAN = I 0 +Fk

1+ i( )k

k=1

n

å Ec. 8.1.

donde I 0 = capital total de inversión.

81

Fk= flujo de caja neto del periodo i.

i = tasa de interés o tasa de retorno.

n = vida útil del proyecto.

Según las variaciones utilizadas en el precio del cobre mencionadas anteriormente, se obtuvieron los

valores del VAN mostrados en la Tabla 8.3.

Variación Precio Cu [%] VAN [US$/año]

0 193.934.639

-5 153.475.622

-6 146.759.401

-7 140.270.871

-8 134.001.361

-9 127.942.516

-10 122.086.286

Tabla 8.3. VAN anual según su % de disminución del precio del cobre.

Como se observa en el Gráfico 8.1., obviamente el VAN dismuye al bajar el precio del cobre, ya que el

proyecto depende de esto.

Gráfico 8.1. VAN vs la variación del precio del cobre.

-

50.000.000

100.000.000

150.000.000

200.000.000

250.000.000

-12 -10 -8 -6 -4 -2 0

VA

N [

US

$/a

ño

]

Variación $Cu [%/año]

VAN vs Variación $Cu

82

Para que el VAN del proyecto tomara el valor cero, el precio del cobre tendría que disminuir hasta un

valor menor que 1,00 US$/lb, caso que es muy poco probable que ocurra según las estadísticas del

mercado.

8.1.2. Variación de la TMAR

Por no tener acceso a la información sobre el valor utilizado al evaluar la factibilidad económica del

proyecto, se realizó un análisis, calculando el VAN del proyecto con distintos valores de TMAR: desde

5 hasta 95% para los mismos casos de variación del precio del cobre del ítem 8.1.1.

Como se puede obsvervar en el Gráfico 8.2., si la TMAR del proyecto tiende a infinito, el VAN sería

cero. Esto significa que el proyecto tiene una rentabilidad bastante estable, a pesar que la inversión y

los costos operacionales son muy elevados.

TMAR

[%]

VAN [US$]

($Cu 0%)

VAN [US$]

($Cu -5%)

VAN [US$]

($Cu -6%)

VAN [US$]

($Cu -7%)

VAN [US$]

($Cu -8%)

VAN [US$]

($Cu -9%)

VAN [US$]

($Cu -10%)

5 364.795.845 273.980.987 259.847.459 246.281.423 233.259.056 220.757.454 208.754.605

10 290.139.969 222.310.354 211.504.489 201.109.122 191.107.553 181.483.719 172.222.168

15 235.256.141 183.413.501 174.975.042 166.839.523 158.995.016 151.430.036 144.133.527

20 193.934.639 153.475.622 146.759.401 140.270.871 134.001.361 127.942.516 122.086.286

25 162.150.468 129.974.177 124.536.641 119.273.127 114.177.232 109.242.778 104.463.810

30 137.227.697 111.198.904 106.728.596 102.393.350 98.188.366 94.109.009 90.150.807

35 117.345.172 95.963.383 92.237.300 88.617.530 85.100.426 81.682.462 78.360.236

40 101.236.406 83.427.086 80.282.660 77.223.011 74.245.332 71.346.909 68.525.118

45 88.002.872 72.982.920 70.299.655 67.684.807 65.136.189 62.651.688 60.229.257

50 76.995.213 64.184.544 61.871.741 59.614.764 57.411.892 55.261.460 53.161.855

55 67.736.047 56.698.396 54.686.805 52.721.233 50.800.312 48.922.715 47.087.159

60 59.868.830 50.271.427 48.507.471 46.781.809 45.093.341 43.441.004 41.823.765

65 53.123.330 44.708.992 43.150.706 41.624.565 40.129.678 38.665.182 37.230.241

70 47.291.942 39.859.447 38.473.586 37.114.927 35.782.741 34.476.326 33.194.996

75 42.213.150 35.603.254 34.363.199 33.146.336 31.952.066 30.779.809 29.629.001

80 37.759.824 31.845.155 30.729.381 29.633.518 28.557.070 27.499.556 26.460.508

85 33.830.817 28.508.475 27.499.414 26.507.559 25.532.497 24.573.824 23.631.150

90 30.344.836 25.530.919 24.614.113 23.712.264 22.825.026 21.952.060 21.093.038

95 27.235.942 22.861.442 22.024.892 21.201.418 20.390.728 19.592.535 18.806.562

Tabla 8.4. VAN calculado a partir de variaciones en el valor de TMAR.

83

Gráfico 8.2. VAN vs TMAR con sus respectivas variaciones en el precio del cobre.

Finalmente, como se muestra en los FCN del Anexo C, la inversión total del proyecto se recupera al

segundo año de operación (AF13), tiempo en el cual el área seca estará operando con total normalidad

y estabilidad debido al término del proyecto de optimización y fin de su marcha blanca.

-

50.000.000

100.000.000

150.000.000

200.000.000

250.000.000

300.000.000

350.000.000

400.000.000

0 20 40 60 80 100

VA

N [

US

$/a

ño

]

VAN vs TMAR con variación del $Cu

Variación $Cu 0% Variación $Cu -5% Variación $Cu -6%

Variación $Cu -7% Variación $Cu -8% Variación $Cu -9%

Variación $Cu -10%

84

CAPÍTULO IX. Discusión y Conclusión.

Al realizar una comparación los diagnósticos operacionales entre pre y post-optimización en el área de

chancado, el chancador primario (30-CR-01) deja de ser el equipo más crítico, disminuyendo su tiempo

de detenciones no programadas en casi un 20%, hecho que se debió principalmente al monitoreo

constante de este equipo por el área de mantención, además de la optimización debido a las actividades

realizadas en relación a las detenciones no programadas del área de Operación Mina explicadas con

más detalle en el Anexo D-2. Mientras que en el área de apilamiento, sólo se pudo comparar entre

operaciones en campañas de óxido, por el tiempo de duración de este trabajo, y como resultado, la

correa 41-CV-11 (descarga del tambor aglomerador) y el tambor aglomerador 40-AD-01 siguieron

siendo los equipos con mayores detenciones no programadas.

Ahora, al agrupar tipos de fallas por equipo, los desperfectos y/o roturas en los empalmes de las correas

en el área de apilamiento fueron la causa principal de las detenciones no programadas en pre y post-

optimización. Sin embargo, en esta última etapa la situación fue prevista, ya que al aumentar el llenado

de las correas y su velocidad, ambas en aproximadamente un 10%, el mayor desgaste de estos equipos

era inminente.

Es muy importante destacar que además de las causas recurrentes de fallas operacionales de cada uno

de los equipos, la falta de un sistema de acopio de gruesos (stock pile) en el área seca contribuye en

gran parte al bajo desempeño del rendimiento y del tiempo de operación efectiva de la planta, ya que si

tal sistema existiera se podría compensar el tiempo de detenciones programadas y no programadas sin

afectar la producción tanto del área seca como global.

En el desempeño por campañas, los equipos que presentaron mayor cantidad de tiempo de detenciones

no programadas fueron la correa 35-CV-04 (área chancado) y la correa 41-CV-11 (área apilamiento),

generando un mayor impacto en ésta última la campaña de súlfuro, debido a que el mineral es más duro

y abrasivo, provocando sobrecarga y atascamiento en las correas.

La realización del balance de masa del área seca utilizada en este trabajo para visualizar los equipos

críticos por capacidad (Capítulo IV y V), permitió al mismo tiempo, crear una herramienta muy útil

para predecir equipos críticos, mendiante alertas presentadas bajo distintas condiciones de operación en

la planilla dinámica de éxcel explicada con más detalle en los Anexos B y D. Además, con ella se

demostró la necesidad de instalar una segunda línea de aglomeración para cumplir con uno de los

85

objetivos principales del proyecto; aumentar el rendimiendo de 50.000 a 61.200 ton/día de mineral

seco.

Por otra parte, los resultados de análsis del rendimiento y tiempo de operación efectiva no permitieron

revelar grandes diferencias entre las etapas de pre y post-optimización, ya que sus medianas eran muy

similares. No obstante, al hacer un análisis día a día del desempeño de la planta en los 3 meses en

operación de marcha blanca del proyecto trabajando en campaña de óxido, queda en evidencia que

estos 2 parámetros presentaron una mejoría en alza, a pesar de algunas fallas estructurales ocurridas

inesperadamente en la planta.

Finalmente, para llegar al rendimiento de 61.200 ton/día y a un tiempo promedio de operación efectiva

de 18 h/día, en las condiciones en las que se encontraba la planta, se debería disminuir en 2,1 h/día el

tiempo de detenciones no programadas (fallas) de la planta.

Al mismo tiempo, se recomienda realizar un análisis y discusión en el área de operaciones mina para

concensuar la disminución en los tiempos de detención por fallas provocadas por cambio de turno,

equipo de carguío, mineral con sobre tamaño, mineral fino, etc. Todas estas dificultades detectadas

generaron la formación de un equipo de trabajo en esta área, el que se responsabilizará principalmente,

de asegurar la disponibilidad de los equipos, para dar continuidad a la alimentación del chancador

primario y mantener el nivel del silo en un 70% o más.

Las propuestas de optimización indicadas en el Anexo D-3 consideran, hasta el momento, una

inversión de US$ 6.000 y el costo por detenciones no programadas durante los primeros 3 meses de

marcha blanca del proyecto fue de US$ 260.264, lo que significa sólo un 0,4% de la utilidad esperada

para el AF13. No obstante, otras propuestas como el monitoreo de empalmes en las correas y la posible

modificiación en el diseño de los chutes de transferencia, sí posibilitarían el aumento en porcentaje de

incidencia de la inversión en la utilidad para este año, sin cambios significativos durante los siguientes

períodos, cuando el proyecto de optimización ya esté completamente terminado y la planta opere en

condiciones normales.

Finalmente, el análisis de sensibilidad realizado para el proyecto no presentó riesgos en su utilidad al

variar el valor de la TMAR. Sin embargo, para el caso de las variaciones en el precio del cobre, éste

tendría que disminuir hasta un valor menor que 1,00 US$/lb, para que las utilidades se la empresa se

vieran significativamente afectadas.

86

Glosario

Mineral ROM (Run Of Mine): es el mineral que desde la extracción va directamente a la etapa de

lixiviación en las pilas de botadero o dump, sin pasar por las etapas de chancado y aglomeración, ya

que contiene una Ley menor (0,5% aproximadamente).

Rendimiento: flujo másico por hora procesado en la planta de área seca.

Tiempo de Operación Efectiva: tiempo real en el que uno o varios equipos han trabajado sin estar

detenidos, por cualquier razón que ésta sea.

Disponibilidad: La palabra disponibilidad (sin apellido), corresponde a la utilización efectiva promedio

de las instalaciones, o sea, la multiplicación de la disponibilidad electro/mecánica promedio y la

utilización operacional promedio (durante los períodos en que las instalaciones no están entregadas

para labores de mantenimiento o reparaciones).

Para la planta de chancado de Spence, la disponibilidad para efectos de diseño es de un 67% de las 24

horas, o sea, 16,08 h/día. Este valor considera el hecho que la mina en operación normal no suministra

mineral a la planta durante 3 h/día.

Capacidad Nominal: Es la tasa operacional promedio necesaria para obtener la capacidad anual

durante el tiempo efectivo de operación. El tiempo efectivo de operación es el promedio diario de horas

reales de operación (24 horas multiplicadas por la disponibilidad).

Para la capacidad anual de 18.250.000 ton, peso seco, definida para Spence, con un 67% de

disponibilidad, la capacidad nominal es 3.109 ton/h, peso seco, equivalente a 50.000 ton/d, peso seco.

Factor de Diseño: Es un factor para compensar las variaciones de la tasa o ritmo de tratamiento de

mineral dentro del período de operación efectiva de la planta. Salvo indicación en contrario, se ha

aplicado un factor 1,15 para la planta de chancado.

Capacidad de Diseño: La capacidad de diseño se obtiene aplicando el factor de diseño a la capacidad

nominal.

Capacidad de Diseño = Capacidad Nominal [ton/h] · Factor de Diseño [ton/h]

87

Para la capacidad anual de 18.250.000 ton, peso seco, definida para Spence, con un 67% de

disponibilidad y un factor de diseño de 1,15, la capacidad de diseño es de 3.575 ton/h, peso seco.

Para las especificaciones de compra, los equipos o instalaciones deben alcanzar la capacidad de diseño

en operación continua. Para efectos operacionales, la capacidad de diseño es una capacidad adicional

(catch-up), para uso ocasional, que asegure que la planta alcance siempre la capacidad nominal.

Carga Circulante: En las operaciones en circuito cerrado se incorpora el concepto de carga recirculante,

normalmente expresada en %, que corresponde al peso de la carga que recircula en relación a la carga

fresca. Para este trabajo se considera como el sobre tamaño de los harneros terciarios que retorna a su

alimentación después de haber pasado por los chancadores terciarios.

88

Referencia Bibliográfica

Minera Spence, BHP Billiton Base Metals, “Manual de Operaciones Planta”, (Dic. 2006).

Minera Spence, BHP Billiton Base Metals, “Ingeniería Básica del Proyecto Throughput

Increase 61,2 kton/día”, (Abr. 2010).

Minera Spence, BHP Billiton Base Metals, “Ingeniería de Detalles Segunda Línea

Aglomeración”, (May 2011).

Pampa Norte, BHP Billiton Base Metals, “Authorization for Expenditure Mejora

Disponibilidad Aglomeración”, (Dic. 2010).

Pampa Norte, BHP Billiton Base Metals, “Authorization for Expenditure Repotenciamiento

Correas de Chancado”, (Dic. 2010).

Pampa Norte, BHP Billiton Base Metals, “Authorization for Expenditure Repotenciamiento

Correas de Apilamiento”, (Dic. 2010).

Vega, Luis, Escuela de Ingeniería Química PUCV, “Apuntes de Ingeniería Económica”, (Mar,

2011).

89

ANEXOS

90

ANEXO A. Información Recopilada del Área Seca

En las siguientes tablas se presentan, a modo de ejemplo, la información recopilada de los 16 meses de pre-optimización del área seca, para su

posterior análisis y diagnóstico. En la primera tabla A-1, sólo se muestra la información correspondiente a los 15 primeros días del mes de Mayo

del 2011 (primer mes de optimización), ya que la base de datos es muy grande. Y en la segunda tabla A-2, se muestra la información

correspondiente al rendimiento diario del área seca (Mayo 2011, primer mes de optimización)

Fecha

Inicio

Hora

Inicio

Fecha

Fin

Hora

Fin Equipo Sistema Tipo Área Clase Horas Comentario

01-05-11 1:00 01-05-11 1:35 Chancador

primario Sin Nombre Equipo carguío Operaciones

Falla

operación 0,58 Tiempo ponderado durante turno

01-05-11 5:00 01-05-11 5:15 Correa 2 Sin Nombre Detector de metales Operaciones Falla

operación 0,25

01-05-11 8:00 01-05-11 8:20 Chancador

primario Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones

Falla

operación 0,33

01-05-11 10:00 01-05-11 10:34 Chancador


Falla


01-05-11 13:30 01-05-11 13:40 Alimentador 1 Motriz Motor hidr. sist.

motriz Eléctricos

Falla mantención

0,17

01-05-11 15:30 01-05-11 16:35 Carro 1 Sin Nombre Cambio de cable Operaciones Falla

operación 1,08

01-05-11 15:40 01-05-11 16:35 Correa 4 Correa Cinta transportadora Mecánicos Falla

mantención 0,92 Chequeo empalme

01-05-11 16:50 01-05-11 17:05 Correa 13 Dispositivos

eléctricos Dispositivos eléc. Eléctricos

Falla mantención

0,25 Cambio de tarjeta variador de

frecuencia

01-05-11 20:00 01-05-11 20:15 Chancador


Falla

operación 0,25

02-05-11 2:00 02-05-11 2:40 Chancador


Falla


02-05-11 8:00 02-05-11 8:20 Chancador


Falla

operación 0,33

02-05-11 10:40 02-05-11 10:45 Chancador


Falla

operación 0,08

02-05-11 14:10 02-05-11 15:10 Correa 4 Correa Raspadores Mecánicos Falla

mantención 1,00 Se deshabilitan

91

Fecha

Inicio

Hora

Inicio

Fecha

Fin

Hora


02-05-11 15:00 02-05-11 15:20 Correa 11 Sin Nombre Limpieza del área Operaciones Falla

operación 0,33 Aseo traspaso cv-011 a cv-012

02-05-11 15:10 02-05-11 16:00 Correa 4 Sin Nombre Limpieza del área Operaciones Falla

operación 0,83

02-05-11 20:00 02-05-11 21:55 Chancador primario

Sin Nombre Equipo carguío Operaciones Falla

operación 1,92 Reunión trimestral mina

03-05-11 2:16 03-05-11 2:48 Chancador


Falla

operación 0,53

Continuado mina (tiempo

ponderado)

03-05-11 5:36 03-05-11 5:46 Chancador


Falla

operación 0,17

Se realiza pausa activa se detiene

carguío hacia chancado

03-05-11 7:20 04-05-11 8:00 Tambor

aglomerador Sin Nombre Limpieza del área Operaciones

Falla operación

0,67 Preparativos para mantención.

04-05-11 4:55 04-05-11 6:15 Chancador 4 Lubricación Bomba lubric.1 Mecánicos Falla

mantención 1,33

Fuga de aceite por fuelle (se sale

abrazadera)

04-05-11 8:00 04-05-11 20:00 Chancador

primario Detención total

Mantención de

equipos General

Mantención

programada 12,00

04-05-11 8:00 04-05-11 20:00 Correa 4 Sin Nombre Mantención programada

General Mantención programada

12,00

04-05-11 8:00 04-05-11 22:00 Correa 11 Detención total Mantención

programada General

Mantención

programada 14,00

04-05-11 8:20 04-05-11 9:20 Tambor


Falla

operación 1,00 Lavado tambor aglomerador

04-05-11 9:20 04-05-11 22:00 Tambor

aglomerador Sin Nombre

Mantención programada


12,67

04-05-11 20:00 04-05-11 3:54 Correa 4 Sin Nombre Mantención

programada General

Mantención

programada 7,90

Se repara empalme de correa cv-

04

04-05-11 22:00 04-05-11 3:55 Tambor


Mantención

programada General

Mantención

programada 5,92 Extensión de mantención

04-05-11 22:00 04-05-11 3:55 Correa 11 Detención total Mantención programada


5,92 Extensión de mantención

05-05-11 8:00 05-05-11 8:15 Chancador


Falla

operación 0,25

05-05-11 9:00 05-05-11 9:55 Chancador


Falla

operación 0,92

Se privilegia mezcla (tiempo

ponderado durante turno)

05-05-11 18:33 05-05-11 18:48 Chancador

primario Sin Nombre

Puente mineral sobre

tamaño Operaciones

Falla

operación 0,25

05-05-11 19:06 05-05-11 19:23 Chancador

primario Sin Nombre

Puente mineral sobre

tamaño Operaciones

Falla

operación 0,28

05-05-11 20:00 05-05-11 20:20 Chancador


Falla

operación 0,33


Sin Nombre Puente mineral sobre

tamaño Operaciones

Falla operación

0,08

92

Fecha

Inicio

Hora

Inicio

Fecha

Fin

Hora

Fin Equipo Sistema Tipo Área Clase Hora Comentario


eléctricos Falla retorno Eléctricos

Falla

mantención 0,38

06-05-11 2:05 06-05-11 2:24 Correa 4 Sin Nombre Pull cord Operaciones Falla

operación 0,32


Sin Nombre Cambio turno mina Operaciones Falla

operación 0,33

06-05-11 8:49 06-05-11 9:17 Correa 11 Sin Nombre Sensor corte de correa Operaciones Falla

operación 0,47

06-05-11 13:18 06-05-11 20:00 Chancador


Mantención de

equipos General

Mantención

programada 6,70



6,70

06-05-11 13:45 06-05-11 20:00 Tambor


Mantención

programada General

Mantención

programada 6,25


programada General

Mantención

programada 6,25

06-05-11 20:00 06-05-11 20:46 Chancador


Mantención de

equipos General

Mantención

programada 0,77

Extensión de mantención programada, desbloqueos de

equipos

06-05-11 20:00 06-05-11 20:46 Tambor


Mantención

programada General

Mantención

programada 0,77

Extensión de mantención

programada, desbloqueos de equipos.


programada General

Mantención

programada 0,77

Extensión de mantención

desbloqueos de equipos

07-05-11 0:56 07-05-11 1:11 Correa 11 Correa Cinta Mecánicos Falla

mantención 0,25 Desalineamiento correa



operación 0,83 Sin alimentación mina

07-05-11 8:01 07-05-11 8:16 Chancador


Falla

operación 0,25

07-05-11 8:34 07-05-11 8:40 Chancador


Falla

operación 0,10 Normalización circuito mina

07-05-11 12:37 07-05-11 13:04 Correa 13 Sin Nombre Desalineamiento Operaciones Falla

operación 0,45

07-05-11 14:00 07-05-11 14:29 Chancador


Falla

operación 0,48

Se alimenta planta con 01

cargador

07-05-11 16:50 07-05-11 17:03 Tambor


Falla

operación 0,22

Alta capacidad térmica tambor

aglomerador

93

Fecha

Inicio

Hora

Inicio

Fecha

Fin

Hora


07-05-11 18:44 07-05-11 18:57 Tambor


Falla

operación 0,22

Alta capacidad térmica tambor

aglomerador

07-05-11 20:00 07-05-11 20:21 Chancador


Falla

operación 0,35

07-05-11 20:23 07-05-11 20:35 Tambor


Falla operación

0,20 Capacidad térmica de tambor

aglomerador

07-05-11 20:46 07-05-11 21:17 Chancador


Falla

operación 0,52

Se detienen los tres cargadores

mina

08-05-11 0:36 08-05-11 0:52 Carro 1 Estructura Conjunto chutes Mecánicos Falla

mantención 0,27 Se habilitan blig bluster mh-01

08-05-11 8:00 08-05-11 20:00 Chancador

primario Sin Nombre

Inspección

programada Operaciones

Detención op.

Programada

12,00 Cambio campaña a sulfuros

08-05-11 8:00 08-05-11 20:00 Correa 4 Sin Nombre Inspección


Detención

op. Programada


08-05-11 8:00 08-05-11 20:00 Tambor


Inspección programada

Operaciones

Detención

op.

Programada


08-05-11 8:00 08-05-11 20:00 Correa 12 Sin Nombre Inspección


Detención op.

Programada



eléctricos Sensor Eléctricos

Falla

mantención 1,23

Energización y normalización de

equipos

08-05-11 22:36 08-05-11 23:37 Correa 16 Correa Guarderas Mecánicos Falla

mantención 1,02

09-05-11 8:00 09-05-11 8:24 Chancador


Falla

operación 0,40

09-05-11 11:08 09-05-11 11:24 Correa 11 Sin Nombre Pull cord Operaciones Falla

operación 0,27 Cv-01 activado por caída de carga

09-05-11 15:04 09-05-11 15:16 Tambor


Falla operación

0,20 Alta capacidad térmica tambor

aglomerador



Falla

mantención 0,30 Prueba de enclavamiento cv-12

09-05-11 20:00 09-05-11 20:16 Chancador


Falla

operación 0,27



operación 0,10 Sin alimentación mina

10-05-11 4:30 10-05-11 5:45 Chancador


Falla

operación 1,25 Frontal en avería.

10-05-11 11:05 10-05-11 11:15 Correa 11 Sin Nombre Sensor corte de correa Operaciones Falla

operación 0,17 Por carga.

94

Fecha

Inicio

Hora

Inicio

Fecha

Fin

Hora


10-05-11 16:05 10-05-11 17:05 Carro 2 Sin Nombre Enrolla cable Operaciones Falla

operación 1,00 Cambio cable mh-02.



Falla

mantención 0,75

Reseteo por sistema y partida de

equipos.

10-05-11 21:45 10-05-11 22:05 Chancador


Falla

operación 0,33

Cambio de turno y sin

alimentación.

11-05-11 1:25 11-05-11 4:00 Tambor

aglomerador Estructura Placas desgaste Mecánicos

Falla

mantención 2,58 Ajuste placa deflectora.

11-05-11 8:00 11-05-11 20:00 Chancador


Mantención de

equipos General

Mantención

programada 12,00



12,00


programada General

Mantención

programada 12,00

11-05-11 8:00 11-05-11 20:00 Correa 11 Detención total Mantenimiento

programado General

Mantención

programada 12,00


Detención total Mantención de

equipos General


2,00 Ajuste placa deflectora.


programada General

Mantención

programada 2,00


programada General

Mantención

programada 2,00 Ajuste placa deflectora.

11-05-11 20:00 11-05-11 22:00 Correa 11 Detención total Mantenimiento

programado General


2,00

11-05-11 22:00 11-05-11 1:10 Tambor

aglomerador Estructura Placas desgaste Mecánicos

Falla

mantención 3,17 Instalar placa deflectora.

12-05-11 8:40 12-05-11 9:00 Chancador


Falla

operación 0,33 Sin alimentación.

12-05-11 9:10 12-05-11 9:30 Correa 15 Sin Nombre Posicionamiento

equipo Operaciones

Falla operación

0,33 Falla distancia “z”.



Falla

mantención 1,25

Falla comunicación no detiene por

enclavamiento.


eléctricos Sensor Eléctricos

Falla

mantención 0,17 Calibración de pesómetro.

12-05-11 19:00 12-05-11 20:00 Tambor


Corte de energía

externa General Standby 1,00

Pruebas de 1 hora por día para realizar control del monitoreo de

polvo pm 10.



operación 0,33 Cambio de turno.

95

Fecha

Inicio

Hora

Inicio

Fecha

Fin

Hora


13-05-11 1:40 13-05-11 2:00 Chancador

primario Sin Nombre Método mano obra Operaciones

Falla

operación 0,33 Planificación mezcla.

13-05-11 5:55 13-05-11 6:15 Chancador


Falla

operación 0,33 Planificación mezcla.



operación 0,25 Sin alimentación mina.

13-05-11 14:00 13-05-11 20:00 Chancador


Mantención de

equipos General

Mantención

programada 6,00


programada General

Mantención

programada 6,00



6,00


programada General

Mantención

programada 6,00

13-05-11 20:40 13-05-11 21:05 Chancador


Falla


14-05-11 0:05 14-05-11 1:05 Correa 12 Polines Polines retorno Mecánicos Falla

mantención 1,00 Se botó polín recto en la cola.

14-05-11 6:05 14-05-11 6:25 Chancador


Falla

operación 0,33 Pausa activa.

14-05-11 8:00 14-05-11 8:30 Alimentador 2 Motriz Partidor motor Eléctricos Falla

mantención 0,50 Falla motor del ventilador.





14-05-11 13:55 14-05-11 14:05 Chancador 4 Hidráulico Motor eléctrico Eléctricos Falla

mantención 0,17 Falla ventilador n° 2.



operación 0,17 Continuado por colación.

14-05-11 21:40 14-05-11 22:45 Chancador

primario Lubricación Bomba lubric. 2 Lubricación

Falla

mantención 1,08 Filtración bomba lub. # 2 cr-001.

15-05-11 2:00 15-05-11 4:00 Correa 12 Polines Polines retorno Mecánicos Falla

mantención 2,00 Se cambió un polín.

15-05-11 4:00 15-05-11 4:40 Correa 12 Tensor Control unidad de

tensado Eléctricos

Falla

mantención 0,67 Falla tensado.


eléctricos Parada emergencia Eléctricos

Falla

mantención 0,17 Falla variador de frecuencia.

96

Fecha

Inicio

Hora

Inicio

Fecha

Fin

Hora



eléctricos Parada emergencia Eléctricos

Falla

mantención 1,17 Atollo.

15-05-11 6:00 15-05-11 6:25 Correa 11 Instrumentación Falla de comunicación Instrumentación Falla

mantención 0,42

Falla de comunicación

apilamiento.




15-05-11 14:00 15-05-11 15:40 Correa 16 Correa Raspadores Mecánicos Falla

mantención 1,67 Reparación raspador primario.

15-05-11 15:40 15-05-11 18:05 Correa 12 Correa Desalineamiento Mecánicos Falla

mantención 2,42 Se desalinea en vacío.

Tabla A-1. Información extraída del sistema de registro de detenciones.

97

Fecha Chancado [ton/día] Humedad [%] Campaña Ley CuT Ác. en Aglom. [kg/ton] Ref. en Aglom. [kg/ton]

01-may-11 65.703 4,93 Óxido 1,36 17,35 15,93

02-may-11 60.479 4,67 Óxido 1,69 17,35 15,93

03-may-11 71.005 4,09 Óxido 1,25 17,59 15,83

04-may-11 7.683 4,81 Óxido 1,03 17,59 15,83

05-may-11 68.254 4,60 Óxido 1,11 17,68 16,25

06-may-11 47.983 6,11 Óxido 1,03 17,68 16,25

07-may-11 66.844 5,93 Óxido 1,42 16,78 15,89

08-may-11 28.426 5,02 Súlfuro 0,91 - -

09-may-11 68.732 5,21 Súlfuro 0,81 7,50 29,12

10-may-11 59.018 4,82 Súlfuro 0,88 7,50 29,12

11-may-11 12.326 4,64 Súlfuro 0,85 7,50 29,12

12-may-11 60.704 3,70 Súlfuro 0,94 7,20 40,00

13-may-11 47.320 3,89 Súlfuro 1,01 7,20 40,00

14-may-11 57.995 4,28 Súlfuro 1,13 7,20 40,00

15-may-11 42.991 4,71 Súlfuro 1,10 7,20 40,00

16-may-11 59.840 4,50 Súlfuro 1,04 7,30 34,53

17-may-11 58.429 3,85 Súlfuro 1,30 7,30 34,53

18-may-11 - 3,85 Súlfuro 1,30 7,30 34,53

19-may-11 42.700 4,19 Súlfuro 1,21 7,30 34,53

20-may-11 61.826 3,81 Súlfuro 0,89 7,50 32,73

21-may-11 31.840 3,53 Súlfuro 1,02 7,50 32,73

22-may-11 58.216 4,00 Súlfuro 0,87 7,50 32,73

23-may-11 45.804 3,11 Súlfuro 0,78 7,50 32,73

24-may-11 62.021 3,29 Súlfuro 0,84 7,40 42,00

25-may-11 30.519 3,13 Súlfuro 1,14 7,40 42,00

26-may-11 63.173 3,57 Súlfuro 0,85 7,40 42,00

98

Fecha Chancado [ton/día] Humedad [%] Campaña Ley CuT Ác. en Aglom. [kg/ton] Ref. en Aglom. [kg/ton]

27-may-11 36.273 3,54 Súlfuro 1,00 7,40 42,00

28-may-11 60.527 4,16 Súlfuro 1,49 7,40 42,02

29-may-11 64.801 3,32 Súlfuro 1,22 7,40 42,02

30-may-11 69.804 4,00 Súlfuro 1,51 7,50 39,45

31-may-11 68.475 4,60 Súlfuro 1,07 7,50 39,45

Tabla A-2. Información del rendimiento diario del área seca.

99

ANEXO B. Balance de Masa Área Seca

B-1. Etapa Pre-Optimización (Capacidad Nominal: 50.000 ton/día)

La mina mina alimenta 50.000 ton/día al chancador primario (30-CR-01), el que dividido por el tiempo óptimo de operación de la planta, resulta en

3.109 ton/h. Posteriormente, el mineral puede trabajar paralelamente con ambas campañas utilizando las correas 30-CV-01/2 con 1.555 ton/h

(figura B-1.1.) o alternadamente, utilizando sólo una de estas correas con 3.109 ton/h. Acto seguido, el mineral entra a los harneros 35-SN-01/02

para clasificar su tamaño. Suponiendo que el bajo tamaño será de un 51% del mineral, la correa 35-CV-03 alimentará 1.555 ton/h a la correa 35-

CV-04, mientras que el sobre tamaño de los harneros será 1.555 ton/h para alimentar a los chancadores secundarios 35-CR-03/04.

100

Figura B-1.1. Diagrama de balance de masa (primera parte).

La correa 35-CV-04 recibe el mineral proveniente de el bajo tamaño de los harneros secundarios, de los chancadores secundarios y de los

chancadores terciarios 35-CR-05/06/07/08/09 (carga circulante: sobre tamaño de los harneros terciarios 35-SN-03/04/05/06/07), lo que suma un

total de 4.509 ton/h (figura B-1.2.).

101

Las 3.109 ton/h de mineral bajo tamaño de los harneros terciarios pasa a la correa 35-CV-06, para que los alimentadores 40-FE-15/16 lleven el

mineral al proceso de aglomeración (ver figura B-1.3.).

Figura B-1.2. Diagrama de balance de masa (segunda parte).

CARGA CIRCULANTE

102

La correa 40-CV-08 alimenta el mineral al tambor aglomerador 40-AD-01, donde se le adicionan en promedio y dependiendo si es mineral oxidado

o sulfurado, 146 ton/h de refino (45 kg/ton mineral) y 55 ton/h de ácido sulfúrico (17 kg/ton mineral). Por lo tanto la correa 41-CV-11 transporta a

la zona de apilamiento 3.434 ton/h de mineral húmedo.

Figura B-1.3. Diagrama de balance de masa (tercera parte).

103

Equipo Entra Sale C. Nominal C. Diseño Equipo Entra Sale C. Nominal C. Diseño

30-CR-01 3.234 3.234 5.000 5.750 35-FE-10 291 291 557 640

30-FE-01 1.617 1.617 1.826 2.100 35-FE-11 291 291 557 640

30-FE-02 1.617 1.617 1.826 2.100 35-FE-12 291 291 557 640

35-CV-01 1.617 1.617 1.826 2.100 35-CR-05 291 291 890 1.024

35-CV-02 1.617 1.617 1.826 2.100 35-CR-06 291 291 890 1.024

35-SN-01 1.617 1.617 1.826 2.100 35-CR-07 291 291 890 1.024

35-SN-02 1.617 1.617 1.826 2.100 35-CR-08 291 291 890 1.024

35-CV-03 1.617 1.617 2.522 2.900 35-CR-09 291 291 890 1.024

35-CR-03 1.617 1.617 2.050 2.358 35-CV-06 3.234 3.234 3.298 3.793

35-CR-04 1.617 1.617 2.050 2.358 40-FE-15 1.617 1.617 1.649 1.850

35-CV-04 4.689 4.689 6.017 6.919 40-FE-16 1.617 1.617 1.649 1.850

35-FE-03 938 938 1.122 1.290 40-CV-08 3.234 3.234 2.870 3.300

35-FE-04 938 938 1.122 1.290 40-AD-01 3.234 3.434 3.109 3.576

35-FE-05 938 938 1.122 1.290 41-CV-11 3.434 3.434 3.477 3.999

35-FE-06 938 938 1.122 1.290 41-CV-12 3.434 3.434 3.477 3.999

35-FE-07 938 938 1.122 1.290 41-CV-13 3.434 3.434 3.480 4.002

35-SN-03 938 938 1.122 2.860 41-CV-14 3.434 3.434 3.477 3.999

35-SN-04 938 938 1.122 2.860 41-CV-15 3.434 3.434 3.480 4.002

35-SN-05 938 938 1.122 2.860 41-CV-16 3.434 3.434 3.477 3.999

35-SN-06 938 938 1.122 2.860

35-SN-07 938 938 1.122 2.860

35-CV-05 1.455 1.455 3.065 3.536

35-FE-08 291 291 557 640

35-FE-09 291 291 557 640

Tabla B-1.1. Tabla resumen de balance de masa en [ton/h] (50.000 ton/día).

104

B-2. Etapa Pre-Optimización (Capacidad de Diseño: 57.500 ton/día)


105


106


107


30-CR-01 3.719 3.719 5.000 5.750 35-FE-11 335 335 557 640

30-FE-01 1.859 1.859 1.826 2.100 35-FE-12 335 335 557 640

30-FE-02 1.859 1.859 1.826 2.100 35-CR-05 335 335 890 1.024

35-CV-01 1.859 1.859 1.826 2.100 35-CR-06 335 335 890 1.024

35-CV-02 1.859 1.859 1.826 2.100 35-CR-07 335 335 890 1.024

35-SN-01 1.859 1.859 1.826 2.100 35-CR-08 335 335 890 1.024

35-SN-02 1.859 1.859 1.826 2.100 35-CR-09 335 335 890 1.024

35-CV-03 1.859 1.859 2.522 2.900 35-CV-06 3.719 3.719 3.298 3.793

35-CR-03 1.859 1.859 2.050 2.358 40-FE-15 1.859 1.859 1.649 1.850

35-CR-04 1.859 1.859 2.050 2.358 40-FE-16 1.859 1.859 1.649 1.850

35-CV-04 5.392 5.392 6.017 6.919 40-CV-08 3.719 3.719 2.870 3.300

35-FE-03 1.078 1.078 1.122 1.290 40-AD-01 3.719 3.719 3.109 3.576

35-FE-04 1.078 1.078 1.122 1.290 41-CV-11 3.719 3.719 3.477 3.999

35-FE-05 1.078 1.078 1.122 1.290 41-CV-12 3.719 3.719 3.477 3.999

35-FE-06 1.078 1.078 1.122 1.290 41-CV-13 3.719 3.719 3.480 4.002

35-FE-07 1.078 1.078 1.122 1.290 41-CV-14 3.719 3.719 3.477 3.999

35-SN-03 1.078 1.078 1.122 2.860 41-CV-15 3.719 3.719 3.480 4.002

35-SN-04 1.078 1.078 1.122 2.860 41-CV-16 3.719 3.719 3.477 3.999

35-SN-05 1.078 1.078 1.122 2.860

35-SN-06 1.078 1.078 1.122 2.860

35-SN-07 1.078 1.078 1.122 2.860

35-CV-05 1.674 1.674 3.065 3.536

35-FE-08 335 335 557 640

35-FE-09 335 335 557 640

35-FE-10 335 335 557 640


108

B-3. Etapa Post-Optimización (Capacidad Nominal: 61.200 ton/día)

Este diagrama de balance de masa tiene la misma secuencia y se explica de la misma manera que los anteriores en este anexo (B).


109


110


111


30-CR-01 3.105 3.105 5.000 5.750 35-FE-11 279 279 557 640

30-FE-01 1.552 1.552 1.826 2.100 35-FE-12 279 279 557 640

30-FE-02 1.552 1.552 1.826 2.100 35-CR-05 279 279 890 1.023

35-CV-01 1.552 1.552 1.950 2.242 35-CR-06 279 279 890 1.023

35-CV-02 1.552 1.552 1.950 2.242 35-CR-07 279 279 890 1.023

35-SN-01 1.552 1.583 1.826 2.100 35-CR-08 279 279 890 1.023

35-SN-02 1.552 1.583 1.826 2.100 35-CR-09 279 279 890 1.023

35-CV-03 1.583 1.583 2.522 2.900 35-CV-06 3.105 3.105 3.485 4.008

35-CR-03 1.521 1.521 2.050 2.358 40-FE-15 1.552 1.552 1.750 2.004

35-CR-04 1.521 1.521 2.050 2.358 40-FE-16 1.552 1.552 2.850 3.000

35-CV-04 4.502 4.502 5.832 6.824 40-CV-107 1.552 1.552 2.870 3.300

35-FE-03 900 900 1.122 1.290 40-CV-108 1.552 1.552 2.870 3.300

35-FE-04 900 900 1.122 1.290 40-CV-08 1.552 1.552 2.870 3.300

35-FE-05 900 900 1.122 1.290 40-AD-01 1.552 1.649 3.109 3.576

35-FE-06 900 900 1.122 1.290 40-AD-02 1.552 1.649 3.400 3.910

35-FE-07 900 900 1.122 1.290 40-CV-110 1.649 1.649 3.026 3.480

35-SN-03 900 900 1.122 2.860 40-CV-111 1.649 1.649 3.026 3.480

35-SN-04 900 900 1.122 2.860 41-CV-11 3.297 3.297 3.477 3.998

35-SN-05 900 900 1.122 2.860 41-CV-12 3.297 3.297 3.477 3.998

35-SN-06 900 900 1.122 2.860 41-CV-13 3.297 3.297 3.480 4.002

35-SN-07 900 900 1.122 2.860 41-CV-14 3.297 3.297 3.477 3.998

35-CV-05 1.397 1.397 3.065 3.536 41-CV-15 3.297 3.297 3.480 4.002

35-FE-08 279 279 557 640 41-CV-16 3.297 3.297 3.477 3.998

35-FE-09 279 279 557 640

35-FE-10 279 279 557 640


112

ANEXO C. Tablas de Análisis Económico del Proyecto.

C-1. Variación del Precio del Cobre.

En las siguientes tablas (desde Tabla C-1.1. hasta) se muestran las utilidades operacionales de la empresa generadas por el proyecto “Optimización

del Área Seca” con sus respectivos flujos de caja.

C-1.1. El Precio del cobre es fijo.

Ítem AF 11 AF 12 AF 13 AF 14 AF 15 AF 16 AF 17 AF 18 AF 19 AF 20

Producción [ton]

5.678 26.004 21.965 21.219 14.922 17.437 16.335 17.384 11.704

Valor Prod. [US$/ton]

6.963 6.963 6.963 6.963 6.963 6.963 6.963 6.963 6.963

Ingresos por venta [US$]

39.535.914 181.065.852 152.942.295 147.747.897 103.901.886 121.413.831 113.740.605 121.044.792 110.674.870

Costos [US$]

6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000

Total [US$]

33.492.044 153.394.882 130.002.245 123.937.897 85.729.886 100.631.831 95.273.605 96.772.792 88.186.870

Tabla C-1.1. Utilidad operacional con el precio del cobre fijo.

113

Ítem

AF 11 AF 12 AF 13 AF 14 AF 15 AF 16 AF 17 AF 18 AF 19 AF 20

Ingresos por venta +

27.675.140 126.746.096 107.059.607 103.423.528 72.731.320 84.989.682 79.618.424 84.731.354 77.472.409

Costos operacionales -

6.043.870 27.931.234 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000

Utilidad operacional =

21.631.270 98.814.862 84.119.557 79.613.528 54.559.320 64.207.682 61.151.424 60.459.354 54.984.409

Depreciación -

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531

Utilidad antes del impuesto =

21.631.270 95.976.652 80.842.190 76.293.920 50.922.820 60.763.151 61.151.424 60.459.354 54.984.409

Impuesto -

3.677.316 16.316.031 13.743.172 12.969.966 8.656.879 10.329.736 10.395.742 10.278.090 9.347.350

Utilidad después del impuesto =

17.953.954 79.660.621 67.099.017 63.323.954 42.265.941 50.433.415 50.755.682 50.181.264 45.637.059

Depreciación +

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531

VS o VL +

11.603.837

Inversión - 15.832.593 10.520.647 6.000

FCN = -15.832.593 7.433.307 82.492.832 70.376.384 66.643.562 45.902.441 53.877.946 50.755.682 50.181.264 57.240.896

Tabla C-1.2. Flujo de caja neto con el precio del cobre fijo [US$/año].

Variable Valor

TMAR 0,2

Factor 1,2

VAN 193.934.639

Tabla C-1.3. VAN calculado a partir del flujo de caja anterior [US$/año].

114

C-1.2. El precio del cobre disminuye un 5% anual.


Producción [ton]

5.678 26.004 21.965 21.219 14.922 17.437 16.335 17.384 11.704


6.963 6.615 6.284 5.970 5.671 5.388 5.118 4.863 4.619


39.535.914 172.012.559 138.030.421 126.675.353 84.628.736 93.947.708 83.609.796 84.530.093 54.065.416

Costos [US$]

6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000

Total [US$]

33.492.044 144.341.589 115.090.371 102.865.353 66.456.736 73.165.708 65.142.796 60.258.093 31.577.416

Tabla C-1.4. Utilidad operacional con variación del -5% anual en el precio del cobre.

Ítem



27.675.140 120.408.792 96.621.295 88.672.747 59.240.115 65.763.396 58.526.857 59.171.065 37.845.791


6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000


21.631.270 92.737.822 73.681.245 64.862.747 41.068.115 44.981.396 40.059.857 34.899.065 15.357.791

Depreciación -

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531


21.631.270 89.899.612 70.403.878 61.543.139 37.431.615 41.536.865 40.059.857 34.899.065 15.357.791

Impuesto -

3.677.316 15.282.934 11.968.659 10.462.334 6.363.375 7.061.267 6.810.176 5.932.841 2.610.825


17.953.954 74.616.678 58.435.219 51.080.806 31.068.240 34.475.598 33.249.682 28.966.224 12.746.967

Depreciación +

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531

VS o VL +

11.603.837

Inversión - 15.832.593 10.520.647 6.000

FCN = -15.832.593 7.433.307 77.448.888 61.712.586 54.400.414 34.704.740 37.920.129 33.249.682 28.966.224 24.350.804

Tabla C-1.5. Flujo de caja neto con variación del -5% anual en el precio del cobre [US$/año].

115

Variable Valor

TMAR 0,2

Factor 1,2

VAN 153.475.622




Producción [ton]

5.678 26.004 21.965 21.219 14.922 17.437 16.335 17.384 11.704


6.963 6.545 6.153 5.783 5.436 5.110 4.804 4.515 4.244


39.535.914 170.201.901 135.139.812 122.717.039 81.121.289 89.106.099 78.466.206 78.494.836 49.676.791

Costos [US$]

6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000

Total [US$]

33.492.044 142.530.931 112.199.762 98.907.039 62.949.289 68.324.099 59.999.206 54.222.836 27.188.791


116

Ítem



27.675.140 119.141.331 94.597.868 85.901.927 56.784.903 62.374.269 54.926.344 54.946.385 34.773.754


6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000


21.631.270 91.470.361 71.657.818 62.091.927 38.612.903 41.592.269 36.459.344 30.674.385 12.285.754

Depreciación -

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531


21.631.270 88.632.151 68.380.451 58.772.319 34.976.403 38.147.738 36.459.344 30.674.385 12.285.754

Impuesto -

3.677.316 15.067.466 11.624.677 9.991.294 5.945.988 6.485.116 6.198.089 5.214.645 2.088.578


17.953.954 73.564.685 56.755.775 48.781.025 29.030.414 31.662.623 30.261.256 25.459.739 10.197.176

Depreciación +

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531

VS o VL +

11.603.837

Inversión - 15.832.593 10.520.647 6.000

FCN = -15.832.593 7.433.307 76.396.895 60.033.142 52.100.633 32.666.914 35.107.154 30.261.256 25.459.739 21.801.013


Variable Valor

TMAR 0,2

Factor 1,2

VAN 146.759.401


117



Producción [ton]

5.678 26.004 21.965 21.219 14.922 17.437 16.335 17.384 11.704


6.963 6.476 6.022 5.601 5.209 4.844 4.505 4.190 3.896


39.535.914 168.391.242 132.279.791 118.842.055 77.724.015 84.466.190 73.589.055 72.832.757 45.603.093

Costos [US$]

6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000

Total [US$]

33.492.044 140.720.272 109.339.741 95.032.055 59.552.015 63.684.190 55.122.055 48.560.757 23.115.093


Ítem



27.675.140 117.873.870 92.595.854 83.189.439 54.406.810 59.126.333 51.512.338 50.982.930 31.922.165


6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000


21.631.270 90.202.900 69.655.804 59.379.439 36.234.810 38.344.333 33.045.338 26.710.930 9.434.165

Depreciación -

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531


21.631.270 87.364.690 66.378.437 56.059.831 32.598.310 34.899.802 33.045.338 26.710.930 9.434.165

Impuesto -

3.677.316 14.851.997 11.284.334 9.530.171 5.541.713 5.932.966 5.617.708 4.540.858 1.603.808


17.953.954 72.512.692 55.094.102 46.529.659 27.056.598 28.966.836 27.427.631 22.170.072 7.830.357

Depreciación +

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531

VS o VL +

11.603.837

Inversión - 15.832.593 10.520.647 6.000

FCN = -15.832.593 7.433.307 75.344.902 58.371.469 49.849.267 30.693.098 32.411.367 27.427.631 22.170.072 19.434.194


118

Variable Valor

TMAR 0,2

Factor 1,2

VAN 140.270.871




Producción [ton]

5.678 26.004 21.965 21.219 14.922 17.437 16.335 17.384 11.704


6.963 6.406 5.893 5.422 4.988 4.589 4.222 3.884 3.574


39.535.914 166.580.584 129.450.358 115.049.514 74.434.580 80.021.613 68.967.185 67.524.426 41.824.747

Costos [US$]

6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000

Total [US$]

33.492.044 138.909.614 106.510.308 91.239.514 56.262.580 59.239.613 50.500.185 43.252.426 19.336.747


119

Ítem

AF11 AF 12 AF 13 AF 14 AF 15 AF 16 AF 17 AF 18 AF 19 AF 20


27.675.140 116.606.409 90.615.251 80.534.660 52.104.206 56.015.129 48.277.029 47.267.098 29.277.323


6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000


21.631.270 88.935.439 67.675.201 56.724.660 33.932.206 35.233.129 29.810.029 22.995.098 6.789.323

Depreciación -

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531


21.631.270 86.097.229 64.397.834 53.405.052 30.295.706 31.788.598 29.810.029 22.995.098 6.789.323

Impuesto -

3.677.316 14.636.529 10.947.632 9.078.859 5.150.270 5.404.062 5.067.705 3.909.167 1.154.185


17.953.954 71.460.700 53.450.202 44.326.193 25.145.436 26.384.536 24.742.324 19.085.931 5.635.138

Depreciación +

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531

VS o VL +

11.603.837

Inversión - 15.832.593 10.520.647 6.000

FCN = -15.832.593 7.433.307 74.292.910 56.727.569 47.645.801 28.781.936 29.829.067 24.742.324 19.085.931 17.238.975


Variable Valor

TMAR 0,2

Factor 1,2

VAN 134.001.361


120



Producción [ton]

5.678 26.004 21.965 21.219 14.922 17.437 16.335 17.384 11.704


6.963 6.336 5.766 5.247 4.775 4.345 3.954 3.598 3.274


39.535.914 164.769.925 126.651.514 111.338.530 71.250.678 75.766.133 64.589.792 62.551.230 38.323.207

Costos [US$]

6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000

Total [US$]

33.492.044 137.098.955 103.711.464 87.528.530 53.078.678 54.984.133 46.122.792 38.279.230 15.835.207


Ítem



27.675.140 115.338.948 88.656.060 77.936.971 49.875.474 53.036.293 45.212.855 43.785.861 26.826.245


6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000


21.631.270 87.667.978 65.716.010 54.126.971 31.703.474 32.254.293 26.745.855 19.513.861 4.338.245

Depreciación -

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531


21.631.270 84.829.768 62.438.643 50.807.363 28.066.974 28.809.762 26.745.855 19.513.861 4.338.245

Impuesto -

3.677.316 14.421.061 10.614.569 8.637.252 4.771.386 4.897.660 4.546.795 3.317.356 737.502


17.953.954 70.408.707 51.824.074 42.170.112 23.295.589 23.912.103 22.199.059 16.196.505 3.600.743

Depreciación +

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531

VS o VL +

11.603.837

Inversión - 15.832.593 10.520.647 6.000

Préstamo +

FCN = -15.832.593 7.433.307 73.240.917 55.101.441 45.489.720 26.932.089 27.356.634 22.199.059 16.196.505 15.204.580


121

Variable Valor

TMAR 0,2

Factor 1,2

VAN 127.942.516




Producción [ton]

5.678 26.004 21.965 21.219 14.922 17.437 16.335 17.384 11.704


6.963 6.267 5.640 5.076 4.568 4.112 3.700 3.330 2.997


39.535.914 162.959.267 123.883.259 107.708.217 68.170.027 71.693.653 60.446.421 57.895.349 35.080.905

Costos [US$]

6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000

Total [US$]

33.492.044 135.288.297 100.943.209 83.898.217 49.998.027 50.911.653 41.979.421 33.623.349 12.592.905


122

Ítem



27.675.140 114.071.487 86.718.281 75.395.752 47.719.019 50.185.557 42.312.495 40.526.744 24.556.633


6.043.870 27.670.970 22.940.050 23.810.000 18.172.000 20.782.000 18.467.000 24.272.000 22.488.000


21.631.270 86.400.517 63.778.231 51.585.752 29.547.019 29.403.557 23.845.495 16.254.744 2.068.633

Depreciación -

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531


21.631.270 83.562.307 60.500.864 48.266.144 25.910.519 25.959.026 23.845.495 16.254.744 2.068.633

Impuesto -

3.677.316 14.205.592 10.285.147 8.205.244 4.404.788 4.413.034 4.053.734 2.763.307 351.668


17.953.954 69.356.715 50.215.717 40.060.899 21.505.731 21.545.992 19.791.761 13.491.438 1.716.966

Depreciación +

2.838.210 3.277.367 3.319.608 3.636.500 3.444.531

VS o VL +

11.603.837

Inversión - 15.832.593 10.520.647 6.000

FCN = -15.832.593 7.433.307 72.188.925 53.493.084 43.380.507 25.142.231 24.990.523 19.791.761 13.491.438 13.320.803


Variable Valor

TMAR 0,2

Factor 1,2

VAN 122.086.286


123

C-2. Variación de la TMAR.

C-2.1. Precio del cobre es fijo.

TMAR [%] VAN [US$]

5 364.795.845

10 290.139.969

15 235.256.141

20 193.934.639

25 162.150.468

30 137.227.697

35 117.345.172

40 101.236.406

45 88.002.872

50 76.995.213

55 67.736.047

60 59.868.830

65 53.123.330

70 47.291.942

75 42.213.150

80 37.759.824

85 33.830.817

90 30.344.836

95 27.235.942

Tabla C-2.1. VAN para distintos valores de TMAR con el precio del cobre fijo.

124


TMAR [%] VAN [US$]

5 273.980.987

10 222.310.354

15 183.413.501

20 153.475.622

25 129.974.177

30 111.198.904

35 95.963.383

40 83.427.086

45 72.982.920

50 64.184.544

55 56.698.396

60 50.271.427

65 44.708.992

70 39.859.447

75 35.603.254

80 31.845.155

85 28.508.475

90 25.530.919

95 22.861.442

Tabla C-2.2. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 5% anual en el precio del cobre.

125


TMAR [%] VAN [US$]

5 259.847.459

10 211.504.489

15 174.975.042

20 146.759.401

25 124.536.641

30 106.728.596

35 92.237.300

40 80.282.660

45 70.299.655

50 61.871.741

55 54.686.805

60 48.507.471

65 43.150.706

70 38.473.586

75 34.363.199

80 30.729.381

85 27.499.414

90 24.614.113

95 22.024.892

Tabla C-2.3. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 6% anual en el precio del cobre.

126


TMAR [%] VAN [US$]

5 246.281.423

10 201.109.122

15 166.839.523

20 140.270.871

25 119.273.127

30 102.393.350

35 88.617.530

40 77.223.011

45 67.684.807

50 59.614.764

55 52.721.233

60 46.781.809

65 41.624.565

70 37.114.927

75 33.146.336

80 29.633.518

85 26.507.559

90 23.712.264

95 21.201.418 Tabla C-2.4. VAN para distintos valores de TMAR con disminución de 7% anual en el precio del cobre.

127


TMAR [%] VAN [US$]

5 233.259.056

10 191.107.553

15 158.995.016

20 134.001.361

25 114.177.232

30 98.188.366

35 85.100.426

40 74.245.332

45 65.136.189

50 57.411.892

55 50.800.312

60 45.093.341

65 40.129.678

70 35.782.741

75 31.952.066

80 28.557.070

85 25.532.497

90 22.825.026


128


TMAR [%] VAN [US$]

5 220.757.454

10 181.483.719

15 151.430.036

20 127.942.516

25 109.242.778

30 94.109.009

35 81.682.462

40 71.346.909

45 62.651.688

50 55.261.460

55 48.922.715

60 43.441.004

65 38.665.182

70 34.476.326

75 30.779.809

80 27.499.556

85 24.573.824

90 21.952.060


129


TMAR [%] VAN [US$]

5 208.754.605

10 172.222.168

15 144.133.527

20 122.086.286

25 104.463.810

30 90.150.807

35 78.360.236

40 68.525.118

45 60.229.257

50 53.161.855

55 47.087.159

60 41.823.765

65 37.230.241

70 33.194.996

75 29.629.001

80 26.460.508

85 23.631.150

90 21.093.038


130

ANEXO D. Oportunidades del Proyecto Optimización del Área

Seca

Como se mencionó anteriormente, para lograr los principales objetivos del proyecto, los que son:

aumentar el promedio mensual del tiempo de operación efectiva a 18 h y aumentar el rendimiento a

61.200 ton/día, se deben hacer innovaciones que apunten a los siguientes puntos:

D-1. Detenciones No Programadas (Operación Planta)

Para lograr disminuir los tiempos de detenciones en los distintos equipos se sugiere lo siguiente:

Estandarizar prácticas de limpieza: considerando que cada operador adopta una forma distinta

de realizar limpieza en un área, se debe establecer un protocolo que indique, paso a paso, las

tareas que deben realizarse y sus respectivos insumos, para evitar principalmente la

obstaculización en los equipos.

Estandarizar prácticas de operación: si bien existen protocolos de operación, estos son poco

específicos y destinados sólo a algunas prácticas, por lo que se propone acotarlos debidamente.

Chutes de transferencia: se deben reforzar las inspecciones preventivas de atascamiento por

mineral húmedo e implementar un sistema más eficiente de limpieza de estos equipos. Por otra

parte, en la actualidad, el diseño de estos equipos está sujeto a revisión con el fin de cambiar su

capacidad o adquirir un nuevo revestimiento.

Empalmes de correas transportadoras: se debe realizar un monitoreo sistemático y constante,

ya que su mal funcionamiento y/o las fallas de mantención provocan recurrentemente

detenciones no programadas en las correas.

D-2. Detenciones No Programadas (Operación Mina)

Como se indicó anteriormente en el Capítulo V, después de haber hecho los análisis correspondientes a

los 16 meses en etapa pre-optimización, el equipo que registró el mayor tiempo de detención de toda la

planta fue el chancador primario (30-CR-01) y, además, teniendo en cuenta que estas detenciones eran

ocasionadas por el área de operaciones mina y no del equipo en sí, se creó un equipo de trabajo con el

131

fin de disminuir tiempos en prácticas de operación, como cambios de turno, problemas con equipos de

carguío, alimentación de mineral sobre tamaño, alimentación de finos en exceso, entre otras. Para

lograr esta finalidad, se envió durante 3 meses (Ago-Sep-Oct 2012) un informe con los tiempos

máximos, mínimos y promedios de las detenciones ocurridas el día anterior y de los últimos 7 días.

Esto se hizo con el objetivo de establecer tiempos límites de demora en las distintas prácticas de

operación y compararlos con tiempos extremos, identificando la acción realizada para corregirla (si el

tiempo de detenciones aumenta) o repetirla (si el tiempo de detenciones disminuye).

Después de un mes del envío del informe, se hizo una revisión de los tiempos de las detenciones, lo

que permitió identificar una disminución en los tiempos de las prácticas mencionadas en un 20%.

Además, como se puede observar en el Capítulo VI, al identificar los equipos más críticos de la planta

en etapa post-optimización, el chancador primario no estaba en el primer lugar y sus detenciones

disminuyeron considerablemente al hacer una comparación relativa.

Esta optimización en el área de operaciones mina es de gran importancia para la operación de la planta,

ya que la mina debe suministrar mineral en forma continua y estable, de acuerdo a la demanda de la

planta, por lo cual la autorización de descarga a los camiones está controlada por dicha demanda. Por

otra parte, la planta de chancado también debe trabajar en la forma más continua y estable posible, para

no entorpecer el flujo de camiones de la mina y, eventualmente, llegar a paralizar la extracción del

mineral.

D-3. Optimización del Proceso Productivo

Identificados los obstáculos y analizado el balance de masa del área seca, y considerando el objetivo

del proyecto que es aumentar el rendimiento a 61.200 ton/día se promueve realizar 2 cambios

importantes: la instalación de pesómetros en la correas 35-CV-04, 35-CV-05 y 41-CV-11, en las etapas

de chancado y apilamiento de mineral, respectivamente.

Instalar pesómetros en la correas 35-CV-04 y 35-CV-05 permitiría saber, con exactitud, la cantidad de

mineral (flujo másico) que está siendo recirculada en el área seca. Éste es un dato relevante para el

proceso ya que posibilita conocer el desempeño real del área de chancado y harneado.

Además, ahora que la segunda línea de aglomeración está operando es imprescindible la instalación de

un pesómetro en la correa 41-CV-11, ya que ésta presenta mucha sensibilidad al depender actualmente

132

de 2 tambores aglomeradores. Esta modificación, permitiría además, registrar inmediatamente las

pérdidas entre la alimentación y la descarga de ambos tambores.

D-4. Predicción de Equipos Críticos

Al mismo tiempo de realizar los balances de masa e identificar los equipos que pueden estar siendo

sobre utilizados actualmente en la planta, la planilla dinámica creada es de gran utilidad para poder

predecir los equipos que podrían presentar alertas o condición crítica bajo ciertos parámetros deseados

por el usuario. Sin embargo, como se mencionó anteriormente, algunas entradas de la planilla, como el

material pasante (bajo tamaño) de los harneros secundarios (35-SN-01/02) y la carga circulante (sobre

tamaño) de los harneros terciarios (35-SN-03/04/05/06/07), son valores supuestos que no representan

la realidad actual de la planta. Por lo tanto, es mucho más factible utilizar esta herramienta para

predecir equipos críticos y el desempeño de la planta cuando el periodo de marcha blanca haya

finalizado y se opere en condiciones normales.

proyecto optimizaciÓn del Área seca de minera …opac.pucv.cl/pucv_txt/txt-8500/ucf8856_01.pdf ·...

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