Remolienda de Los Materiales Gruesos a Flotacion Rougher e

Universidad de Chile – Departamento Ingeniería de Minas Taller PROCEMIN 2003

REMOLIENDA DE LOS MATERIALES GRUESOS A FLOTACIÓN ROUGHER EN EL CONCENTRADOR DE CHUQUICAMATA

Carlos Pérez, Roberto González, Ricardo López, Patricio Viveros Gerencia Concentración, División Codelco Norte, Codelco-Chile [email protected]; [email protected]; [email protected]; [email protected] Gabriel Berkowitz, Aldo Campi Instituto de Innovación en Minería y Metalurgia, Filial Codelco-Chile [email protected]; [email protected]

RESUMEN

Este documento resume en gran medida la génesis, evolución y principales

resultados del Proyecto de Aumento de Recuperación de Cu y Mo (PARCM) en las Plantas Concentradoras de la Gerencia Concentración de la División Codelco Norte. Dicho proyecto, es emblemático porque se hace cargo de las brechas metalúrgicas de uno de los procesos más relevantes que integra la cadena de valor de la División. El objetivo principal del proyecto PARCM fue evaluar la factibilidad técnico-económica del aumento de recuperación metalúrgica de Cu y Mo por medio del aumento del tiempo de residencia en flotación primaria (Fase I), y de la remolienda de la fracción gruesa de mineral de alimentación a la flotación primaria (Fase II). El énfasis de este documento esta relacionado en forma particular con la Fase II del PARCM.

INTRODUCCIÓN

En el contexto original del Proyecto de Aumento de Recuperación de Cu y Mo en Plantas Concentradoras (PARCM), se contempló la realización de cuatro alternativas de experimentación en laboratorio, las que representaban alternativas operacionales para recuperar el Cu y el Mo remanente contenido en los relaves generales de la Concentradora de la División Chuquicamata. Por este motivo, las primeras pruebas realizadas en laboratorio consideraron los siguientes escenarios operacionales: A. Planta de procesamiento de relaves frescos, consistente en la remolienda de la

fracción gruesa de los relaves y la realización de cinéticas de flotación de la mezcla de mineral entre el material grueso remolido y el material fino presente en la muestra del relave original.

B. Remolienda de la fracción gruesa del mineral a flotación primaria y aumento del

tiempo de residencia de la flotación primaria. C. Optimización de la “Situación Actual” por medio de la disminución de la

granulometría de alimentación a flotación, por medio de una mayor molienda primaria y un aumento del tiempo de residencia de la flotación primaria.

www.procemin.cl T04 1 de 16

mailto:[email protected]







D. Una cuarta alternativa que no se evaluó experimentalmente, correspondió al tratamiento de los relaves frescos vía lixiviación, la que se descartó en base a los resultados de un análisis económico que utilizó información de parámetros metalúrgicos y económicos de operaciones afines.

Los objetivos principales de estas pruebas de laboratorio fueron básicamente la

determinación de los incrementos de recuperación para las diversas alternativas operacionales planteadas, y adicionalmente disponer de un modelo de recuperación metalúrgica para la planificación de largo plazo del rajo Chuquicamata. Consecuente con lo anterior, es que el programa de pruebas metalúrgicas de laboratorio se diseñó con muestras de sondajes de unidades geológicas de Cu, representativas de la alimentación a las plantas concentradoras dispuesta por la planificación minera. Por razones prácticas, fundamentalmente la oportunidad en la entrega de resultados para la ingeniería conceptual del proyecto y el alto costo de sacrificar muestras de sondajes de profundidad de respaldo del yacimiento, se decidió evaluar 100 muestras con un soporte geológico del orden de los 80 metros, obteniéndose alrededor de 8.000 kg, con leyes representativas de las 9 unidades geológicas de cobre más importantes en el corto, mediano, y largo plazo.

Las simulaciones en laboratorio de los escenarios de procesamiento fueron llevadas a cabo en el Laboratorio de Caracterización e Investigación Metalúrgica de la Superintendencia Ingeniería de Procesos de la Gerencia Concentración, bajo protocolos de pruebas diseñados en conjunto con la empresa encargada de la ingeniería conceptual, que consideraron básicamente cinéticas de molienda, clasificaciones de arenas y finos, y cinéticas de flotación de los materiales en estudio.

A la luz de los resultados, el equipo de trabajo del Proyecto PARCM, realizó un esfuerzo adicional por agregar valor a esta información, llevando a cabo una validación estricta de la información original, y realizó nuevamente los análisis metalúrgicos con una metodología más elaborada, es así como se realizó una acuciosa revisión de la base de datos generada con las 100 muestras de unidades geológicas, aproximadamente 75.000 datos, realizándose un análisis detallado de la calidad de estos datos y sus correspondientes resultados. La metodología utilizada con los resultados incluyó un análisis de sensibilidad de los resultados de las leyes de laboratorio mediante un programa de simulación estocástica construido especialmente para la ocasión, cuya validez fue demostrada al comparar los resultados del modelo con los obtenidos en planta durante tres años consecutivos. Posteriormente, el equipo profesional metalúrgico tuvo como responsabilidad llevar a cabo las “Pruebas Metalúrgicas Complementarias” tanto para el Aumento de Tiempo de Residencia a Nivel de Escala Industrial, y la Remolienda de Gruesos a Nivel de Escala Piloto, siendo necesario en las pruebas a nivel piloto seleccionar un número de muestras geológicas representativas del elemento Cu en el caso base vigente, finalmente se seleccionaron 3 unidades geológicas y 1 muestra de alimentación a planta industrial.

SITUACIÓN ACTUAL DEL PROYECTO PARCM

Las “Pruebas Metalúrgicas Complementarias” del Proyecto PARCM se dividieron en dos fases, estas corresponden a la Fase I “Aumento de Tiempo de Residencia” y la Fase II “Remolienda de Gruesos de Mineral”.



La ingeniería conceptual de la Fase I término exitosamente, aprobándose los recursos para realizar el proyecto de construcción e implementación de celdas de gran volumen Outokumpu de 160 (m3) en las Plantas de Flotación Primaria A1 y A2, y la habilitación en la Planta A0 de las celdas convencionales existentes para alcanzar el tiempo de flotación nominal del proyecto (27 minutos). A la fecha, se ha hecho entrega de la primera parte del proyecto, correspondiente a la instalación de 24 celdas en la Planta A2, y se encuentra en su última etapa la instalación de 12 celdas en la Planta A1, y la habilitación de las celdas convencionales en la Planta A0. Los resultados obtenidos en la Planta A2, han sido muy satisfactorios, obteniéndose el aumento de recuperación comprometido.

La Fase II concluyó en forma satisfactoria sus pruebas metalúrgicas, donde se

obtuvo para los distintos minerales evaluados la información de incrementos de recuperación de Cu y Mo en la etapa de flotación primaria, y se determinaron las potencias para remoler los distintos minerales desde una granulometría de 30% +65# hasta niveles entre 5 a 15% +65#. Posteriormente, se realizaron pruebas adicionales sólo de remolienda para afinar la determinación del valor de la potencia requerida para lograr reducir la granulometría de alimentación a flotación desde 30% +65# a un 15% +65#.

COMPARACIÓN DE LA MOLIENDA VERSUS LA REMOLIENDA

Investigaciones realizadas en la SIP, indican claramente que remoler la fracción gruesa de mineral que alimenta la flotación primaria es más beneficioso que darle una mayor molienda a todo el material, considerando en ambos casos un producto de alimentación a flotación con similar granulometría. En la alternativa de molienda de todo el material el consumo de energía es mucho mayor, debido a que parte de la energía se utiliza en reducir de tamaño una fracción del material con una granulometría adecuada (ver Figura Nº1), haciéndose un uso ineficiente de la energía. Dicha situación no ocurre al moler sólo la fracción gruesa, ya que sólo se reduce aquel material que no esta liberado, y a la vez se evita la generación de lamas que provoquen problemas en la etapa de flotación.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

0 1 2 3 4 5 6Granulometría

Rec

uper

ació

n (%

)

Figura Nº 1. Resultado de Recuperación para Diferentes

Granulometrías

Los resultados de lo expuesto anteriormente se presentan en la Figura Nº 2, donde se presentan los resultados de las curvas cinéticas de recuperación para distintas condiciones de granulometría. La línea segmentada representa la condición de molienda de todo el mineral, evaluándose 4 condiciones, estás son: 28 (Condición Base), 24, 20 y 15% +65#, y la línea continua representa la condición de remolienda de la fracción gruesa del mineral, evaluándose 3 condiciones, estas son: 14.8, 10.6, 5.3% + 65#. Las curvas correspondientes al material sometido a la remolienda de gruesos posee una recuperación mayor que aquellas donde se muele todo el material. Al observar el tiempo de 6,2 minutos para las curvas de 15 y 14.8% +65#, se puede observar una diferencia de 1.0% de recuperación.



Tabla Nº 1. Factor de Escalamiento entre Tiempos de Flotación Primaria Laboratorio y Planta

Rec. Cu Flotación Primaria (%)

Planta Año 1998

Tiempo de Flot. Actual (min)

Tiempo de Flot. Actual + 50%

(min)

Tiempo de FlotaciónPrimaria en Planta

(min)

Factor de Escalamiento

86.3 4.1 6.2 19.9 4.8

80

82

84

86

88

90

92

94

96

98

100

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13Tiempo de Flotación (min)

Rec

uper

ació

n A

cum

ulad

a (%

)

5.310.614.815.020.024.028.0

% +65#

Figura Nº 2. Condición Base v/s Remolienda de Fracción

Gruesa de Mineral, Elemento Cobre, Año 1998

Tabla Nº 2. Incrementos de Recuperación para Remolienda de Gruesos (Alt. Nº 2) y Molienda Total (Alt.

Nº4) ITEM Alternativa Nº2 Alternativa Nº4 Tiempo % +65# 5.3 10.6 14.8 15.0 20.0 24.0 28.0 (Base)

Recuperación Cu 94.3 93.2 91.8 90.2 88.5 87.1 Actual Incrementos de Rec. 8.0 6.9 5.5 3.9 2.2 0.8 0.0

Recuperación Cu 95.9 95.2 94.3 93.3 92.2 91.1 90.5 Actual + 50% Incrementos de Rec. 9.6 8.9 8.0 7.0 5.9 4.8 4.2

86.3

DISEÑO DE PRUEBAS PARA LA DETERMINACIÓN DE AUMENTOS DE RECUPERACIÓN

La evaluación se realizó en la Planta Piloto Sulfuros (PPS) de la Gerencia

Concentración, para lo cual se muestrearon las dos líneas de operación que posee la planta, denominadas línea de prueba y línea base. La línea de prueba se alimentó con la granulometría obtenida con la remolienda de gruesos en un rango de 5 a 15% +65#, y la línea base se alimentó con la granulometría estándar utilizada en la planta industrial igual a 30% +65#.

El principal objetivo de las pruebas a nivel piloto consistió en la evaluación de los efectos sobre los resultados metalúrgicos de la etapa de flotación primaria, al remoler el material sobretamaño presente en la alimentación (partículas mayores a 300 micrómetros), en una etapa de remolienda – clasificación, la que operó a continuación de la etapa de molienda – clasificación tradicional.

El material de alimentación correspondió a distintas unidades geológicas representativas del yacimiento, estas fueron: Mineral de Alimentación a Planta Industrial (compósito de unidades geológicas), UG N°38, UG N°56 y UG N°61.

Tabla Nº 3. Total de Muestreos por Tipo de Mineral

TIPO DE MINERAL Nº DE MUESTRASCompósito Planta 49UG Nº 38 27UG Nº 56 19UG Nº 61 19

TOTAL 114 El tiempo de cada muestreo fue de 4 horas, y las muestras se obtuvieron con

cortadores equiprobabilísticos, diseñados de acuerdo a la norma corporativa de calidad CNAM-007. La frecuencia de corte utilizada fue de 5 minutos, para la alimentación y relave, y de 3 minutos para el concentrado.

AJUSTES DE CURVAS En el análisis de calidad de la información se realizaron diversos tratamientos, los que se describen a continuación:



Primer Control de Calidad

El primer control de calidad consistió en un análisis estadístico que identificó las mayores diferencias de recuperaciones en peso calculadas para cada muestreo a partir de las leyes de Cu, Fe y Mo, debido a que teóricamente estas tres recuperaciones debieran ser iguales, pero en la práctica no siempre coinciden. Estas causas pueden ser producto de errores en el muestreo, en la preparación de la muestra o en el análisis químico, por lo que el análisis estadístico cuantificó el grado de dispersión de éstos con relación a la data original. Método de Análisis

Para efecto de observar la dispersión en los datos se realizaron los siguientes gráficos: a) Rp,c (Cu) vs Rp,c (Fe) b) Rp,c(Cu) vs Rp,c(Mo) c) Rp,c(Fe) vs Rp,c(Mo)

Donde:

Rp,c (i): Recuperación en peso calculada a partir del elemento i, con i = Cu, Fe, Mo Para cuantificar los datos con mayor dispersión, se estudió la diferencia de las recuperaciones que conforman dichos puntos.

Para ello, se procedió a calcular las siguientes diferencias de recuperaciones : a) �R Cu-Fe = Rp,c (Cu) - Rp,c (Fe) (Ec. Nº 1) b) �R Cu-Mo = Rp,c(Cu) - Rp,c(Mo) (Ec. Nº 2) c) �R Fe-Mo = Rp,c(Fe) - Rp,c(Mo) (Ec. Nº 3)

Para el conjunto de datos de las tres alternativas, específicamente al grupo de diferencias de recuperaciones (Cu-Fe, Cu-Mo y Fe-Mo) se le aplicó el Test de Anscombe, con lo cual se eliminó un determinado número de muestreos. Cabe señalar, que al test estadístico se le realizó una modificación relevante, consistente en la incorporación de un exigente criterio metalúrgico. Esta metodología utilizada, junto con el criterio metalúrgico incorporado se explica en el punto siguiente. Test de Anscombe (Outlier´s Rejection)

El término “Outlier” se refiere a “valores fuera de rango”, que no siguen el

comportamiento promedio global de la muestra de datos analizada. El Test de Anscombe, propone el siguiente procedimiento:

Dado el conjunto de valores aleatorios de la variable X: X1, X2, ..., Xn; los cuales están distribuidos normalmente con media y varianza poblacional desconocidas, se calculan los residuos:

∆Xi = Xi-Xp; i = 1,2,..., n (Ec. Nº 4)

Xp = Media de Xi; para i = 1,2,..., n



Para calcular la variable C, se tiene:

N*)(2)(N*N

1)(N*C2

/2,1

/2,1 tt

υα

υα

−

−+−

−= (Ec. Nº 5)

Se rechaza Xm, como Outlier, si |�Xm| > C * Sx

Para muestras grandes, si el Xm, es rechazado, la nueva muestra (sin Xm), podrá

ser sometida a un posterior análisis estadístico similar al señalado hasta que no exista datos Outlier. El nivel de confianza que se utilizó para el descarte de datos con el Test de

Anscombe es de un 95%.

Criterio Metalúrgico aplicado con el Test de Anscombe En la metodología estándar del Test de Anscombe se utiliza la media muestral

como pivote referencial de descarte, no obstante, para este caso en particular, se aplica el criterio metalúrgico de reemplazar dicha media muestral por el valor esperado de la media poblacional, la cual es igual a cero. Lo anterior, se realizó para no sesgar la curva identidad que representa la igualdad entre las recuperaciones en peso calculadas por los distintos elementos.

El valor de comparación C*Sx (valor de corte), que se utilizó para eliminar los

valores fuera de rango de las diferencias de recuperaciones en peso de Cu-Fe, Cu-Mo y Fe-Mo, se obtuvieron utilizando el conjunto de todos los muestreos de las tres alternativas.

Segundo Control de Calidad

El segundo control de calidad denominado Test de Error de Dispersión por

Corrección de Balanceo es un control también estricto, ya que el objetivo es verificar para cada muestreo que las diferencias (correcciones por balanceo), que se obtienen luego de balancear las leyes, no excedan los errores de dispersión por preparación y análisis químico para cada uno de los elementos en los distintos flujos.

Esto significa, que :

Leyi,j * Dispi,j ≥ δ i,j * 100 (Ec. Nº 6) Donde i : elemento – Cu, Fe o Mo j : flujo – alimentación, concentrado o relave

Dispi,j : dispersión por preparación y análisis químico de elemento i en flujo j δ i,j : corrección por balanceo de elemento i en flujo j. Leyi,j : ley original de elemento i en flujo j. Finalmente, el universo total de muestreos por línea se redujo a 101 muestreos,

para el caso de la Línea de prueba, correspondiente a un 88.6 % de la información



original, y para el caso de la Línea base, se redujo a 103 muestreos, correspondiente al 90.3 % de la data inicial.

MODELO MULTIVARIABLE Y AJUSTE DE CINÉTICAS El tratamiento de la información correspondiente a las pruebas de remolienda de

gruesos de mineral se resume en los siguientes puntos:

a) Se agruparon los muestreos de los cuatro minerales evaluados en dos grandes grupos correspondientes a la línea de prueba y línea base, los que incluyeron las variables metalúrgicas, parámetros operacionales, variables geológicas y resultados metalúrgicos.

b) Se estudió el efecto de todas las variables sobre la recuperación de Cu y Mo por

medio de un método causal, construyéndose modelos de regresión lineal multivariable tanto para el Cu como para el Mo, para diferentes rangos de tiempos de flotación, identificándose las variables significativas que influyen directamente en el resultado de recuperación en cada uno de los modelos construidos.

c) Con los modelos obtenidos se determinaron las curvas cinéticas de recuperación

para cada elemento, representativas de las distintas condiciones de prueba y base. Las curvas cinéticas se generaron a partir de los puntos que entregaron los modelos para los distintos rangos de tiempo de residencia estudiados. En cada uno de estos modelos se evaluaron los valores promedio de cada variable dejando libre solo una variable en cada análisis (ley de alimentación o granulometría de alimentación). Con ello, se sensibilizó la recuperación en función de la variable libre y se mantuvo el resto de las variables constantes para el tiempo de residencia promedio del rango en cuestión. Con el conjunto de puntos, Tiempo de Flotación – Recuperación, se construyeron las curvas cinéticas, las que se ajustaron por el modelo de García – Zúñiga.

d) En base a las curvas cinéticas ajustadas, se determinaron los incrementos de

recuperación de Cu y Mo, para diferentes leyes de Cu y Mo, y granulometrías de alimentación.

Estrategia de Análisis de Resultados La estrategia de análisis de los resultados metalúrgicos, se basó en la experiencia

de trabajos anteriores que indicaron que al manejar un gran número de variables que influyen en la recuperación (variables operacionales, metalúrgicas y geológicas), hace imposible comparar resultados bajo condiciones similares, ya que no se logra aislar en forma adecuada las variables de interés. Por este motivo, se utilizó un modelo multivariable explicativo de la recuperación para cada uno de los rangos de tiempo de flotación, estos modelos permitieron determinar el comportamiento de la recuperación al mover las variables de interés en los rangos de valores donde el modelo es válido. Esto permite aislar una variable, dejar el resto constante y observar como responde la recuperación al sensibilizar dicha variable.



Con este análisis se validaron los resultados de las pruebas metalúrgicas, y se estimaron los incrementos de recuperación para las condiciones actuales y futuras, presentadas en el plan minero 182 KTPD.

Construcción de Cinéticas de Flotación En los siguientes puntos se detalla la metodología utilizada en la construcción de

las curvas cinéticas de recuperación, para distintas condiciones de granulometría de alimentación (% +65#) y leyes de alimentación evaluadas.

• Para cada grupo de muestreos tanto para la línea base como la línea de prueba, se agruparon sus respectivos datos por rangos de tiempo de residencia. Luego se procedió a ajustar los modelos según el método de los mínimos cuadrados para las variables seleccionadas. Para ello se utilizó el software Statgraphics 5.0. Las variables seleccionadas recogieron variables tanto metalúrgicas como geológicas con capacidad de explicar la recuperación de cobre y molibdeno.

• Una vez que se obtuvieron los modelos se les realizó un estudio para validarlos

comprobando que cumplieran con los supuestos básicos sobre los cuales se construyó el modelo. Para esto, se utilizaron los estadígrafos apropiados y se efectuaron las pruebas necesarias para complementar el análisis. Finalmente, se realizó un análisis de las significancias de las distintas variables.

• Con los modelos para cada rango de tiempo de residencia y línea de flotación, se

estimó una recuperación para cada rango, con las siguientes consideraciones: Para la línea base se utilizaron valores fijos de porcentaje de sólidos (38%),

pH (10,5) y granulometría (30%). Para la línea prueba se utilizaron valores fijos de pH igual a 10,5, y

porcentaje de sólidos de 38%. Los tiempos de residencia que se utilizaron para cada rango

correspondieron al promedio del rango respectivo. La ecuación generalizada que se obtuvo para los distintos análisis es la

siguiente:

KΧ Rec_Z += ×α (Ec. Nº 7)

Z : elemento, Cu o Mo X : ley o granulometría de alimentación α : coeficiente de variable X K : valor constante de resto de las variables



• Tanto las variables ley de alimentación de cobre y granulometría se sensibilizaron para distintos valores con el fin de obtener el comportamiento de la variable recuperación de cobre con respecto a esas dos variables, para esto se utilizaron valores de ley de 0,9%, 1,0%, 1,1% y 1,2%; y valores de granulometría de 5%, 10% y 15%, con la consideración de que el promedio de la ley para los datos es cercano al 1,1% y el de granulometría a 10%, por lo que los valores introducidos no aumentan el error de la estimación más allá del 5%.

Figura Nº 3. Incrementos de Recuperación de Cu vs Ley de Alim. de Cu (%), para Granulometría de 15% +65#

3,7 3,53,9

3,8

4,3 4,24,44,5

3,8 3,7 3,6 3,4

2,02,12,32,4y = -1,3868x + 5,0923

R2 = 0,9996

y = -1,3183x + 5,1294R2 = 0,9998

y = -1,4197x + 3,7056R2 = 0,9989

0

1

2

3

4

5

6

0,0 0,2 0,4 0,6 0,8 1,0 1,2 1,4

Ley de Cu (%)

Del

ta d

e R

ecup

erac

ión

(%)

M. PlantaUG Nº 38UG Nº 56UG Nº 61

y = -1,0639x + 5,4919R2 = 0,9976

• Para ambas líneas, se introdujeron los valores promedio de las variables restantes

por UG para poder estimar los puntos de recuperación por cada UG, con dichos puntos se construyó la cinética de flotación para cada una de las UG.

• Las cinéticas de flotación para cada UG se ajustaron mediante el modelo de cinética de flotación de García-Zúñiga. En la Figura N° 4, se presenta un

esquema simplificado del método de aproximación de la cinética de recuperación por medio de una colección de modelos multivariables para diferentes rangos de tiempo de residencia.

El criterio para determinar los rangos de tiempos de flotación utilizado para los elementos Cu y Mo, se basó en la necesidad de obtener una cantidad suficiente de datos para realizar el estudio multivariable. Es así como se obtuvieron sobre 30 observaciones para cada rango definido.

Figura Nº 4. Discretización de Rangos para el Ajuste de los Modelos para la Construcción de Cinéticas de

Recuperación

Modelo por RangoLínea Prueba

Tiempos Residencia Promedio por Rango

TiempoResidencia (min)

Rec

uper

acio

nes P

rom

edio

por

Ran

go

Modelo por RangoLínea Base

DETERMINACIÓN DE VECTORES DE RECUPERACIÓN Para la determinación de los incrementos de recuperación de Cu y Mo para el Plan

Minero seleccionado, se utilizó la siguiente metodología:

• Se rescató del Plan Minero, para cada año y cada una de las unidades geológicas participantes, la información de tonelajes, y leyes de cobre y molibdeno.



• Luego para cada año, se asoció a cada unidad geológica (38, 56, y 61) los resultados de recuperación obtenidos en las pruebas metalúrgicas en la Planta Piloto Sulfuros.

• Se definió el concepto de "Resto" para agrupar el resultado de aquellas unidades geológicas que no fueron evaluadas en la Planta Piloto Sulfuros.

• Se determinó la recuperación asociada al "Resto" a partir de los resultados obtenidos en la Planta Piloto Sulfuros del mineral mezcla de alimentación a planta industrial.

• Finalmente, se ponderaron las recuperaciones respectivas de cada unidad geológica en base al peso que representa el tonelaje de cada una de ellas del total del Plan Minero, determinándose los incrementos de recuperación globales (considerando flotación colectiva y selectiva) de Cu y Mo, asociado a cada periodo del plan.

En la Figura Nº5, se presenta el

vector de incrementos de recuperación para el Caso Base Vigente 2003, para los elementos cobre y molibdeno.

Figura Nº 5. Vectores de Incrementos de Recuperación de Cu y Mo, CBV 2003

0

1

2

3

4

5

6

7

2002 2004 2006 2008 2010 2012 2014 2016 2018

AÑO

Incr

emen

to d

e R

ecup

erac

ión

(%)

Cu

Mo

DETERMINACIÓN DE LA POTENCIA PARA LA REMOLIENDA DE GRUESOS Al término de las pruebas metalúrgicas a escala piloto, se solicitó a la empresa

encargada de la ingeniería conceptual la evaluación económica completa del proceso de Remolienda de Gruesos, considerando un producto a flotación de 10% +65#, los resultados no fueron favorables, por lo que se solicitó realizar un análisis de sensibilidad para las condiciones de 10%, 15%, y 20% +65#, dado que existían todos los vectores de aumento de recuperación de Cu y Mo, obteniéndose nuevamente resultados no favorables. Motivado por lo anterior, la División realizó con su equipo de especialistas un nuevo análisis de la información disponible, donde se determinaron resultados que discreparon notablemente con los entregados por la empresa de ingeniería. Ambos resultados se presentan en la Tabla Nº4.



Tabla Nº 4. Potencia para Remolienda de Gruesos

Granulometría, % +65# Potencia, HP Inicial Final Codelco Empresa de Ingeniería

30 10 25.000 66.000 30 15 17.000 42.000 30 20 11.000 21.000

Dado este quiebre, se determinó la necesidad de aclarar dicha situación por medio

de pruebas adicionales, las que fueron nuevamente desarrolladas en la Planta Piloto Sulfuros, cuyo diseño estuvo a cargo de un equipo mixto, compuesto por especialistas de la División y del Instituto de Innovación en Minería y Metalurgia S.A. (IM2), la parte operativa estuvo a cargo de la División, tanto el control como el seguimiento estuvieron a cargo del equipo mixto.

Pruebas de Remolienda de Gruesos

El objetivo de este estudio adicional fue establecer los requerimientos de potencia

necesarios para moler la fracción gruesa de mineral que actualmente se alimenta al proceso de flotación.

IM2, en conjunto con la División, planificaron una estrategia teórico-experimental

para resolver la incógnita respecto a la potencia requerida. Por este motivo, se recopiló información histórica relevante de índices metalúrgicos, parámetros mecánicos de equipos, antecedentes operacionales de la Plantas Industriales, se generaron diversas funciones matemáticas a la vez que se efectuaba el pilotaje en la PPS.

La estrategia teórico - experimental consideró 2 etapas, la Etapa I consideró la

Obtención de Arenas, y la Etapa II consideró la Remolienda de Arenas. Las pruebas de remolienda de arenas en la PPS comenzaron previa colección de

una muestra de mineral desde la Planta A-0 de aproximadamente 4.000 ton correspondiente al producto de chancado terciario.

Durante la extracción de

mineral en la concentradora A0 (ver Figura N°6), se realizaron muestreos globales y se obtuvieron compósitos con las muestras de todas las secciones para los flujos de alimentación y descarga del molino de barras y producto de circuito de molienda secundario. Paralelamente se registró información operacional del sistema de control automático de cada sección. Adicionalmente fue necesario hacer muestreos completos incluyendo los flujos intermedios para realizar el balance metalúrgico integral de la molienda primaria y secundaria.

6

4

3

52’

21’’ 1’ 1

Figura Nº6. Esquema del Circuito de Conminución de la Concentradora A-0.

En la Tabla Nº5 y Figura Nº7 se presentan los resultados del balance consolidado

con su correspondiente distribución granulométrica.



Tabla Nº5. Flujos Másicos por Sección en Concentradora A-0

Item Descripción Mineral (tph) Agua (tph) % Sólidos

1 Mineral Seco de Alimentación 221,56 0,00 100,0% 1' Agua en Mineral de Alimentación 0,00 4,52 0,0% 1'' Agua a Molino de Barras 0,00 65,44 0,0% 2 Descarga de Molino de Barras 221,56 69,97 76,0% 2' Agua a Cajón 0,00 259,62 0,0% 3 Alimentación batería de hidrociclones 577,68 453,09 56,0% 4 Underflow batería de hidrociclones 356,12 123,50 74,3% 5 Descarga Molino de Bolas 356,12 123,50 74,3% 6 Overflow batería de hidrociclones 221,56 329,58 40,2%

Figura Nº7. Distribución Granulométrica de Flujos Concentradora A-0

Ensayos en Planta Piloto Etapa I: Obtención de Arenas.

Esta etapa corresponde al desarrollo de los ensayos efectuados en la PPS para obtener las arenas que fueron utilizadas en la Etapa II. Durante el ensayo, primero fue necesario ajustar el tonelaje de alimentación al molino de barras hasta alcanzar un valor

6’

7

9

HCY Nº2 HCY Nº1 6

4

3

52’

21’’ 1’

1 8

Figura Nº8. Balance en PPS Etapa I

de P80 equivalente al P80 de la Concentradora A-0, se ajustó la velocidad de la bomba del pozo e inclinación de hidrociclón N°1 (Figura Nº8) hasta obtener un producto (P80) del circuito inverso del molino de bolas equivalente al P80 de la A-0. Se alimentó directamente desde rebalse hidrociclón N°1 a hidrociclón N°2 hasta lograr un producto final en overflow



de 15% +65# en este último hidrociclón. Finalmente, se acopio el spigot del ciclón N°2 (gruesos o arenas) en el patio de la PPS. Su utilización posterior en la Etapa II quedó condicionada al desaguado de las arenas vía ventilación natural hasta 4% de humedad aproximadamente, suficiente para su manejo en la segunda etapa . El objetivo en esta primera etapa fue operar cada equipo (desde el molino de barras hasta hidrociclón N°1) de la Planta Piloto, para producir el mismo producto que genera hoy la Planta Industrial (P80), es decir, una granulometría cercana a 28% +65#. La clasificación en el hidrociclón N°2, y el ajuste de las condiciones de operación buscó producir un rebalse de 15% +65# con sus correspondientes arenas del spigot. En la Tabla Nº6, se presentan los resultados del balance consolidado.

Tabla Nº6. Flujos Másicos Promedios Etapa I

Item Descripción Mineral (tph) Agua (tph) % Sólidos

1 Mineral Seco de Alimentación 5,66 0,00 100,0 1' Agua en Mineral de Alimentación 0,00 0,12 0,0 1'' Agua a Molino de Barras 0,00 1,67 0,0 2 Descarga de Molino de Barras 5,66 1,79 76,0 2' Agua a Cajón Nº1 0,00 2,34 0,0 3 Alimentación a HCY Nº1 15,07 8,61 63,6 4 Underflow de HCY Nº1 / Alim. Molino de Bolas 9,40 4,49 67,7 5 Descarga Molino de Bolas 9,40 4,49 67,7 6 Overflow HCY Nº1 5,66 4,12 57,9 6' Agua a Cajón Nº2 0,00 1,50 0,0 7 Alimentación a HCY Nº2 5,66 5,62 50,2 8 Overflow HCY Nº2 3,39 4,31 44,0 9 Underflow HCY Nº2 2,28 1,31 63,6

De acuerdo al balance anterior la carga circulante en el circuito de molienda secundario fue de 166%, que se enmarca en los valores recomendados por Bond.

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Figura 9. Distribución Granulométrica de Flujos Etapa I

T04 13 de 16


Etapa II: Remolienda de Arenas

Corresponde a la determinación del consumo de potencia necesario para tratar las arenas acumuladas en la etapa anterior. La operación de los equipos fue realizada en las mismas condiciones determinadas en la Etapa I (Volumen de llenado, velocidad de giro, collar de bolas, etc.), pero esta vez variando el tonelaje de alimentación. Se utilizó el mismo circuito anterior, sin embargo, la alimentación de las arenas se hizo al molino de barras en vacío (sin barras), actuando éste en forma equivalente a un mezclador ver Figura N°10. La estrategia experimental utilizada en este caso fue lograr, a través de un flujo de arenas variable a molienda, un producto tal que, sumado al producto del circuito ya probado en la Etapa I, entregase un producto final a flotación con granulometría del orden de 15% +65#.

6

4

3

5 2’

21’’ 1’ 1

Figura Nº10. Esquema del circuito en balance de Etapa II

Dado que el producto de la Etapa I obtuvo una granulometría de 13,2% +65# se requirió, a través de la etapa de remolienda de arenas, alimentar un flujo de mineral seco de aproximadamente 4,6 t/h para generar una granulometría de rebalse de 18,3% +65#. Así, esta última granulometría aseguró que la mezcla de productos de las dos etapas (ver Figura Nº12) fuese de 15% +65#, que era lo buscado a través del circuito global. De acuerdo al balance anterior, la carga circulante en el circuito de molienda secundario fue de 176%, el cual se enmarca en los valores recomendados por Bond.

Tabla Nº7. Flujos Másicos Promedios Balance Etapa II

Item Descripción Mineral (tph) Agua (tph) %sólidos1 Mineral Seco de Alimentación 4,57 0,00 100,0 1' Agua en Mineral de Alimentación 0,00 0,21 0,0 1'' Agua a Molino de Barras 0,00 2,40 0,0 2 Descarga de Molino de Barras 4,57 2,61 63,7 2' Agua a Cajón Nº1 0,00 2,31 0,0 3 Alimentación a HCY Nº1 12,63 8,23 60,4 4 Underflow de HCY Nº1 / Alim. Molino de Bolas 8,06 3,31 70,8 5 Descarga Molino de Bolas 8,06 3,31 70,8 6 Overflow HCY Nº1 4,57 4,92 48,3

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Figura Nº11. Distribución Granulométrica de Flujos Etapa II

T04 14 de 16


Balance Global Etapa I y II

La integración del circuito completo consistió en ajustar el rebose de la doble clasificación (Hidrociclón N°2) correspondiente al producto de la Etapa I, con la alimentación a la Etapa II, de la Planta Piloto. Este ajuste se realizó de acuerdo al factor que surge de la relación:

[ Producto Etapa I ]/[ Alimentación Etapa II ]

HCY Nº1

15

14

14’

13

9 11

10

129’

7

9

8 HCY Nº26’

6

4

3

5 2’

2 1’’ 1’ 1

Figura Nº12. Esquema Balance Global Etapas I y II

Tabla Nº8. Flujos del Balance Global Etapa I y II

Item Descripción Mineral (tph) Agua (tph) % sólidos

1 Mineral Seco de Alimentación 5,66 0,00 100,0% 1' Agua en Mineral de Alimentación 0,00 0,12 0,0% 1'' Agua a Molino de Barras 0,00 1,67 0,0% 2 Descarga de Molino de Barras 5,66 1,79 76,0% 2' Agua a Cajón Nº1 0,00 2,34 0,0% 3 Alimentación a HCY Nº1 15,07 8,61 63,6% 4 Underflow de HCY Nº1 / Alim. Molino Bolas 02/1 9,40 4,49 67,7% 5 Descarga Molino de Bolas 02/1 9,40 4,49 67,7% 6 Overflow HCY Nº1 5,66 4,12 57,9% 6' Agua a Cajón Nº2 0,00 1,50 0,0% 7 Alimentación a HCY Nº2 5,66 5,62 50,2% 8 Overflow HCY Nº2 3,39 4,31 44,0% 9 Underflow HCY Nº2 2,28 1,31 63,6% 9' Agua a Cajón Nº3 0,00 1,15 0,0% 10 Alimentación a HCY Nº3 6,29 4,09 60,4% 11 Underflow de HCY Nº3 / Alim. Molino Bolas 02/2 4,01 1,65 70,8% 12 Descarga Molino de Bolas 02/2 4,01 1,65 70,8% 13 Overflow HCY Nº3 2,28 2,45 48,3% 14 Mezcla Overflow HCY Nº2 y 3 5,66 6,57 46,3% 14' Agua a Estanque Acondicionador 0,00 1,93 0,0% 15 Alimentación a Flotación 5,66 8,50 40,0%

Finalmente el intenso programa de pruebas ejecutado permitió establecer la demanda real de potencia a nivel piloto y los parámetros de escala-miento de equipos y procesos necesarios para la construcción de un balance representativo y escalable a nivel industrial, constituido por un circuito de remolienda de arenas con doble clasificación que generase un producto a flotación de 15% + 65#Ty.




Figura Nº13. Distribución Granulométrica de Balance Global Etapas I y II

En la actualidad, con los valores de potencia determinados experimentalmente para moler la fracción gruesa de mineral, las evaluaciones económicas preliminares realizadas indican que el proyecto tendría un VAN por sobre los 120 millones de dólares, con un IVAN alrededor de 1.5, aventajando en términos económicos a la Fase I del Proyecto PARCM (Aumento del Tiempo de Flotación). Se espera con estos resultados incorporar a la Remolienda de Gruesos al interior de los proyectos de aumento de tonelaje en Concentradora de la División, como son los proyectos 210 ktpd ó 230 ktpd.

Remolienda de Los Materiales Gruesos a Flotacion Rougher e

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