Celdas de Flotacion

PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSO

FACULTAD DE INGENIERÍA

ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA

PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL

EN METALURGIA EXTRACTIVA

ANÁLISIS TÉCNICO ECONÓMICO DE

RECUPERACIÓN DE FINOS DE COBRE Y

MOLIBDENO CON CELDA G-CELL DESDE

CIRCUITO DE FLOTACIÓN COLECTIVA

CODELCO DIVISIÓN ANDINA

Juan Kalise Sepúlveda

Profesor Guía:

Alvaro Aracena Capia

2013

2

AGRADECIMIENTOS

“Si es lo que te gusta y quieres, te apoyamos”

Fueron las palabras de mis padres, Angel y Elena cuando les conté de Ingeniería

Civil en Metalurgia Extractiva; es aquí donde comienzan los agradecimientos, si hoy

soy un profesional, es gracias a que ustedes me apoyaron incondicionalmente en el

inicio, transcurso y final de este proyecto. Fue imposible, viajar más de dos veces por

año, muchas veces no se pudo viajar más de una, pero nunca faltó la llamada, el

“viejo lobo”, y eso no reemplaza el llegar todos los días a tu casa, pero es valiosa

vitamina cuando estas solo y a más de 2000 kilómetros de los que más quieres. Ya

cuando casi me vencía el ritmo de la Universidad y evaluaba si realmente tenía la

suficiente fuerza para continuar, se integra a mi “mundo”, más bien me integran a su

mundo Catalina y Sebastián. ¿Quién de los dos puede estar más tiempo tranquilo?

Averiguarlo daría para tema de memoria y hasta SixSigma. La responsable de que

recordara que soy capaz de grandes cosas y que todo depende de las ganas y la

motivación. Creo que la Universidad me estaba comiendo, ¿todo ser humano

necesitará sentir y sentirse enamorado? Al menos yo sí. Conocí otro mundo, las

familias numerosas, los asados “memorables”, los cumpleaños con comida para todo

el mes, y los estudios retomaron su curso exitosamente. Luisa y Patricio,

prácticamente segundos padres, muchas gracias por el apoyo, la preocupación, el

hogar… para conmigo y los tres terremotos. ¿Pía Nicole? Cuando tuviera un hijo

sería niña y se llamaría Pía Nicole. Dicen que se parece a mí, ahora entiendo porqué

valoran y destacan mi simpatía. Se nos agrandó la familia, llegó la “rulito”, gracias por

ser otro importante estanque de combustible para los proyectos y metas que nos

hemos propuesto y se seguirán viniendo.

Ahora me quedo corto para agradecer a mis hermanos, las personas que

abiertamente me dieron consejos y palabras sabias de la experiencia que han

contribuido al logro de la meta de este proyecto. A ellos también se suman Claudia

Golarte, Richard Araya, Ricardo Garrido. A Valeska, Miguel, Sebastián, Rodrigo, por

la colaboración para que pudiese finalizar este proceso, A Alvaro Aracena por la

confianza, apoyo y guía en los proyectos que trabajamos, y Francisco por la

calculadora que harto uso y provecho le saqué.

A todos ustedes y mucha más gente que se me queda fuera, nuevamente

muchas gracias…

3

RESUMEN

En la presente Memoria se exponen los resultados técnicos y económicos obtenidos

a partir del pilotaje desarrollado por Ingeniería de Minerales S.A. con Celdas de

flotación neumática G-Cell en la planta de flotación colectiva de Codelco División

Andina, se pueden revisar fotos en el Anexo D.

Frente a las características detectadas en las colas de la División Andina de Codelco,

la tecnología de flotación G-Cell surge como una alternativa viable y propicia para

recuperar los finos de Cobre y Molibdeno que se encuentran en fracciones de

tamaño finas, esto es en un tamaño menor a 45 micrones (325# Ty), y en las cuales

una Celda G-Cell presenta sus mejores rendimientos debido a la generación de

micro burbujas.

A lo largo del periodo que duró el pilotaje se evaluaron configuraciones de la planta

piloto y diversos flujos para alimentar las Celdas G-Cell, en búsqueda del punto que

significara el mayor retorno económico y que fuese factible técnicamente dadas las

condiciones de espacio al interior de la planta concentradora.

Es en el sentido anterior que se determina a partir de los resultados de las pruebas,

que la oportunidad de instalar Celdas G-Cell se encuentra en las Colas Columnas.

En este punto la instalación de 2 Celdas neumáticas G-Cell en serie y con capacidad

de procesar 1500 m3/h de pulpa, significa para Codelco División Andina un aumento

en la producción de finos de Cobre y Molibdeno de 882,6 y 44,46 toneladas al año

respectivamente, con un VAN a los 5 años de 10,723 KUSD considerando un nivel

de tasa de cambio medio.

4

ÍNDICE GENERAL

AGRADECIMIENTOS .................................................................................................. 2

RESUMEN ................................................................................................................... 3

ÍNDICE GENERAL ....................................................................................................... 4

ÍNDICE DE FIGURAS .................................................................................................. 6

ÍNDICE DE TABLAS .................................................................................................... 9

CAPÍTULO 1: INTRODUCCIÓN Y OBJETIVOS ........................................................ 11

1.1. INTRODUCCIÓN ............................................................................................. 11

1.2. MOTIVO DEL ESTUDIO .................................................................................. 11

1.3. OBJETIVOS ..................................................................................................... 12

CAPÍTULO 2: CODELCO ANDINA ............................................................................ 14

2.1. ANTECEDENTES [3] ....................................................................................... 14

2.2. PRODUCTOS [3] ............................................................................................. 15

2.3. SISTEMA DE CONCENTRACIÓN[3] ............................................................... 15

CAPÍTULO 3: MARCO TEÓRICO .............................................................................. 20

3.1. FLOTACIÓN MECÁNICA ................................................................................. 20

3.2. FLOTACIÓN NEUMÁTICA ............................................................................... 22

3.3. APLICACIONES INDUSTRIALES EN CHILE .................................................. 33

3.4. CONCEPTOS BASICOS .................................................................................. 38

CAPÍTULO 4: TRABAJO EXPERIMENTAL EN LA PLANTA PILOTO ....................... 43

4.1. PLAN DE MUESTREO ..................................................................................... 43

CAPÍTULO 5: RESULTADOS Y DISCUSIÓN DEL PILOTAJE .................................. 46

5.1. PUNTO 1: COLA COLUMNAS ......................................................................... 46

5.1.1. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN 1 ................................................................ 46

5

5.1.2. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN 2 ................................................................ 53

5.1.3. CONCLUSIONES DEL PUNTO 1 ................................................................. 59

5.2. PUNTO 2: COLA SCAVENGER ....................................................................... 60

5.2.1. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN ................................................................... 60


5.3. PUNTO 3: ALIMENTACIÓN COLUMNAS ........................................................ 67

5.3.1. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN ................................................................... 67


CAPÍTULO 6: DETERMINACIÓN DE LOS FACTORES DE DISTRUBUCIÓN.......... 78

6.1. COBRE ............................................................................................................ 78

6.2. MOLIBDENO .................................................................................................... 82

CAPÍTULO 7: BALANCE METALURGICO ................................................................ 85

7.1. CASO BASE DE LA DIVISIÓN ANDINA .......................................................... 85

7.2. CASO 1 CELDA G-CELL ................................................................................. 87

7.3. CASO 2 CELDAS G-CELL ............................................................................... 89

CAPÍTULO 8: EVALUACION ECONOMICA .............................................................. 91

8.1. GENERALIDADES CAPITAL TOTAL DE INVERSION .................................... 91

8.2. GENERALIDADES COSTO TOTAL DEL PRODUCTO ................................... 92

8.3. CASO 1 CELDA G-CELL ................................................................................. 93

8.4. CASO 2 CELDAS G-CELL ............................................................................... 95

CAPÍTULO 9: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ...................................... 96

GLOSARIO ................................................................................................................ 98

BIBLIOGRAFÍA ........................................................................................................ 101

6

ÍNDICE DE FIGURAS

FIGURA 1. DIAGRAMA DE FLUJOS FLOTACIÓN ROUGHER Y REMOLIENDA. ... 17

FIGURA 2. DIAGRAMA DE FLUJOS FLOTACIÓN DE LIMPIEZA Y SCAVENGER. 18

FIGURA 3. ESQUEMA CLÁSICO CELDA MECÁNICA. ............................................ 21

FIGURA 4. TIPOS DE ZONAS DE UNA CELDA MECÁNICA. .................................. 22

FIGURA 5. TIPOS DE ZONAS DE UNA CELDA NEUMÁTICA. ................................ 23

FIGURA 6. CELDA JAMESON. ................................................................................. 24

FIGURA 7. CELDA EKOFLOT. .................................................................................. 25

FIGURA 8. DISEÑO CLÁSICO V-CELL. .................................................................... 26

FIGURA 9. CORTE DE SECCIÓN, AIREADOR DISEÑO ESPECIAL IMHOFLOT. ... 28

FIGURA 10. DISEÑO AVANZADO G-CELL. ............................................................. 29

FIGURA 11. DETALLE ESQUEMÁTICO QUE LAS FUERZAS QUE ACTÚAN

SOBRE LAS PARTÍCULAS EN LA CELDA. ....................................................... 30

FIGURA 12. RECUPERACIÓN COMO FUNCIÓN DEL TAMAÑO DE PARTÍCULA

PARA TRES NIVELES DE ALTURA DE ESPUMA. ........................................... 32

FIGURA 13. COMPARACIÓN DE RECUPERACIONES CIRCUITO

CONVENCIONAL Y CIRCUITO CONVENCIONAL MÁS CELDAS

NEUMÁTICAS. ................................................................................................... 34

FIGURA 14. EFECTO DE UNA CELDA NEUMÁTICA COMO PRE-ROUGHER. ...... 37

FIGURA 15. MÓDULOS TÍPICOS DE OPERACIÓN EN CIRCUITOS DE

FLOTACIÓN. ...................................................................................................... 41

FIGURA 16. DIAGRAMA DE FLUJOS Y PUNTOS DE MUESTREO PARA 1 CELDA.

............................................................................................................................ 45

FIGURA 17. DIAGRAMA DE FLUJOS Y PUNTOS DE MUESTREO PARA 2

CELDAS. ............................................................................................................. 45

FIGURA 18. CIRCUITO 1 PLANTA PILOTO G-CELL. .............................................. 47

FIGURA 19.LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE

COBRE EN LA ALIMENTACIÓN. ....................................................................... 48

7

FIGURA 20. RECUP. DE COBRE DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE


FIGURA 21. RECUP. EN PESO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE


FIGURA 22. LEY DE MOLIBDENO EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA

LEY DE MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. ................................................. 51

FIGURA 23.RECUP. DE MOLIBDENO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE

MOLIBDENO EN LA ALIMENTACIÓN. .............................................................. 51

FIGURA 24. RAZÓN DE CONCENTRACIÓN DE MOLIBDENO EN FUNCIÓN DE LA

LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO. ........................................................ 52


FIGURA 26.LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE








FIGURA 30. RECUP. DE MOLIBDENO DE LA CELDA EN FUNCIÓN DE LA LEY DE




FIGURA 32.CIRCUITO 1 PLANTA PILOTO G-CELL. ............................................... 61

FIGURA 33. LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE






8








FIGURA 40. LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO EN FUNCIÓN DE LA LEY DE












FIGURA 46. PORCENTAJE ACUMULADO PASANTE DE COBRE EN

CONCENTRADO G-CELL Y COLUMNAS DE LA DIVISIÓN ANDINA. .............. 73

FIGURA 47.PORCENTAJE ACUMULADO PASANTE DE MOLIBDENO EN

CONCENTRADO G-CELL Y COLUMNAS DELA DIVISIÓN ANDINA. ............... 74

FIGURA 48. RECUPERACIÓN DE COBRE POR DIÁMETRO MEDIO DE

PARTÍCULA DE CELDA G-CELL Y COLUMNAS DE LA DIVISIÓN ANDINA. ... 74

FIGURA 49. RECUPERACIÓN DE MOLIBDENO POR DIÁMETRO MEDIO DE

PARTÍCULA DE CELDA G-CELL Y COLUMNAS DE LA DIVISIÓN ANDINA. ... 75

FIGURA 50. RECUPERACIÓN DE COBRE COMO FUNCIÓN DE LA

RECUPERACIÓN EN PESO DE LA CELDA. ..................................................... 79

9

FIGURA 51. RESULTADOS DEL MODELO DETERMINADO Y DATOS EMPÍRICOS.

............................................................................................................................ 81

FIGURA 52. LEY DE MOLIBDENO EN EL CONCENTRADO COMO FUNCIÓN DE

LA LEY DE COBRE EN EL CONCENTRADO. ................................................... 82

FIGURA 53. RESULTADOS DEL MODELO DETERMINADO Y DATOS EMPÍRICOS.

............................................................................................................................ 84

FIGURA 54. IDENTIFICACIÓN DE LOS FLUJOS PARA CASO BASE

CONSIDERADO. ................................................................................................ 86

FIGURA 55. IDENTIFICACIÓN DE LOS FLUJOS PARA CASO 1 CELDA G-CELL. 87

FIGURA 56. IDENTIFICACIÓN DE LOS FLUJOS PARA CASO 2 CELDA G-CELL. 89

ÍNDICE DE TABLAS

TABLA 1.RESULTADOS DE PRUEBAS EN MINERA TAMAYA S.A. ....................... 35

TABLA 2. PROMEDIO DE ALTURA DE ESPUMA DE AMBAS CELDAS DURANTE

LA OPERACIÓN. ................................................................................................ 49

TABLA 3.PROMEDIO DE ALTURA DE ESPUMA DE AMBAS CELDAS DURANTE

LA OPERACIÓN. ................................................................................................ 55

TABLA 4.PROMEDIO DE ALTURA DE ESPUMA DE LA CELDA DURANTE LA

OPERACIÓN ...................................................................................................... 63

TABLA 5. PROMEDIO DE ALTURA DE ESPUMA DE LA CELDA DURANTE EL DÍA.

............................................................................................................................ 70

TABLA 6. RECUPERACIÓN DE COBRE Y RECUPERACIÓN EN PESO DE LA

MASA TOTAL ALIMENTADA A LA CELDA. ....................................................... 78

TABLA 7. SPLIT FACTORS ESTIMADOS PARA CADA CIRCUITO DE LA DIVISIÓN

ANDINA COMO CASO BASE. ............................................................................ 85

TABLA 8. LEYES DE COBRE Y MOLIBDENO EN LOS RESPECTIVOS FLUJOS. .. 86

10

TABLA 9.LEYES DE COBRE Y MOLIBDENO ESPERADAS AL INCLUIR 1 CELDA

G-CELL. .............................................................................................................. 88

TABLA 10. SPLIT FACTOR ESPERADOS AL INCLUIR 1 CELDA G-CELL.............. 88

TABLA 11. PRODUCCIÓN ADICIONAL ESPERADA CON LA TECNOLOGÍA G-

CELL. .................................................................................................................. 88

TABLA 12.LEYES DE COBRE Y MOLIBDENO ESPERADAS AL INCLUIR 2

CELDAS G-CELL. ............................................................................................... 90

TABLA 13.SPLIT FACTORS ESPERADOS AL INCLUIR 2 CELDAS G-CELL. ......... 90

TABLA 14.PRODUCCIÓN ADICIONAL ESPERADA CON LA TECNOLOGÍA G-

CELL. .................................................................................................................. 90

TABLA 15. LA SUMA DE LOS PUNTOS 1 AL 12 FORMA EL CAPITAL TOTAL DE

INVERSIÓN. ....................................................................................................... 92

TABLA 16. LA SUMA DE LOS PUNTOS 1 AL 7 FORMA EL COSTO TOTAL DEL

PRODUCTO. ...................................................................................................... 93

TABLA 17. CAPITAL TOTAL DE INVERSIÓN PARA 1 CELDA G-CELL. ................. 94

TABLA 18. INDICADORES ECONÓMICOS CASO 1 CELDA G-CELL. .................... 94

TABLA 19. CAPITAL TOTAL DE INVERSIÓN PARA 2 CELDAS G-CELL. ............... 95

TABLA 20. INDICADORES ECONÓMICOS CASO 2 CELDAS G-CELL. .................. 95

TABLA 21. RESULTADOS DE LA EVALUACIÓN TÉCNICA Y ECONÓMICA. ......... 98

11

CAPÍTULO 1: INTRODUCCIÓN Y OBJETIVOS

1.1. INTRODUCCIÓN Con el fin de mejorar la flotabilidad de partículas finas, varias tecnologías de flotación

de partículas, incluso flotación por aire disuelto, electro flotación, floculación-flotación

selectiva y flotación por arrastre, han sido desarrolladas y probadas en los últimos

treinta años. Muchas de estas tecnologías están basadas preliminarmente en

aumentar la eficiencia de colisión entre las burbujas de gas (aire) y las partículas

minerales[1].

En Codelco División Andina, en el circuito de flotación colectivo (Cobre y Molibdeno),

se detecta una oportunidad de aumentar la recuperación del circuito mediante la

disminución de las pérdidas de finos de Cobre y Molibdeno en la cola scavenger.

Por lo anterior nace el contrato entre Codelco División Andina e Ingeniería de

Minerales S.A. para realizar pruebas de escala piloto con celdas de flotación

neumática G-Cell al interior de la planta concentradora.

1.2. MOTIVO DEL ESTUDIO Con el agotamiento de los recursos y la disminución de las leyes, los minerales que

salen del circuito de molienda y remolienda son cada vez más finos debido a la

necesidad de alcanzar la liberación. Por lo tanto, la flotación de partículas finas es un

inmenso desafío a ser abordado por investigadores en todo el mundo, ya que es

sabido que, generalmente las partículas de tamaño intermedio siempre presentan

mayor flotabilidad, mientras que las finas y gruesas flotan con mayor dificultad[1].

En el caso de Codelco División Andina, estudios realizados por IM2 el año 2011 y

2012, y seguimientos realizados por el laboratorio metalúrgico de la concentradora,

12

muestran que en la etapa Scavenger, las pérdidas de Cobre y Molibdeno se

concentran principalmente bajo 325#. En este escenario, se presenta la oportunidad

de probar tecnología de flotación neumática caracterizada por la recuperación de

partículas finas, aprovechando las condiciones de liberación alcanzadas por los

sulfuros de Cobre y Molibdeno en la etapa de limpieza.

1.3. OBJETIVOS

1.3.1. OBJETIVO GENERAL

Evaluar técnica y económicamente la tecnología de celdas neumáticas G-cell en el

circuito de flotación colectiva para la recuperación de finos y ultra finos de cobre y

molibdeno como concentrado final (28 a 30% Cobre y 0,4 a 0,5% Molibdeno) de la

planta, para flexibilizar el circuito industrial convencional, aumentar la recuperación

global en la División Andina de Codelco y obtener antecedentes para ser

considerados en el proyecto de expansión “Andina 244”.

1.3.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS

Determinar si el flujo de alimentación del circuito Scavenger es el más

adecuado desde el punto de vista técnico y económico para recuperar finos y

ultra-finos de Cobre y Molibdeno liberados con tecnología de celdas

neumáticas G-Cell, como concentrado final de cobre.

Evaluar si a partir del flujo de las colas del circuito Scavenger es factible

técnica y económicamente recuperar finos y ultra-finos de Cobre y Molibdeno

liberados con celdas de flotación neumática G-Cell, como concentrado final de

cobre.

Responder con fundamentos técnicos y económicos si el flujo de alimentación

del circuito Columnar resulta ser un buen punto para recuperar finos y ultra-

13

finos de Cobre y Molibdeno liberados con tecnología de celdas neumáticas G-

Cell, como concentrado final de cobre.

14

CAPÍTULO 2: CODELCO ANDINA

2.1. ANTECEDENTES[3]

División Andina, es una de las cinco divisiones mineras de Codelco Chile, se

encuentra ubicada en la parte alta de la cordillera de la V región, a 38 km de la

ciudad de Los Andes y a 50 km al noreste de Santiago. Sus operaciones mineras se

desarrollan entre los 3500 y 4200 metros sobre el nivel del mar. Sus productos de

exportación se embarcan regularmente, a través del Puerto Ventanas.

Los recursos de Andina provienen principalmente del yacimiento Río Blanco, que

geológicamente corresponde a un yacimiento tipo pórfido cuprífero. Andina es

propietaria de la parte oriental de este yacimiento.

Los recursos de Andina, con ley de corte 0,5% Cu, alcanzan a 4.450 millones de

toneladas de mineral, con una ley de 0,83% de cobre y 0,022% de molibdeno, lo que

es equivalente a 36,9 millones de toneladas de cobre fino. Con similar ley de corte,

los recursos demostrados alcanzan 1.670 millones de toneladas con una ley media

de 0,86% Cu y 0,023% Mo.

Andina beneficia sus minerales por procesos de concentración, utilizando las

técnicas de molienda semi-autógena, técnicas de molienda unitaria y convencional,

molienda húmeda en molinos de barras y bolas, flotación rougher convencional,

flotación de limpieza mediante columnas de flotación, separación de cobre y

molibdeno por flotación selectiva, filtración y almacenamiento del concentrado de

cobre.

Actualmente la capacidad diaria de tratamiento es de 94000 toneladas métricas de

material. Produciendo el año 2011, 233912 toneladas métricas de cobre fino y 3174

toneladas métricas de finos de molibdeno.

15

2.2. PRODUCTOS[3]

El principal producto de división Andina, el concentrado de cobre, es una mezcla de

sulfuros compuesta principalmente por calcopirita (CuFeS2) (80% en peso) y, en

menor proporción, por calcosina (Cu2S), bornita (Cu5FeS4), covelina (CuS) y otros.

La ley media del concentrado de cobre es de 29,73% Cu y su humedad media es de

8,8%. Posee, además, unas 70 y 0,5 ppm de plata y oro respectivamente. El

contenido de arsénico oscila en torno al 0,2%.

El concentrado de Andina posee contenidos de sílice, alúmina, óxidos de calcio,

magnesio y cromo en conjunto menores al 6%. Los contenidos de fierro y azufre

promedian en torno al 18 y 34% para cada uno.

Dos son los productos finales de Andina:

Concentrado de cobre, cuyas dos terceras partes se exportan directamente a

través del puerto de Ventanas, mientras que el tercio restante se procesa en

fundiciones y refinerías de otras divisiones de Codelco para ser convertido en

cátodos.

Concentrado de Molibdeno, que es enviado a Molymet para su maquilación y

luego es exportado a Europa a través del puerto de San Antonio.

La producción de cobre fino ha crecido sostenidamente desde el inicio de las

operaciones en 1970, comenzando con 10000 toneladas anuales de cobre fino

durante los primeros años, y alcanzando en el 2000 las 250000 toneladas.

Característica relevante de Andina es que su área industrial se desenvuelve en un

típico clima de alta cordillera, que limita las operaciones del sector explotado a cielo

abierto a 320 días al año.

2.3. SISTEMA DE CONCENTRACIÓN

16

2.3.1. CHANCADO, CONCENTRACIÓN Y FILTRADO[3]

Luego de la etapa de extracción en las minas a rajo abierto y subterránea de Andina,

el mineral se envía a las plantas de chancado primario, donde es triturado y,

posteriormente, conducido por correas hasta las instalaciones de molienda y flotación

colectiva en la Planta Concentradora.

La etapa de molienda se realiza mediante tres sistemas paralelos: molienda

convencional, molienda unitaria y molienda SAG.

La flotación genera la separación de las partículas sulfuradas de cobre y molibdeno

desde la roca, proceso por el cual se obtiene un concentrado colectivo de cobre y

molibdeno cuyas leyes aproximadamente alcanzan al 30 y 0,52% respectivamente.

2.3.2. FLOTACIÓN ROUGHER Y REMOLIENDA[4]

La flotación rougher está conformada por tres líneas (A, B y E), las cuales son

alimentadas desde dos cajones distribuidores. En el caso de las líneas A y B, su

alimentación proviene del cajón distribuidor que contiene pulpa proveniente de los

circuitos de Molienda Unitaria 1, Molienda Unitaria 2, SAG y la línea A de la molienda

convencional, en cambio la línea E es alimentada desde un cajón distribuidor que

solo contiene pulpa proveniente de las líneas B y C de la molienda convencional.

Las líneas A y B de flotación rougher están compuestas por líneas paralelas A1-A2 y

B1-B2 respectivamente, de 8 celdas de 108 m3 en cada línea y la línea E posee dos

líneas paralelas de 4 celdas cada una de 130 m3. Las líneas A y B corresponden a la

expansión a 64 KTPD y la línea E a la expansión a 94 KTPD.

17

Figura 1. Diagrama de flujos flotación rougher y remolienda.

2.3.3. FLOTACIÓN LIMPIEZA Y SCAVENGER[4]

El circuito de limpieza está conformado por 4 celdas columnares en paralelo (área 13

m2), las cuales son alimentadas por los flujos provenientes de los hidrociclones de la

remolienda de concentrados (overflow). El concentrado producido por las columnas

representa el concentrado final de la flotación colectiva (Cu-Mo), el cual es espesado

y transportado hasta la planta de molibdeno (PPC). Por otro lado, el relave total de la

flotación columnar es enviado a la flotación scavenger, la cual está constituida por

dos líneas paralelas de 16 celdas cada una, y de 38 m3 de volumen, las cuales

producen un concentrado que posteriormente es tratado en el molino de remolienda

de bolas y un relave que es enviado a espesaje junto con el relave rougher.

18

El relave producido por las líneas rougher es enviado a la etapa de espesaje junto

con el relave producido en la flotación scavenger y el concentrado rougher es

enviado a la etapa de remolienda.

LA DIVISIÓN ANDINA posee dos circuitos de remolienda, uno con dos molinos

verticales, que trata el concentrado rougher y otro con un molino de bolas que

procesa el concentrado scanvenger. Para el caso de la remolienda del concentrado

rougher, éste descarga en un cajón distribuidor que alimenta a dos baterías de

hidrociclones, el overflow de cada batería alimenta a las celdas de flotación de

limpieza, y cada underflow alimenta a un molino vertical de 1.100 HP, cuya descarga

es nuevamente clasificada en las baterías de hidrociclones. Con respecto a la

remolienda del concentrado scavenger, este es clasificado en una batería de

hidrociclones cuyo overflow es enviado a la flotación de limpieza y el underflow es

alimentado a un molino de bolas y el producto de este es nuevamente clasificado.

Figura 2. Diagrama de flujos flotación de limpieza y scavenger.

19

El concentrado colectivo se conduce por cañerías hasta una planta en superficie

(Saladillo, 30 kilómetros al oeste de la mina subterránea) para las etapas de flotación

selectiva y de filtrado.

El concentrado de cobre se somete a un proceso de secado que disminuye la

humedad del producto hasta un 9% o menos, y finalmente es transportado por

ferrocarril hacia el Puerto de Ventanas, desde donde se despacha a diversas

fundiciones de Chile y el extranjero.

Al concentrado de molibdeno se les realiza los siguientes procesos en orden:

lixiviación, filtrado y envasado de molibdenita, y cementación, cloración y

desulfhidratación.

Por otra parte, los relaves del proceso de flotación se envían a dos espesadores, en

donde se recupera hasta el 60% del agua contenida y se reenvía hacia la molienda y

flotación. El resto del material se transporta, a través de una canaleta de 80

kilómetros de longitud, hacia el nuevo embalse de relaves Ovejería, ubicado en

Huechún, Región Metropolitana, para su depositación segura y permanente.

20

CAPÍTULO 3: MARCO TEÓRICO

Hasta mediados de los años setenta, las celdas de flotación con agitación mecánica

y auto-aspirantesdominaron el mercado. A partir de los años noventa, se han

incorporado masivamenteen la industria las celdas mecánicas de gran tamaño, tanto

auto-aspirantes como de aire forzado,y también las celdas neumáticas. En alrededor

de cienaños se han desarrolladouna gran cantidad de celdas de diversos diseños, sin

embargo, las celdas de flotación mecánicade amplio uso en aplicaciones industriales

no han cambiado mucho en términos de su diseño[5].

El objetivo de la celda de flotación es realizar una serie de funciones simultáneas

como lasuspensión de partículas sólidas, aspiración de aire, dispersión del aire en

forma de pequeñasburbujas, y finalmente el contacto y mezclado de las partículas

con el aire. La celda deflotación debe proporcionar al fluido un ambiente en el cual

existan zonas con alta intensidadde mezclado y otras donde exista una relativa

tranquilidad. El agregado burbuja-partículapasa a una región de calma para la

separación, entrando finalmente a la fase espuma[5].

Las celdas de flotación se clasifican en dos grandes familias: Celdas mecánicas y

Celdas neumáticas. Se presenta a continuación las principales características y

ejemplos de ambos tipos de celdas[6].

3.1. FLOTACIÓN MECÁNICA

Las celdas mecánicas o convencionales son las más comunes y las más usadas en

la industria. Se caracterizan por tener un impulsor o agitador mecánico (rotor o

impeler). Alrededor del eje del rotor se tiene un tubo concéntrico hueco que sirve de

conducto para el ingreso del gas al interior de la pulpa, lo que ocurre en el espacio

entre el rotor y un estator o difusor, donde es dispersado en pequeñas burbujas de 1

a 3 milímetros[6]. Ver Figura 3.

21

Figura 3. Esquema clásico celda mecánica.

En la zona próxima al arreglo rotor – estator existe una gran agitación de la pulpa,

para favorecer el contacto partícula – burbuja. A partir de un nivel medio de la celda

se tiene una zona menos turbulenta, donde el agregado burbuja-mineral hidrófobo

asciende con menor probabilidad de romperse. A medida que las burbujas se

mueven al nivel del labio de la celda, son arrastradas fuera por el empuje de las

burbujas que vienen atrás[6].ver Figura 4.

Según el tipo de aireación se tiene:

Celdas auto aspirante, que utilizan el vacío creado por el movimiento del rotor

para inducir o succionar el aire desde la atmósfera hacia abajo, por el tubo

concéntrico alrededor del eje del rotor[6].

Celdas con aire forzado, que reciben el aire desde un soplador[6].

22

Figura 4. Tipos de zonas de una celda mecánica.

3.2. FLOTACIÓN NEUMÁTICA

Las celdas neumáticas de flotación se diferencian de las celdas mecánicas

convencionales en cuatro aspectos básicos:

Ausencia de agitación mecánica.

Sistema de generación de burbujas.

Agua de lavado.

Las celdas neumáticas se clasifican según la forma de contactar la pulpa y el aire en:

columnas contra-corriente y columnas co-corriente.

Columnas contra-corriente

23

En una columna contra-corriente se distinguen dos zonas, ver Figura 5:

Zona de colección: desde la entrada del aire hasta la interface pulpa-espuma.

Zona de limpieza: desde la interface pulpa-espuma hasta el rebalse.

Figura 5. Tipos de zonas de una celda neumática.

La pulpa previamente acondicionada, se alimenta cerca del tope de la zona de

colección, aproximadamente a 2/3 de la altura total de la columna. En la zona de

colección, las partículas provenientes de la alimentación se contactan en

contracorriente con las burbujas producidas por el dispersor de aire ubicado en la

parte inferior de la columna. Las partículas hidrófobas chocan y se adhieren a las

burbujas, cruzan la interface y son transportadas a través de la zona de limpieza,

constituida por un lecho de espuma de aproximadamente 1 metro de altura. Por otro

lado, las partículas hidrófilas son removidas desde el fondo de la columna.

24

Columnas co-corriente

Un interesante punto de discusión ha sido planteado respecto a la baja eficiencia del

contacto entre partícula de mineral y burbujas en la zona de pulpa de las columnas

de flotación. En este sentido, los diseños alternativos de celdas neumáticas están

provistos con un tubo de contacto descendente, llamado “downcomer”, similar a un

reactor flujo pistón co-corriente ideal. Este tubo permite el contacto intensivo entre la

pulpa y las burbujas en muy corto tiempo y con alta concentración de gas. La Figura

6 muestra la celda Jamenson, que es la más popular celda de contacto co-corriente,

principalmente en la industria del carbón. Otra celda de contacto co-corriente de uso

comercial es la celda neumática tipo EKOFLOT, Figura 7.

Figura 6. Celda Jameson.

3.2.1. SISTEMA IMHOFLOT, G-CELL

La energía requerida por las celdas convencionales para mantener las partículas en

suspensión y generar burbujas, en las celdas neumáticas con sistema Imhoflot se

25

centra únicamente en la producción de burbujas muy finas, y la suspensión de

partículas se consigue por el excedente de energía del sistema. La aireación

generalmente se logra utilizando un simple sistema Venturi en una cañería

(Downcomer) o usando una tecnología de generación de burbujas finas

especializado. Esta tecnología de generación de burbujas finas es una característica

básica del sistema Imhoflot. El aireador es auto-aspirante usa un sistema Venturi

multi-chorro cerámico de alto corte que opera a alrededor de 2.5 bar (250 kilo

pascales) de contrapresión[7].

Figura 7. Celda EKOFLOT.

El tamaño de las burbujas generadas parte desde ultra-finas hasta alrededor de 5 a

10 µm. Burbujas en el rango de los 2 a 3 milímetros también se pueden encontrar

debido a la subsecuente coalescencia de burbujas. El aireador de alto corte está

diseñado para maximizar la adhesión de las burbujas a todas las partículas

hidrofóbicas. Por lo tanto el aireador puede ser visto para tender a la generación de

burbujas así como para ayudar el contacto burbuja-partícula para una flotación

26

exitosa. En el diseño original de la celda Imhoflot, la V-Cell (Figura 8), la pulpa

aireada era introducida desde el fondo hacia arriba de la celda por medio de un

sistema de anillo distribuidor e inyectores[7].

Figura 8. Diseño clásico V-Cell.

Pulpa acondicionada

Dispositivo auto-aspirante

Colector de espuma cónico,

permite control de la espuma

Concentrado

Distribuidor de pulpa

Cola

Los objetivos de diseño de la flotación neumática Imhoflot son separar y optimizar las

etapas de proceso independientes que constituyen la flotación; aireación, contacto

partícula burbuja y separación[7].

El tiempo de residencia en la celda neumática convencional es generalmente de 3 a

4 minutos. En los últimos años Maelgwyn Mineral Services ha desarrollado el

concepto de usar fuerzas centrifugas para acelerar la separación del concentrado y

mejorar la remoción de la fase espuma[7].

La estructura del dispositivo de aireación (Venturi de diseño especial auto-aspirante)

está compuesta por piezas de alta resistencia y de fácil reemplazo. En la Figura 9 se

muestra un corte de sección al aireador usado en las celdas[8].

27

El dispositivo está compuesto por una sección superior cilíndrica que se encuentra

ensamblada con una placa con orificios que se asemejan a inyectores. Estos

inyectores están inclinados, formando un cierto ángulo, llamado alfa, con respecto al

eje central del dispositivo de aireación, provocando que el flujo de salida de los

inyectores converja en un punto centrado en las siguientes partes del dispositivo. A

continuación de la placa de orificios se encuentra la cámara de aireación[8].

En este conjunto, placa-cámara, ocurre un fenómeno de succión de aire externo

debido a la disminución de la presión provocada por el aumento en la velocidad de la

pulpa a través de los inyectores. Se genera entonces la mezcla pulpa más aire que

sale del dispositivo y se conduce a la zona de colección en el Downcomer. Así, la

interacción partícula burbuja y la colección de las partículas de interés ocurre fuera

del tanque de separación (Vessel)[2].

28

Desde la unidad de aireación, hasta el Downcomer, se mantiene la distribución de

tamaño de burbujas generadas debido a que se encuentra presurizado. En el

Downcomer, que es un tubo sin agitación mecánica, es donde se produce la colisión

y adherencia de partículas. Luego se alimenta tangencialmente al Vessel permitiendo

con esto una rotación del sistema pulpa-burbujas, para una mejor separación del

concentrado. Debido a esta característica específica de esta celda neumática, se ha

nombrado GyratoryCell (G-Cell)[2].

α

PULPA

AIREAIRE

PULPA + AIRE

Figura 9. Corte de sección, aireador diseño especial Imhoflot.

29

Figura 10. Diseño avanzado G-Cell.

Pulpa acondicionada

Dispositivo auto-aspirante

Downcomer

Distribuidor de pulpa tangencial

Vessel

Concentrado

Cola

Introduciendo la alimentación aireada tangencialmente dentro del tanque separador

se logró reducir el tiempo de residencia ya que así se crean velocidades rotacionales

en la celda. La celda no está diseñada como separador gravitacional, y las

velocidades rotacionales no son suficientemente altas como para sacar las partículas

gruesas de la espuma, como ocurre en un hidrociclón[9]. Sin embargo, la separación

centrifuga de la espuma ha reducido ahora el tiempo de residencia a alrededor de 30

segundos, lo cual resulta en un incremento múltiple de la capacidad de la unidad de

flotación[7].

La Figura 11 muestra el detalle de las fuerzas que actúan sobre una partícula en la

pulpa dentro de la G-Cell, empujándola hacia abajo y cómo ascienden las burbujas

de aire cargadas de mineral. La fuerza hacia abajo (G) es la fuerza ejercida por la

gravedad y puede ser calculada usando la segunda ley de movimiento de Newton, la

30

fuerza hacia la izquierda (C) es la fuerza centrífuga producto de la alimentación

tangencial y el uso de una forma cilíndrica en el estanque. La sumatoria de las

fuerzas anteriores genera una tercera fuerza F [7].

Figura 11. Detalle esquemático que las fuerzas que actúan sobre las partículas en la

celda.

La fuerza resultante (F) sobre la partícula en la pulpa es mayor que la fuerza de

gravedad por sí sola. Esta fuerza incrementada en el sistema fomenta a las

partículas hidrofílicas a separarse del sistema más rápido, y por lo tanto, les da un

tiempo de residencia mucho más corto en el estanque de separación. La fuerza

adicional sumada a las partículas ayuda en la reducción del arrastre de las de las

partículas hidrofílicas en la espuma.Esto resulta en una mayor selectividad y por lo

tanto genera mejor ley en la espuma. El resultado de la fuerza en la pulpa crea una

interface pulpa/espuma angular, beneficiosa para el sistema, ya que permite a la

espuma fluir sobre la interface hacia el canal interior y así ayuda a la remoción de la

espuma. Este rápido retiro de espuma asegura que las partículas de mineral sean

retiradas del sistema antes que se separen de las burbujas y caigan de vuelta en la

C

F

E

D

G

31

pulpa, y se pierdan en la cola. Esto, en combinación con la generación de finas

burbujas en el aireador de alto corte, resulta en mejores recuperaciones de mineral

presente en fracciones de tamaño fino, incrementando el rendimiento en el sistema

de flotación permitiendo al dispositivo de separación ser más pequeño en tamaño y

más rentable que las celdas de flotación convencionales[7]

Una baja velocidad de alimentación de pulpa provoca que el vector de la fuerza

centrífuga que actúa sobre una partícula se desplace hacia la dirección del vector de

la fuerza de gravedad. Como consecuencia de esto la interface pulpa/espuma se

posiciona a mayor profundidad en la celda, provocando una mayor altura de espuma

(o profundidad de la interface). Una mayor altura de espuma mejora el drenaje y así

se logran leyes de concentrado más altas[10]. De acuerdo a estudios de flotación

batch en celdas convencionales, a mayor altura de espuma se tienen menores

recuperaciones y mayor ley de concentrado debido a que se disminuye la

recuperación de partículas con tamaño mayor a 100 micrones, como se puede ver en

la Figura 12[11].

32

Figura 12. Recuperación como función del tamaño de partícula para tres niveles de

altura de espuma.

3.2.2. DISEÑO OPERACIONAL, CARACTERÍSTICAS Y

BENEFICIOS

El concepto de flotación neumática Imhoflot deriva en altas recuperaciones con un

tiempo de residencia excepcionalmente bajo[12].

Imhoflot se caracteriza por una alta capacidad de rendimiento unitario y puede tolerar

una amplia variación en la velocidad de alimentación y en la ley de alimentación, o

sea, puede manejar condiciones de alimentación muy fluctuantes. Este proceso

resulta adecuado para minerales de cinética de flotación lenta, y que requieren bajos

costos de inversión y operación. Es excelente para recuperación de minerales

gruesos y ultra-finos[12].

La pulpa se impulsa a través del sistema de aireación por medio de una bomba

centrífuga, la cual proporciona la energía para la mezcla completa de la pulpa con el

aire. Sin embargo, el consumo específico de energía es normalmente inferior al 60%

33

de las celdas convencionales que usan Impeller o impulsor. No tiene partes móviles y

las partes críticas están hechas de cerámica con materiales resistentes[12].

El espacio requerido por las celdas es mucho más pequeño que el que requiere una

celda convencional. El proceso ha simplificado los diagramas de flujos, debido a la

gran selectividad entre el mineral y la ganga. El proceso es de diseño modular. El

diseño de la unidad de distribución, aireación y el tanque de separación, permiten un

fácil montaje y reemplazo de piezas[12].

Debido a la alta ley alcanzada con procesos que utilizan agua para lavar el

concentrado, también se puede incluir agua de lavado en las celdas según

especificaciones del cliente, aunque esto no es necesario[12].

3.3. APLICACIONES INDUSTRIALES EN CHILE

3.3.1. MINERA MICHILLA S.A.

La compañía Minera Michilla se localiza en las costas del desierto de Atacama. Su

planta es alimentada con una amplia variedad de minerales de mina subterránea y

rajo. Las leyes varían desde 2,6 a 3,4% de cobre total, 1,9 a 2,6% como sulfuro y 0,6

a 0,9% como óxido. Comúnmente la mineralogía presenta calcocita, bornita, covelita,

calcopirita, atacamita y crisocola. Una característica importante de esta planta es que

usa agua de mar en sus procesos[12].

Las mejores configuraciones alcanzadas introduciendo celdas neumáticas como

rougher y cleaner en la línea de sulfuros de la planta, dieron como resultado

recuperaciones sobre 90% para cobre insoluble, usando como condiciones generales

36 a 43% de sólido, 48 a 55% -200# Ty y 20 a 25% +65# Ty.

34

Figura 13. Comparación de recuperaciones circuito convencional y circuito

convencional más celdas neumáticas.

La aplicación de la tecnología de celdas neumáticas en minera Michilla S.A. otorgó

flexibilidad en los circuitos a alta capacidad, permitiendo a la planta adaptarse a los

cambios en la ley y composición del mineral. Para los dos tipos de productos de la

planta, concentrado de sulfuro y óxido de cobre, la producción se incrementó de 2,4

toneladas por hora a 4,0 y 5,2 toneladas por hora. El tratamiento de la planta

incrementó de 40 a 80 toneladas por hora y algunas veces superó las 100 toneladas

por hora[12].

3.3.2. COMPAÑÍA MINERA TAMAYA S.A.

Minera Tamaya está localizada a 450 kilómetros al norte de Santiago. Los minerales

tratados son principalmente calcopirita y mineral de oro, provenientes de diferentes

minas, por lo cual presentan varias características[12].

Se realizaron pruebas pilotos bajo las mismas condiciones de operación, con el fin de

evaluar la tecnología de flotación neumática. Como consecuencia de los resultados,

35

Minera Tamaya decidió cambiar su circuito de flotación mecánica a flotación

neumática. Se introdujeron dos celdas neumáticas de 2,5 metros de diámetro en

serie como rougher y dos celdas de 2,0 metros de diámetro en serie como cleaner[12].

% Recuperación Razón de concentración

Au Cu(tot.) Au Cu(tot.)

Celda neumática

Promedio 72,17 80,69 32,78 28,28

Circuito mecánico

Promedio 90,23 91,54 6,70 7,16

Tabla 1.Resultados de pruebas en Minera Tamaya S.A.

Si bien por recuperación de Cobre y Oro la tecnología neumática no es la mejor

opción frente al sistema convencional existente, ya que supera levemente 80%, hay

que destacar que la razón de enriquecimiento está por sobre 20 puntos para cada

mineral a contraste de lo que sucede con el circuito mecánico.

El nuevo concentrador comprende sólo celdas neumáticas, mejorando enormemente

la economía de producción. Adicionalmente la planta es altamente flexible, con bajos

requerimientos de mantención, está contenida en un área compacta y posee alto

grado de automatización[12].

3.3.3. COMPAÑÍA MINERA MAITENES

El concentrador Los Maitenes trata la escoria de Cobre producida por la Empresa

Nacional de Minería. La planta está localizada a 150 kilómetros al noroeste de

Santiago. Se desarrollaron pruebas con una escoria con ley de Cobre de 1,30%,

granulometría 90% -200# Ty y un porcentaje de sólido de 30%[12].

36

Las pruebas de laboratorio demostraron que la flotación neumática tiene potencial

frente a la flotación convencional, por lo cual fue propuesto un circuito neumático a la

Compañía[12].

Los resultados iniciales de la planta fueron algo diferentes a las expectativas creadas

en laboratorio, en términos de recuperación; sin embargo, la ley del concentrado fue

considerada aceptable en torno a los 25 a 27% en Cobre total. Se le atribuyó este

comportamiento a la ley de cabeza real alimentada, 1,10 a 0,91% y también a

porcentaje -200# Ty, el cual sólo alcanzó a ser de 80%[12].

3.3.4. CODELCO CHILE DIVISIÓN CHUQUICAMATA

Una celda de flotación neumática de 4,5 metros de diámetro está operando en la

planta de molibdeno en Chuquicamata. Se llevaron a cabo intensas pruebas a

distintos flujos de alimentación, de 250 a 400 metros cúbicos por hora de pulpa con

variaciones usuales en la alimentación. Usando agua de lavado fue posible

incrementar la ley del concentrado de Molibdeno a 36%, aun cuando el dispositivo de

agua de lavado no fue optimizado[12].

El principal objetivo de la integración de la celda en el circuito de producción fue

testear la celda como un pre-rougher, para determinar si el alto consumo de NaSH

puede ser reducido. Los resultados fueron positivos, debido a la rápida cinética del

proceso de flotación neumática[12].

37

Figura 14. Efecto de una celda neumática como pre-rougher.

38

3.4. CONCEPTOS BASICOS

En la evaluación del proceso los parámetros más importantes son la recuperación y

la ley del concentrado, en los cuales existe una relación de dependencia.

Generalmente un aumento de la ley del concentrado significa una menor

recuperación.

3.4.1. RECUPERACION (%R)[10]

Se define como el porcentaje de materia útil del mineral que es transferido, por las

operaciones de concentración desde la alimentación del proceso al concentrado. Se

expresa:

R c

f Ec. 1

Donde:

F = masa de mineral alimentado al proceso

f = ley de cabeza

C = masa de concentrado

c = ley de concentrado

La Recuperación puede expresarse en términos de leyes, de la siguiente manera:

R c f-t

f c-t Ec. 2

Con t = ley de cola

3.4.2. RAZON DE ENRIQUECIMIENTO (RE)[10]

Se define como:

R ey del componente deseado en el concentrado

ey del mismo componente en la cabeza

39

R c

f Ec. 3

3.4.3. RECUPERACION EN PESO (%RP)[10]

Se define como el porcentaje de la razón del peso del concentrado y el peso de la

alimentación.

RP

Ec. 4

3.4.4. SPLIT FACTOR[13]

Método de simulación matemática basado en factores de distribución. Consiste en

asignar un valor numérico “Split actor” a cada componente del sistema y en cada

etapa de separación considerada. Como componentes del sistema, podríamos citar

en el caso típico de un mineral de Cobre porfídico: Cu, Mo, Fe e insolubles. En este

contexto, el peso total de sólidos se acostumbra considerarlo como un componente

adicional del sistema. Como etapas de separación, las más usuales a ser citadas

son: Flotación Rougher, Scavenger, Cleaner, Recleaner, Cleaner-Scavenger, etc.

l concepto de “Split actor”, representa la fracción en peso de cada componente

alimentado a una etapa, que aparece junto con el concentrado de la etapa en

cuestión: es decir, corresponde a la recuperación parcial de dicho componente en el

concentrado obtenido durante cada etapa de separación (expresada dicha

recuperación como fracción en peso).

La magnitud de los factores de distribución depende principalmente del tiempo de

flotación, de las condiciones físico-químicas existentes en la pulpa y de las

propiedades de flotabilidad de las partículas (i.e. tamaño de las partículas, grado de

liberación, etc.).

40

El proceso de separación en cada etapa puede ser caracterizado a través de un

vector del tipo:

Donde:

Sij = factor de distribución del i-ésimo componente en el j-ésimo separador

Sn+1, j = factor de distribución del peso total de sólidos en el j-ésimo separador

n = número de componentes (siendo el componente (n+1) = peso total de

sólidos).

Existen varias técnicas alternativas para determinar los valores de los Sij. En algunos

casos la estimación de los factores de distribución se puede realizar en los primeros

dos o tres ciclos de una prueba de ciclos.

Paralelamente, se define el vector:

k , 2 , …, i , …, n , T

Donde:

WiK = peso contenido de fino del componente i en el flujo i , 2, 3, …, n

Wn+1, K = peso total de sólidos en el flujo K

Estas simples definiciones permiten simular los siguientes dos tipos de operaciones

comúnmente encontradas en circuitos de flotación (ver Figura 15):

41

Unión

3 2

Separador

3 Sj k

2 3

Figura 15. Módulos típicos de operación en circuitos de flotación.

Uniones: dados los flujos K1 y K2:

3 2 Ec. 5

Separadores: dado el flujo K1 y el vector Sj de factores de distribución

correspondiente:

3 Sj k Ec. 6

S j , S2j 2 , …, Sn , j n , T

Adicionalmente:

2 - 3 Ec. 7

La aplicación de estas tres últimas ecuaciones (Ec. 5, Ec. 6 y Ec. 7) a un circuito de

flotación en particular, resulta en un sistema de ecuaciones lineales que puede ser

resuelto mediante técnicas convencionales. Para nuestro caso lo resolveremos por el

Método de la Matriz Inversa.

K1

K3

K2j

K1

K3

K2j

42

La determinación de los vectores para cada uno de los flujos, permite calcular a

su vez los siguientes parámetros metalúrgicos de interés:

Leyes

(

n , ) Ec. 8

Donde:

g , g2 , …, gi , …, g

n T

giK = ley del componente i en el flujo K

43

CAPÍTULO 4: TRABAJO EXPERIMENTAL EN LA

PLANTA PILOTO

Para impulsar la pulpa mineral desde la planta de la División Andina hacia la planta

piloto se utiliza una bomba Vertical para pulpa mineral, la cual es soportada y

suspendida dentro del respectivo cajón mediante un Tecle y como sistema de

seguridad (en caso de fallar la cadena del Tecle) se utiliza un estrobo.Se cuenta con

un estanque agitado de aproximadamente 1,8 m3, para recibir la pulpa a procesar en

la planta piloto, que homogeniza la pulpa y cumple la función de estanque pulmón

para la operación continua de las celdas, está equipado con un canastillo para

atrapar los elementos ajenos a la pulpa (gomas, cables, palos, etc.) que puedan

obstruir los aireadores de las celdas.

La planta piloto está equipada con 2 celdas de flotación neumática H-12, es decir, de

1,2 metros de diámetro en su parte cilíndrica y con capacidad de proceso de 15 a 25

m3/h de pulpa.

4.1. PLAN DE MUESTREO

Un día de operación de la planta piloto (turno A) contempla 3 muestreos al día (1

cada 2 horas), destinados a análisis químico por Cu, Mo, Fe e insolubles. Además a

lo largo del turno se genera un compósito que es enviado a análisis granulométrico y

químico por mallas.

Las muestras son compositadas por cortes de 1 litro realizados cada media hora

durante 2 horas, y recepcionadas en baldes de 10 litros previamente tarados para ser

conducidos al laboratorio metalúrgico para su preparación y envío al laboratorio

químico. Los tipos de análisis y los encargados de ejecutar las tareas se detallan en

la siguiente tabla.

44

Tipos de análisis

Químico Cu, Fe, Mo e insolubles

Químico por

mallas

Cu y Mo a (+150# ,-150#

+200#,-200# +325#,-325#

+400#,-400# )

Granulométrico Set de mallas Ty estándar

(150#Ty, 200#Ty, 270#Ty,

325#Ty, 400#Ty)

Encargado de compositar muestras Ingeniería de Minerales S.A.

(operadores)

Encargado de rotular y clasificar

muestras

Juan Kalise Sepúlveda (memorista

SIP)

Lugar de preparación y análisis

granulométrico

Laboratorio Metalúrgico del

Concentrador División Andina

Lugar de análisis químico Laboratorio Químico del Concentrador

División Andina

En caso de operar con 1 o 2 celdas de flotación se presentan a continuación los

puntos de muestreo.

45

PM1

4

PM4 PM2

Rel.Conc.

Alim.

Desde planta

PM: Punto de Muestreo

H12

C2

H12

C1

Figura 16. Diagrama de flujos y puntos de muestreo para 1 celda.

PM5PM4 PM2

PM1

Rel.Conc.

Alim.

PM3

Desde planta

PM: Punto de Muestreo

H12

C2

H12

C1

Figura 17. Diagrama de flujos y puntos de muestreo para 2 celdas.

46

CAPÍTULO 5: RESULTADOS Y DISCUSIÓN DEL

PILOTAJE

Se presentan a continuación los resultados de los análisis químicos del pilotaje para

los casos de Cobre y Molibdeno. Las leyes de Fierro e Insoluble se pueden revisar

en el ANEXO A.

5.1. PUNTO 1: COLA COLUMNAS

El Punto 1 correspondiente a Cola Columnas, fue alimentado a la planta piloto de

tecnología G-Cell desde el cajón de alimentación a la flotación de Barrido o

Scavenger.

Durante el periodo comprendido entre los días viernes 7 de Septiembre y miércoles

31 de Octubre, se operó con dos estrategias distintas para lograr obtener un mismo

producto, concentrado colectivo final de Cobre y Molibdeno:

1) Estrategia de Operación 1

2) Estrategia de Operación 2

5.1.1. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN 1

La primera celda G-Cell H12 se opera a una velocidad de alimentación menor que la

segunda para maximizar la ley del concentrado de acuerdo a lo planteado en la

sección 3.2.1. La profundidad de la interface se sitúa alrededor de 20 cm.

La segunda celda G-Cell H12 se opera de manera recuperadora, esto es con el

objetivo de maximizar la recuperación del circuito a partir de la cola de la primera

47

celda, el arreglo de los flujos se puede apreciar en la Figura 18. La velocidad de

alimentación de la segunda celda es mayor que el de la primera, para lograr eso se

inyecta agua no cuantificada al circuito. Como consecuencia de la alta velocidad de

alimentación de la segunda Celda, la altura de espuma se mantiene en alrededor de

12 centímetros.

Ambas celdas trabajan con inyección de pulpa 100% tangencial.

Figura 18. Circuito 1 planta piloto G-Cell.

5.1.1.1. RESULTADOS ANALISIS DE COBRE

La Figura 19 corresponde a la ley de cobre en el concentrado en función de la ley de

alimentación de cada celda. Las altas leyes de cobre en la alimentación son

consecuencia del punto de succión de la bomba vertical (ubicada en el cajón de

alimentación a la flotación de barrido), el cual producto de las variaciones propias del

nivel del cajón en algunas ocasiones se sitúa en la zona de más alta ley del cajón,

zona de espumación.

48

Figura 19.Ley de Cobre en el concentrado en función de la ley de Cobre en la

alimentación.

Los siguientes gráficos muestran las recuperaciones químicas y en peso del periodo

muestreado en función de las leyes de alimentación respectivas.

Figura 20. Recup. de Cobre de la celda en función de la ley de Cobre en la

alimentación.

10

13

16

19

22

25

28

31

0 2 4 6 8 10 12%

Cu

en

el C

on

c.

% Cu en la Alim.

Celda 1 Celda 2

0

20

40

60

80

0 2 4 6 8 10 12

% R

ec.

Qu

ímic

a

% Cu en la Alim.

Celda 1 Celda 2

49

Figura 21. Recup. en peso de la celda en función de la ley de Cobre en la

alimentación.

El promedio de las alturas de espuma medidas durante este periodo de pruebas, se

muestra en la Tabla 2.

Altura de espuma

Celda 1 Celda 2

25-sep Promedio 17,7 13,6

Desv. Estándar 6,5 4,5

26-sep Promedio 20,0 10,0

Desv. Estándar 0.5 0,5

Tabla 2. Promedio de altura de espuma de ambas celdas durante la operación.

5.1.1.2. DISCUSIONES

La Celda 1 es capaz de cumplir con el objetivo de producir concentrado colectivo

final, siempre que la ley de alimentación de Cobre a la celda sea mayor a 8%.

Cuando la celda es alimentada con leyes de Cobre estándar para Colas Columnas

(3% a 4% de cobre), no es capaz de superar el 25% de Cobre en el concentrado. Se

puede apreciar también que la celda 2 al trabajar como celda recuperadora produce

0

5

10

15

20

25

30

0 2 4 6 8 10 12

% R

ec.

Pe

so

% Cu en la Alim.

Celda 1 Celda 2

50

leyes de concentrado considerablemente más bajas que las leyes reportadas en el

concentrado de la primera Celda. Además, para leyes estándar de Cola Columnas en

la alimentación a la Celda, se observa que la ley del concentrado solo alcanza tener

a 15 a 16 % de cobre.

La celda 2 al trabajar como celda recuperadora alcanza recuperaciones metalúrgicas

de hasta 70% cuando es alimentada con concentrados de ley 9% en Cobre. Si es

alimentada con leyes de cobre entre 3% a 4% la recuperación química es cercana al

60%. Al trabajar la celda 1 con una altura de espuma cercana a 20 centímetros, con

el objetivo de obtener concentrado final en una sola celda, la recuperación química

resultante es considerablemente baja, no superando el 30% cuando se alimenta con

leyes de Cobre entre 3 a 4%.

Respecto a la recuperación en peso de las Celdas, se puede observar que si la

Celda 1 opera selectiva (para obtener concentrado final), este no alcanza a superar

el 3% para leyes de cobre de 3% a 4% en la alimentación. La Celda 2 al trabajarse

con una altura de espuma inferior a la primera, aumenta la recuperación y logra

alcanzar recuperaciones en peso de 10% cuando es alimentada con leyes de cobre

entre 3% a 4% y supera el 25% de recuperación en peso cuando es alimentada con

leyes de cobre de 9%.

5.1.1.3. RESULTADOS ANALISIS DE MOLIBDENO

A continuación se presentan las leyes químicas de molibdeno reportadas en los

compósitos analizados.

En los siguientes gráficos se pueden apreciar la ley y recuperación química de

Molibdeno en las dos Celdas, en función de la ley de alimentación de Molibdeno.

51

Figura 22. Ley de Molibdeno en el concentrado en función de la ley de Molibdeno en

la alimentación.

Figura 23.Recup. de Molibdeno de la celda en función de la ley de Molibdeno en la

alimentación.


La celda 1 trabajando en régimen selectivo tiene una ley de alimentación crítica de

1% de Molibdeno sobre la cual la celda lo desconcentra. Para leyes de Molibdeno en

la alimentación inferior a 1%, la ley de Molibdeno en el concentrado se proyecta

superior a 1% en la primera Celda. La Celda 2 que opera en condiciones

0,0

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

3,0

0,6 0,7 0,8 0,9 1 1,1 1,2%

Mo

en

el C

on

c.

% Mo en la Alim.

Celda 1 Celda 2

0

10

20

30

40

50

0,6 0,7 0,8 0,9 1 1,1 1,2

% R

ec.

Qu

ímic

a M

o

% Mo en la Alim.

Celda 1 Celda 2

52

recuperadoras, no alcanza a presentar una ley de alimentación crítica en la cual se

desconcentre el Molibdeno, por lo tanto para todo el rango de leyes de alimentación,

la razón de concentración será superior a 1 en condiciones de operación similares a

las de la celda 2.

En el caso de la recuperación metalúrgica de Molibdeno, resulta ser independiente

de la ley en la alimentación, y prácticamente permanece constante alrededor de 4 y

40% para las celdas 1 y 2 respectivamente. En este punto, surge la relación de la

razón de concentración de Molibdeno y la ley de Cobre en el concentrado Figura 24.

Figura 24. Razón de concentración de Molibdeno en función de la ley de Cobre en el

concentrado.

A partir de la gráfica anterior podemos notar que existe selectividad hacia el mineral

de Cobre (Calcopirita principalmente), ya sea por propiedades de Celda de flotación

y/o por los reactivos utilizados en la División Andina, ya que este fenómeno se repite

en las Columnas del circuito de flotación cleaner. A medida que el concentrado de

Cobre aumenta su ley (más limpio), se elimina también Molibdeno como Molibdenita,

identificando a este mineral como parte de la ganga que ensucia el concentrado.

Para una ley de concentrado de Cobre de 28 a 29% la razón de concentración de

Molibdeno es de alrededor de 1,1. Para estos resultados se debiese estimar de

0

1

2

3

4

5

10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 32

Raz

ón

de

en

riq

ue

cim

ien

to d

e

Mo

% Cu en el conc.

Celda 1 Celda 2

53

acuerdo a los muestreos, una ley de Cobre y Molibdeno aproximada en la

alimentación de 8,7 y 0,9% respectivamente.

5.1.2. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN 2

La segunda estrategia operacional probada para cumplir el objetivo de obtener

concentrado colectivo de Cobre y Molibdeno, fue obtener un concentrado de máximo

10% de cobre en la primera Celda, el cual sería posteriormente limpiado por la

segunda Celda G-Cell H12 para alcanzar el 28% de cobre. En este sentido fue

modificado el circuito original y se cambió al presentado en laFigura 25.


54


En los siguientes gráficos se presentan las leyes del concentrado, recuperación

química y en peso de las dos celdas.

Figura 26.Ley de Cobre en el concentrado en función de la ley de Cobre en la

alimentación.


alimentación.

0

5

10

15

20

25

30

0 2 4 6 8 10 12

% C

u e

n e

l Co

nc.

% Cu en la Alim.

Celda 1 Celda 2

0

20

40

60

80

100

0 2 4 6 8 10 12

% R

ec.

Qu

ímic

a

% Cu en la Alim.

Celda 1 Celda 2

55


alimentación.

La altura de espuma medida durante las pruebas se presenta en la Tabla 3.

Altura de espuma

Celda 1 Celda 2

29-oct Promedio 2,0 5,0





Desv. Estándar 0.1 2,4

Tabla 3.Promedio de altura de espuma de ambas celdas durante la operación.


La primera celda cumplió con el objetivo de producir un concentrado de 10% de

cobre, esto fue posible dado que la altura de espuma en la celda se mantuvo entre 2

y 2,5 centímetros y el flujo tratado supera el de la estrategia anterior. Sin embargo,

según los reportes de las leyes de cobre en el concentrado final, este no estaría

0

10

20

30

40

50

60

0 2 4 6 8 10 12

% R

ec.

Pe

so

% Cu en la Alim.

Celda 1 Celda 2

56

llegando eventualmente a calidad de concentrado final, y la ley de cobre solo

alcanzaría el 25% después de la Celda 2. Lo último es debido a que la Celda 2

trabajó en condiciones incluso más recuperadoras que en la estrategia anterior, esto

es, con alturas de espumas entre 7 y 11 centímetros. Se operó a estas alturas de

espuma con la válvula de cola de la Celda 2 abierta totalmente. Para haber operado

en una altura de espuma de 20 centímetros era necesaria una bomba que

succionara la cola de la Celda 2 a un flujo mayor que el determinado por la descarga

gravitacional (principalmente). Esto para desplazar la interface pulpa espuma hacia

abajo, dando espacio a la espuma para aumentar su altura y por ende su selectividad

de acuerdo a lo planteado en la sección 3.2.1.

Respecto a las recuperaciones, la Celda 2 presenta recuperaciones inferiores a las

de la Celda 1, como era de esperarse producto de las alturas de espuma a las que

se trabajó. Para alimentaciones según estándar de colas columnas las

recuperaciones química y en peso que se obtuvieron para la Celda 1 están en

alrededor de 60 y 20% respectivamente. Para la Celda 2 se puede estimar según los

puntos en la gráfica que para alimentaciones de 10% según lo que se proyectaba, las

recuperaciones químicas y en peso se encuentran en 50 y 20% respectivamente,

pero con estas recuperaciones no se alcanza la ley de concentrado final.


Se presentan a continuación los gráficos que muestran las leyes de Molibdeno de los

compósitos tomados durante las pruebas.

57


la alimentación.

Figura 30. Recup. de Molibdeno de la celda en función de la ley de Molibdeno en la

alimentación.

En la Figura 31 podemos ver la razón de concentración de Molibdeno como función

de la ley de Cobre en los concentrados de las Celdas 1 y 2.

0

0,5

1

1,5

2

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

Mo

en

el C

on

c.

% Mo en la Alim.

Celda 1 Celda 2

0

20

40

60

80

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

% R

ec.

Qu

ímic

a M

o

% Mo en la Alim.

Celda 1 Celda 2

58


concentrado.


La razón de concentración de la Celda 1 se encuentra entre 1,4 y 1,9, esto es

consecuente con los resultados de la estrategia anterior que para el caso de la Celda

recuperadora, presenta razón de concentración mayor a 1. Esta celda se transforma

en la clave del circuito, ya que la Celda 2 presenta razones de concentración

cercanas a 1 (y solo alcanzando ley de concentrado de Cobre de 25%), por lo tanto

la ley del concentrado final está determinada por la ley del concentrado de avance

producido por la Celda 1.

En estos 4 muestreos las recuperaciones de la Celda 1 y 2 se ven mejoradas a

medida que la ley de alimentación aumenta, sin embargo faltarían muestreos para

determinar una tendencia clara.

0

0,5

1

1,5

2

2,5

0 5 10 15 20 25 30

Raz

ón

de

en

riq

ue

cim

ien

to d

e

Mo

% Cu en el conc.

Celda 1 Celda 2

59

5.1.3. CONCLUSIONES DEL PUNTO 1

A partir de los resultados de la Estrategia 2 podemos determinar que para

alimentaciones del orden 3% de cobre y trabajando la celda con una altura de

espuma entre 2 a 2,5 centímetros se obtiene un concentrado de cobre con ley de

10% en la primera Celda, con recuperaciones químicas y en peso de 60% y 20%

respectivamente (muestra 18 y 20).

En base a los resultados a lo largo de todo el pilotaje de este punto, podemos

determinar que en la Estrategia 2 no se logró cumplir con el objetivo de producir

concentrado final principalmente por temas de diseño que mantuvieron la altura de

espuma por debajo de 17 centímetros. A esto se suma un pobre control de factores

claves en la flotación, como son el aire, porcentaje de sólido, problemas de

cavitación de bombas debido a la espumación producida en los cajones de traspaso

de los concentrados y problemas de continuidad operacional a raíz del taponamiento

de los aireadores de las celdas, con impurezas y restos de gomas que son

normalmente arrastrados en la pulpa.

Respecto de las leyes de molibdeno de la Estrategia 2 se desprende el peor caso,

este es alimentación de 0,46% de molibdeno llevándolo a 0,89% de ley de

concentrado de avance con recuperación química de 67% y 2 a 2,5 centímetros de

altura de espuma. Sin embargo, en los muestreos que se obtiene 28% de cobre en el

concentrado final, el molibdeno se desconcentra considerablemente, en razones de

desconcentración de 0,64 en el peor caso con recuperación química de 9%.

60

5.2. PUNTO 2: COLA SCAVENGER

El punto 2 correspondiente a Cola Scavenger, fue alimentado a la planta piloto de

tecnología G-Cell desde el cajón de cola del banco de flotación de Barrido o

Scavenger C. Para estas pruebas solo se utilizó 1 Celda G-Cell

5.2.1. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN

IDM opera 1 celda y el concentrado de esta celda se considera concentrado de

avance del circuito probado, dado que es poca la masa recuperada, y por lo tanto no

es posible operar una segunda celda como etapa de limpieza para obtener

concentrado de mayor ley.

La Celda trabaja con inyección de pulpa 100% tangencial. El circuito probado puede

ser visto en la Figura 32.

61

Figura 32.Circuito 1 planta piloto G-Cell.


Se presentan en los siguientesgráficos los resultados de las leyes de Cobre.

Figura 33. Ley de Cobre en el concentrado en función de la ley de Cobre en la

alimentación.

0

0,5

1

1,5

2

2,5

0,12 0,14 0,16 0,18 0,2

% C

u e

n e

l Co

nc.

% Cu en la Alim.

Celda 1

62


alimentación.


alimentación.

Las alturas de espuma medidas durante las pruebas se presentan en la Tabla 4.

Altura de espuma

Celda 1

cm

0,0

2,0

4,0

6,0

8,0

10,0

12,0

14,0

0,12 0,14 0,16 0,18 0,2%

Re

c. Q

uím

ica

de

Cu

% Cu en la Alim.

Celda 1

0,0

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

0,12 0,14 0,16 0,18 0,2

% R

ec.

Pe

so

% Cu en la Alim.

Celda 1

63

07-nov

Promedio 2,7

Desv. Estándar

0,3

08-nov Promedio 3,3

Desv. Estándar 0,5

Tabla 4.Promedio de altura de espuma de la Celda durante la operación


Para leyes de alimentación de 0,14 a 0,18% de Cobre, el estándar para el punto, la

ley de concentrado que produce una Celda G-Cell es de hasta 2,5% de Cobre.

La recuperación alcanzada por la Celda, es inferior al 15% en Cobre y 2% en peso,

esto se logra operando con alturas de espuma del orden de 3 centímetros y sin

adición de ningún tipo de reactivo (espumante, colector, activador, etc).


En lossiguientes gráficos se encuentran los resultados de los análisis de Molibdeno

de las muestras tomadas durante este periodo del pilotaje.

64


la alimentación.


alimentación.

A partir de las gráficas anteriores no podemos afirmar qué determina la ley y

recuperación de Molibdeno en la Celda G-Cell para este punto, por lo cual

verificamos la relación que la ley de Molibdeno en el Concentrado pueda tener con la

ley de Cobre en el concentrado, por medio de la razón de concentración en función

de la ley de Cobre en el concentrado,

0,00

0,05

0,10

0,15

0,20

0,25

0,30

0,35

0,02 0,025 0,03 0,035

% M

o e

n e

l Co

nc.

% Mo en la Alim.

Celda 1

0

2

4

6

8

10

0,02 0,025 0,03 0,035

% R

ec.

Qu

ímiic

a M

o

% Mo en la Alim.

Celda 1

65


concentrado.


De la última gráfica se interpretar la dependencia de la ley de Molibdeno en el

concentrado en función de la ley de Cobre alcanzada. La ley alcanzada en Molibdeno

por la Celda G-Cell es cercana a 0,3%, un valor aproximado a un concentrado

Rougher. La recuperación de Molibdeno, resulta ser independiente de la ley de

alimentación, y esta se movería bajo el 10%.

0

5

10

15

20

0 0,5 1 1,5 2 2,5

Raz

ón

de

en

riq

ue

cim

ien

to d

e

Mo

% Cu en el conc.

Celda 1

66


En cuanto a Cobre, después de realizar el pilotaje en el punto anterior, se esperaba

que el concentrado producido en el presente punto tuviese al menos una ley de

Cobre de 4%, lo cual hubiese implicado como mínimo pensar en tres celdas para

optar a producir concentrado final, dejando de lado los resultados que se presentaran

para Molibdeno.

El requerir de al menos tres Celdas para limpieza del concentrado producido en este

punto (de acuerdo a los resultados del punto anterior) complicaba desde la opción de

incluir esta tecnología neumática dentro del concentrador la División Andina en este

punto, debido a las características de mina subterránea que limitan enormemente la

posibilidad de instalar más de dos Celdas en el circuito.

En cuanto a Molibdeno, se presenta nuevamente la dependencia de los resultados

que se puedan alcanzar en función de la ley de Cobre que resulte en el concentrado.

Sin embargo, la ley de Molibdeno en el concentrado es similar a una ley de

concentrado Rougher, lo que podría tentar a devolver el producto de la tecnología G-

Cell al circuito la División Andina. Sin embargo, esto no cumpliría con el objetivo de

flexibilizar y el circuito.

Dado que ni siquiera se pudo llegar a 4% de cobre en el concentrado y que la

posibilidad devolver el concentrado de la Celda G-Cell como concentrado Rougher

contradice el Objetivo de flexibilizar el circuito, este punto estaría descartado por

disponibilidad de espacio para incluir más de 2 Celdas G-Cell en el circuito la División

Andina y por no cumplir con los objetivos.

67

5.3. PUNTO 3: ALIMENTACIÓN COLUMNAS

El Punto 3 correspondiente a Alimentación Columnas, fue alimentado a la planta de

tecnología de flotación neumática G-Cell desde el estanque que alimenta las

columnas 5 y 6 del circuito de flotación de limpieza en Columnas de LA DIVISIÓN

ANDINA. En este estanque se instalala bomba de impulsión vertical que alimenta el

estanque denominado TK-001.

Durante el día que dura la prueba se opera solo 1 Celda G-Cell.

5.3.1. ESTRATEGIA DE OPERACIÓN

Los resultados del Punto 1 indican que una celda G-Cell alimentada con leyes de

Cobre y Molibdeno según el estándar de alimentación columnas (%Cu y %Mo >9,5%

y ≈1% respectivamente), y operada en condiciones de celda selectiva, es capaz de

llegar a ley de concentrado final de cobre.

IDM opera la Celda 1 (de acuerdo a su experiencia) en condiciones que garantice ley

de 28% de Cu en el concentrado.

68



En los siguientes gráficos se pueden apreciar los resultados del día 12 de noviembre

para los muestreos realizados cada 2 horas y para el compósito de 4 horas que da

origen al análisis granulométrico.

69

Figura 40. Ley de Cobre en el concentrado en función de la ley de Cobre en la

alimentación.


alimentación.

28,4

28,6

28,8

29

29,2

29,4

12 12,5 13 13,5 14 14,5 15

% C

u e

n e

l Co

nc.

% Cu en la Alim

Celda 1

0

10

20

30

40

50

60

70

12 12,5 13 13,5 14 14,5 15

% R

ec.

Qu

ímic

a d

e C

u

% Cu en la Alim.

Celda 1

70


alimentación.

La medición de la altura de espuma se presenta en la Tabla 5.

Altura de espuma

Celda 1

cm

12-nov

Promedio 27,1

Desv. Estándar

2,7

Tabla 5. Promedio de altura de espuma de la Celda durante el día.


Como etapa de limpieza de concentrado de Cobre la Celda G-Cell cumple el objetivo

y produce un concentrado con ley de Cobre >28%, con recuperaciones aproximadas

de 60 y 30% de Cobre y en Peso para leyes de alimentación cercanas a 13% de

Cobre.

0

5

10

15

20

25

30

35

12 12,5 13 13,5 14 14,5 15

% R

ec.

Pe

so

% Cu en la Alim.

Celda 1

71


En lo referente a Molibdeno, a continuación se presentan los resultados de esta

prueba.


la alimentación.


alimentación.

0,30

0,35

0,40

0,4 0,45 0,5 0,55

% M

o e

n e

l Co

nc.

% Mo en la Alim.

Celda 1

0

5

10

15

20

25

0,4 0,45 0,5 0,55

% R

ec.

Qu

ímic

a M

o

% Mo en la Alim.

Celda 1

72


concentrado.


En lo que refiere a Molibdeno, durante el día 12 de Noviembre se presentaron leyes

de Molibdeno en la alimentación a las columnas, inferiores al estándar en el circuito

de limpieza de la División Andina. Sin embargo, en la celda G-Cell se vuelve a

presentar desconcentración de Molibdeno a medida que la ley de Cobre aumenta en

el concentrado. En estas condiciones la recuperación de Molibdeno se mueve entre

16 y 21%.

Esta baja recuperación de Molibdeno, comparada con la de Cobre, algunos autores

señalan que está determinada por varios factores entre los que se encontrarían la

morfología de la partícula, la hidrofobicidad inherente y a la posible formación de

capas en presencia de gangas minerales típicas[14].

5.3.1.5. RECUPERACION DE FINOS

Dado que una de las características más importantes de esta tecnología es la

recuperación de finos y ultrafinos[12], se realizó un análisis granulométrico a la celda

0,5

0,6

0,7

0,8

0,9

1

1,1

1,2

28 28,5 29 29,5

Raz

ón

de

en

riq

ue

cim

ien

to d

e

Mo

% Cu en el conc.

Celda 1

73

G-Cell para contrastar los resultados de esta con las columnas de limpieza de la

División Andina.

A continuación se presentan las distribuciones de finos de Cobre y Molibdeno en el

concentrado producido por una celda G-Cell y por las Columnas de limpieza la

División Andina. Los resultados mostrados acá para el concentrado de las Columnas

corresponden al compósito mensual tomado el mes de Junio del concentrado

enviado a la Planta de Flotación Selectiva, este muestreo es parte del control

rutinario que realiza el Laboratorio Metalúrgico de la División Andina. Para el resto de

los meses se mantienen prácticamente constantes los valores.

Figura 46. Porcentaje acumulado pasante de Cobre en concentrado G-Cell y

Columnas de la División Andina.

40

50

60

70

80

90

100

10 100

% A

cum

ula

do

pas

ante

Diámetro medio de la partícula, micrones

Conc. Celda G-Cell Conc. Columnas DAND

74

Figura 47.Porcentaje acumulado pasante de Molibdeno en concentrado G-Cell y

Columnas dela División Andina.

Respecto de la recuperación, se tienen datos de un muestreo realizado en Abril del

2011 que caracterizan la recuperación de Cobre y Molibdeno por diámetro medio de

partícula de las columnas 1 y 2 de la División Andina. Utilizando dicho muestreo

como punto comparativo, se presenta a continuación los resultados de la Celda G-

Cell.

Figura 48. Recuperación de Cobre por diámetro medio de partícula de Celda G-Cell y


40

50

60

70

80

90

100

10 100

% A

cum

ula

do

pas

ante


Conc. Celda G-Cell Conc. Columnas DAND

0

20

40

60

80

100

10 100

% R

ec.

Qu

ímic

a d

e C

u


G-Cell Columnas 1-2

75

Figura 49. Recuperación de Molibdeno por diámetro medio de partícula de Celda G-

Cell y Columnas de la División Andina.


En lo que respecta a distribución de finos de Cobre en el concentrado producido por

una Celda G-Cell, sólo el 55% de la masa total de Cobre se encuentra bajo la malla

400 Ty. Mientras que para el concentrado producido por las Columnas de la División

Andina este valor alcanza el 68%. Ambas celdas llegan de igual manera a producir

concentrado de ley de aproximadamente 29% de Cobre, y esto se logra ya que la

celda G-Cell presenta mayor recuperación para las fracciones retenidas en la malla

150 Ty y menor recuperación en las fracciones bajo la malla 400 Ty, en comparación

con lo reportado en Abril del 2011 para un muestreo realizado a las Columnas 1 y 2

de la División Andina.

Para el caso del Molibdeno, del total de finos de Molibdeno que se reportan en el

concentrado producido por las Columnas de la División Andina, un 85% se

encuentra en tamaño inferior a 38 micrones, esto es bajo malla 400 Ty; en la Celda

G-Cell este porcentaje solo alcanza el 63%. En lo referente a recuperación, tanto la

tecnología de Columnas como la G-Cell presentan recuperaciones de Molibdeno en

la fracción bajo malla 400 Ty cercanas a 26%. En los tamaños más gruesos, la Celda

0

5

10

15

20

25

30

10 100

% R

ec.

Qu

ímic

a d

e M

o


G-Cell Columnas 1-2

76

G-Cell destaca por su mayor recuperación que parte desde 10% para tamaños sobre

malla 150 Ty hasta 20% para tamaños sobre malla 325 Ty; en contraste se tiene que

las Columnas reportan recuperaciones de 2 y 7% para los tamaños mencionados.

77


Como etapa de limpieza la Celda G-cell cumple con el objetivo de producir

concentrado final con 28% de Cobre. Sin embargo, la recuperación alcanzada es

inferior a la reportada por las Columnas de la División Andina. Esto repercute en una

ley de Cobre en la cola más alta que la generada por la tecnología de flotación

Columnar y por lo tanto no se estaría cumpliendo el objetivo de aumentar la

recuperación del circuito.

En aspectos macros, la recuperación de Molibdeno no se ve mejorada con la

tecnología G-Cell y se aprecia el mismo fenómeno de desconcentración de

Molibdeno presentado en las Columnas de la División Andina.

Bajo las condiciones de operación probadas, la tecnología G-Cell no ofrece una

ganancia en recuperación en las fracciones inferiores a malla 400 Ty, tanto para

Cobre como para Molibdeno, respecto de lo que se alcanza con las actuales


Dado que la tecnología G-Cell no presenta un rendimiento en recuperación superior

a las actuales Columnas de la División Andina, este punto se descarta por no cumplir

con los objetivos planteados.

78

CAPÍTULO 6: DETERMINACIÓN DE LOS

FACTORES DE DISTRUBUCIÓN

Para realizar el Balance Metalúrgico mediante la simulación matemática de los Split

Factor, necesitamos determinar los factores de distribución de los principales

componentes: Cobre, Molibdeno y Masa Total.

6.1. COBRE

Para lo anterior reunimos todas las muestras y los indicadores metalúrgicos de

Recuperación de Cobre y en Peso de la Celda de la siguiente manera:

Celda 1

Muestra %R %RP

3 31.62 7.31

4 26.80 10.10

6 14.89 1.79

7 55.71 11.43

8 27.24 3.96

18 72.61 35.14

19 36.63 22.22

20 63.25 19.15

21 82.91 53.23

23 12.75 1.91

24 6.67 0.83

25 6.97 1.49

26 6.69 0.42

27 5.80 0.38

29 52.75 23.44

30 57.47 25.12

AG 64.22 32.39

Celda 2

Muestra %R %RP

3 58.81 15.75

4 71.30 26.67

5 54.55 9.09

6 59.10 11.38

8 50.10 10.89

18 50.08 18.56

19 25.00 8.56

20 70.56 33.15

21 55.08 19.15

Tabla 6. Recuperación de Cobre y Recuperación en peso de la masa total

alimentada a la Celda.

79

Graficamos las tendencias en la siguiente gráfica de dispersión:

Figura 50. Recuperación de Cobre como función de la recuperación en peso de la

Celda.

La gráfica anterior nos da el inicio para desarrollar un modelo del tipo logarítmico que

relacione la Recuperación de Cobre con la Recuperación en peso de la Celda,

ambos factores necesarios para el balance metalúrgico.

Se estima en base al tipo de dispersión presentado, que la función logarítmica

debiese ser del tipo:

R a ln RP b Ec. 9

Interpretándose en su forma lineal de la siguiente manera:

R m x b Ec. 10

Donde:

a = m = pendiente de la recta

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

0 10 20 30 40 50 60

Celda 1 Celda 2

80

b = intercepto

x = ln(%RP)

Por lo cual linealizamos los datos de la Tabla 6 aplicando logaritmo natural al %RP y

mediante el ajuste lineal de curva de los Mínimos Cuadrados determinaremos a y b

de la siguiente manera:

a n ∑ x R-∑ x ∑ R

n ∑ x2 - ∑ x

2 Ec. 11

b ∑ R-a ∑ x

n Ec. 12

Donde n es el número total de datos = 26 (incluyendo ambas Celdas)

Calculando y reemplazando los respectivos valores en las ecuaciones anteriores

obtenemos los siguientes valores:

a = 15,6335 y b = 9,5365

Se revisa el Coeficiente de Correlación que nos indica la relación lineal que se da

entre las variables ln(%RP) y %R de acuerdo a lo siguiente:

r n ∑ x R - ∑ x ∑ R

√n ∑ R2 - ∑ x

2 √n ∑ R

2 - ∑ R

2 Ec. 13

Resultando r = 0,9107

El resultado indica que el 82,94% (r2*100) de los factores de distribución de Cobre se

puede explicar mediante el siguiente modelo:

81

Figura 51. Resultados del Modelo determinado y datos empíricos.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

0 10 20 30 40 50 60

Celda 1 Celda 2 Datos Ajustados

82

6.2. MOLIBDENO

De acuerdo a los resultados presentados en Capitulo 6, los resultados metalúrgicos

que se obtengan en cuanto a Molibdeno serían función de la ley de Cobre en el

concentrado. Esto se puede apreciar en la siguiente gráfica que reúne todos los

muestreos del pilotaje:

Figura 52. Ley de Molibdeno en el concentrado como función de la ley de Cobre en el

concentrado.

Del gráfico anterior podemos señalar que la Celda 1 operó bajo un régimen estable

desde el punto de vista de resultados metalúrgicos, en contraste con la variabilidad

presentada en la Celda 2. Esto se puede justificar con la ausencia de bomba en el

flujo de cola de la Celda 2, lo cual limita el rango de flujo de descarga al que se podía

operar la Celda.

En vista de los resultados presentados en capítulos anteriores, no es posible

determinar la variable independiente que define el factor de distribución de

0

0,5

1

1,5

2

2,5

3

0 5 10 15 20 25 30 35

% M

o e

n e

l Co

nc.

% Cu en el conc.

Celda 1 Celda 2

83

Molibdeno. Por lo cual lo que definirá la ley de Molibdeno en el concentrado (en el

balance de masa) será la relación obtenida a partir de la gráfica anterior.

En vista del tipo de distribución de los datos, se encuentra que el modelo que entrega

un mejor coeficiente de determinación es un modelo del tipo polinómico de sexto

grado del tipo:

oconc a a uconc a2 uconc2 a3 uconc

3 a4 uconc

4 a5 uconc

5 a6 uconc

6

Ec. 14

Utilizando el método de los Mínimos Cuadrados extendido para un polinomio de

sexto orden y aplicando el método de la Matriz Inversa para la resolución del sistema

de ecuaciones de 7x7, se determinan los siguientes coeficientes a de la ecuación

anterior:

a0 = -0.0096

a1 = 0.2485

a2 = -0.0972

a3 = 0.0176

a4 = -0.0012

a5 = 0.000036

a6 = -0.0000004

Revisando el coeficiente de correlación encontramos que el 80,91% (r2*100) de los

resultados de ley de Molibdeno en el concentrado puede explicarse mediante el

modelo en función de la ley de Cobre en el concentrado planteado en la Ec. 14,

siendo a0, a1, a2, a3, a4, a5 y a6 los determinados anteriormente.

84

Figura 53. Resultados del Modelo determinado y datos empíricos.

Dado los resultados que indican y que la ley de Cobre en el concentrado determina la

ley de Molibdeno en el concentrado, para el balance de masa se estimará cuál factor

de distribución es el resultante según la ley de Molibdeno en el concentrado fijada

por el modelo determinado anteriormente.

0

0,5

1

1,5

2

2,5

3

0 5 10 15 20 25 30 35

% M

o e

n e

l Co

nc.

% Cu en el conc.

Celda 1 Celda 2 Datos Ajustados

85

CAPÍTULO 7: BALANCE METALURGICO

En vista de los resultados obtenidos del los Punto 2 y 3, se plantea simular la

inclusión de la tecnología G-Cell en el circuito de la División Andina para el Punto 1,

esto es Cola Columnas (Alimentación Scavenger). Para esto se utiliza el Método de

los Split Factordescrito anteriormente y para el cual se ha determinado en el Capitulo

7 las correlaciones correspondientes para Cobre y Molibdeno.

7.1. CASO BASE DE LA DIVISIÓN ANDINA

Por caso base se considera el circuito de flotación de la División Andina sin

integración de la tecnología G-Cell.

El caso base planteado para la simulación matemática fue compuesto a partir de los

reportes históricos y estándar manejados por el Ingeniero Senior de la División

Andina Don Richard Araya, y es el presentado a continuación:

Capacidad de tratamiento : 4000 TPH (secas)

% de sólidos en Cola Columnas : 20%

Circuito % Recuperación o Split Factor del elemento

Peso Cu Mo

GLOBAL 2,751 88,031 66,504

Tabla 7. Split Factors estimados para cada circuito de la División Andina como caso

base.

Para identificar los respectivos flujos se presenta la siguiente figura:

86

Figura 54. Identificación de los Flujos para caso base considerado.

La simulación matemática determina los siguientes valores para los indicadores

metalúrgicos:

Flujo W1 W2 W3 W4 W5 W6 W12 W13 W14

TPH 4000 284,875 3715,125 395,615 110,020 285,595 110,740 174,855 3889,980

% Cu 0,880 11,000 0,104 10,717 28,165 3,995 9,987 0,200 0,108

% Mo 0,028 0,274 0,009 1,067 0,677 1,217 3,105 0,021 0,010

Tabla 8. Leyes de Cobre y Molibdeno en los respectivos flujos.

Considerando una densidad de pulpa de 1,10 ton/m3 [15], densidad de agua

aproximada a 1,0 ton/m3, se determina que el flujo volumétrico de pulpa que generan

las Columnas como Cola es de 1402,04 ton/m3.

87

7.2. CASO 1 CELDA G-CELL

Considerando los resultados, Ingeniería de Minerales S.A. propone (respondiendo a

la solicitud de la División Andina) evaluar la utilización de 1 y 2 Celdas G-Cell en

dicho punto. Para ello plantea un Circuito G-Cell con capacidad para procesar todo el

flujo volumétrico de las colas Columnas.

El circuito propuesto es el presentado a continuación:

Figura 55. Identificación de los flujos para caso 1 Celda G-Cell.

Del cual mediante el método del Split Factor se tienen los siguientes resultados:

88

Flujo W1 W2 W3 W4 W5 W6 W8 W10 W12 W13 W14 W15

TPH 4000,000 284,875 3715,125 388,151 107,944 280,206 2,155 110,099 103,276 174,776 3889,901 278,052

% Cu 0,880 11,000 0,104 10,714 28,159 3,994 28,200 28,160 9,926 0,190 0,108 3,807

% Mo 0,028 0,274 0,009 1,065 0,676 1,214 0,765 0,677 3,244 0,021 0,010 1,218

Tabla 9.Leyes de Cobre y Molibdeno esperadas al incluir 1 Celda G-Cell.

Con las siguientes recuperaciones en el circuito:


Split Peso Cu Mo

Rougher S1 7,12 89,02 69,81 Columnas S2 27,81 73,09 17,65 Scavenger S3 37,14 37,14 98,93

Circ. limpieza 38,65 98,94 95,38

G-Cell 0,77 5,43 0,48

GLOBAL 2,75 88,08 66,59

Tabla 10. Split Factor esperados al incluir 1 Celda G-Cell.

Con respecto al caso base, y de acuerdo a los resultados presentados en las dos

tablas anteriores, la Celda G-Cell genera el siguiente aporte adicional de finos de

Cobre y Molibdeno por día al incorporar la tecnología G-Cell (se considera operación

24 horas/día):

Producción adicional finos Cu TPD 0,399 ton/día

Producción adicional finos Mo TPD 0,023 ton/día

Tabla 11. Producción adicional esperada con la tecnología G-Cell.

89

7.3. CASO 2 CELDAS G-CELL

El arreglo propuesto para utilizar dos Celdas G-Cell consiste en procesar todo el flujo

de las Colas Columnas en una primera Celda G-Cell que cumple funciones

Scavenger y luego en una segunda, producir concentrado final. El arreglo de flujos y

Celdas es el presentado a continuación:

Figura 56. Identificación de los flujos para caso 2 Celda G-Cell.

90

Se presentan a continuación los resultados de la simulación matemática que

corresponde a la incorporación de dos Celdas G-Cell operando en serie una de otra:

Flujo W1 W2 W3 W4 W5 W6 W8 W9 W10 W12 W13 W14 W15 W16 W17

TPH 4000,000 284,875 3715,125 353,766 98,382 255,384 59,455 12,013 110,395 68,891 174,480 3889,605 195,929 47,442 243,371

% Cu 0,880 11,000 0,104 10,715 28,160 3,994 10,079 28,199 28,164 9,535 0,140 0,106 2,148 5,491 2,800

% Mo 0,028 0,274 0,009 1,054 0,669 1,203 1,308 0,765 0,679 4,278 0,018 0,010 1,170 1,446 1,224

Tabla 12.Leyes de Cobre y Molibdeno esperadas al incluir 2 Celdas G-Cell.


Split Peso Cu Mo

Rougher S1 7,12 89,02 69,81 Columnas S2 27,81 73,09 17,65 Scavenger S3 28,31 28,31 98,93

Circ, limpieza 38,75 99,22 95,93

G-Cell 4,70 33,21 2,99

GLOBAL 2,76 88,33 66,98

Tabla 13.Split Factors esperados al incluir 2 Celdas G-Cell.

Con respecto al caso base, el impacto que se generaría en la producción de finos de

Cobre y Molibdeno al incluir 2 Celdas G-Cell en el circuito, de acuerdo al diagrama

de flujos presentado en la Figura 56, es el presentado a continuación (se considera

operación 24 horas/día):

Producción adicional finos Cu TPD 2,522 ton/día

Producción adicional finos Mo TPD 0,127 ton/día

Tabla 14.Producción adicional esperada con la tecnología G-Cell.

91

CAPÍTULO 8: EVALUACION ECONOMICA

El presente Capítulo tiene por objetivo determinar si la mejor alternativa de inversión

la presenta instalar una o dos Celdas G-Cell en la Cola Columnas. Para ello se

utilizará como indicador el VAN y el TIR, los cuales serán presentados a los 5 años.

La tasa de descuento considerada es de 9,3 de acuerdo a los “ANT D NT S

ECONOMICOS Y COMER IA S PARA P ANI I A ION 2 3”[16].

8.1. GENERALIDADES CAPITAL TOTAL DE

INVERSION

Para la estimación del Capital Total de Inversión se utiliza el método de los factores

basado en el costo de los equipos principales, este método tiene un error asociado

de ±30%[18].

Los puntos considerados para la estimación del Capital Total de inversión se

presentan a continuación:

Costos Directos

Descripción

1 Planta de Finos

2 Instalación equipos principales

3 Piping instalado

4 Sistema eléctrico instalado

5 Edificaciones

6 Instalaciones de servicios

Costos Indirectos

7 Ingeniería y supervisión

8 Gastos de construcción

9 Gastos legales

10 Gastos contratista

11 Contingencias

92

12 Capital de Trabajo

Tabla 15. La suma de los puntos 1 al 12 forma el Capital Total de Inversión.

De la tabla anterior, el punto 12 correspondiente al Capital de Trabajo, se considera

en la Evaluación Económica que es recuperado a los 5 años.

En el caso del punto 1 que corresponde a los equipos principales que forman la

planta de flotación neumática G-Cell, este dependerá de la evaluación de 1 o 2

celdas en el circuito.

8.2. GENERALIDADES COSTO TOTAL DEL

PRODUCTO

Para el costo del producto solo se consideran gastos por suministros, mantención y

reparación, repuestos, seguros, gastos generales de planta y contingencias. Todo lo

demás se entiende como incluido dentro de los gastos de producción de concentrado

de la División Andina.

93

Costos Directos de Producción

Descripción

1 Servicios

2 Mantención y reparación

3 Suministros de operación

Costos Fijos

4 Seguros

5 Gastos Generales de la Planta

Extras

6 Contingencias

Tabla 16. La suma de los puntos 1 al 7 forma el Costo Total del Producto.

8.3. CASO 1 CELDA G-CELL

Para la estimación del costo de los equipos principales, se escala por capacidad de

producción de la Planta G-Cell, dado que sólo se recibe cotización por circuito G-Cell

de 2 Celdas. El detalle de esta última se puede ver en el Anexo B

La fórmula de escalamiento utilizada es la siguiente[18]:

2 (Q2

Q

)

Donde: C1 = costo de la capacidad Q1

C2 = costo de la capacidad Q2

x = 0,49 separador centrífugo[18]

El costo de los quipos principales para la operación de 1 Celda G-Cell es

aproximadamente 83 .26 € equivalente a , 9 ,447 USD tasa de cambio promedio

2013 a la fecha 11 de Enero) e incluye 1 Celda de flotación, bombas, instrumentación

y control, valor puesto en faena.

94

De acuerdo a esto último el Capital Total de inversión se compone de:

Total Capital Fijo de Inversión

4,252,743 USD

(Costos Directos+Indirectos) Capital de Trabajo

750,484 USD

Capital Total de Inversión 5,003,227 USD

Tabla 17. Capital Total de Inversión para 1 Celda G-Cell.

El detalle de la Tabla 17 se puede encontrar en el ANEXO C.

El Costo total del producto asciende a 440,041 USD/año y puede ser revisado en

detalle en el ANEXO C.

De acuerdo al balance económico que puede ser revisado en el ANEXO C, los

indicadores económicos VAN y TIR para los tres niveles de precio de Cobre

proyectado[16], son los siguientes:

VAN TIR

NIVEL DE PRECIO DEL Cu Inf. Medio Sup. Inf. Medio Sup.

5 años KUSD -2266 -1739 -1173 -11% -6% 0%

Tabla 18. Indicadores Económicos Caso 1 Celda G-Cell.

95

8.4. CASO 2 CELDAS G-CELL

El valor de la planta de finos G-Cell es el valor entregado por Ingeniería de Minerales

S.A. en “ OTIZA ION ON NTRADORA OD O ANDINA CTN-IDMCH1CAN-

8 2 Rev. ” incluye 2 celdas de flotación, bombas, Instrumentación y control,

valor puesto en faena), ANEXO B. El costo de los equipos principales de acuerdo a

la mencionada cotización asciende a 2, , €, lo que de acuerdo a la tasa de

cambio promedio 2013 al 11 de Enero equivale a 2,623,600 USD.

De acuerdo a lo anterior el Capital Total de inversión se compone de:

Total Capital Fijo de Inversión

10,232,040 USD

(Costos Directos+Indirectos)

Capital de Trabajo

1,805,654 USD

Capital Total de Inversión 12,037,694 USD

Tabla 19. Capital Total de Inversión para 2 Celdas G-Cell.

El costo total del producto es estimado en 1,058,732 USD/año y puede ser revisado

en detalle en el ANEXO C.

De acuerdo al balance económico que puede ser revisado en el ANEXO C, los

indicadores económicos VAN y TIR para los tres niveles de precio de Cobre

proyectado[16], son los siguientes:

VAN TIR

NIVEL DE PRECIO DEL Cu Inf. Medio Sup. Inf. Medio Sup.

5 años KUSD 7394 10723 14299 32% 42% 52%

Tabla 20. Indicadores Económicos Caso 2 Celdas G-Cell.

96

CAPÍTULO 9: CONCLUSIONES Y

RECOMENDACIONES

Basándonos en las conclusiones adelantadas en el Capítulo 6, el punto más

adecuado para intervenir e instalar celdas de flotación neumática resulta ser la Cola

Columnas o Alimentación Scavenger, dado que de acuerdo a los resultados técnicos

obtenidos en la Cola Scavenger se necesitarían a lo menos tres celdas para avanzar

un concentrado a ley de concentrado final (lo que es poco factible de implementar

por temas de espacio al interior de la Planta Concentradora de la División Andina) y

los resultados presentados en la alimentación Columnas indican que como etapa

cleaner la Celda G-Cell tiene un rendimiento inferior a las actuales Columnas de

flotación de la División Andina (recuperando menos finos de Cobre).

Evaluando la alternativa de 1 o 2 Celdas G-Cell en la Cola Columnas, la opción que

presenta los mejores beneficios técnicos y económicos corresponde al Caso de dos

Celdas G-Cell operando en serie. En este escenario los beneficios se esperan desde

7,393 KUSD a los 5 años (VAN) con una tasa interna de retorno de 32% (TIR) para el

nivel más bajo de tasa de cambio proyectado.

Respecto a las Fortalezas, Oportunidades, Debilidades y Amenazas de la tecnología:

• Fortalezas:

- Diseño modular que requiere poco espacio para producir concentrado

final.

• Oportunidades:

- Al producir concentrado final a partir de las colas columnas, el circuito

se flexibiliza, generando una oportunidad para aumentar el tph de la

planta.

• Debilidades:

97

- Debido al corto tiempo de residencia de la pulpa al interior de la celda,

se requiere un alto control y análisis de leyes en línea, para mantener

rendimiento y calidad de concentrado estable.

• Amenazas:

- Continuidad operacional no garantizada, aireador propenso a obstruirse

constantemente con material arrastrado por la pulpa (gomas, cables de

explosivos, sólidos gruesos, etc.)

- IDM no demostró manejo en el control, operación y diseño de la

tecnología. Problemas de diseño evidenciados en la planta piloto

(aireador, cajones de traspaso, agitadores y bomba no adecuados)

Considerando que la instrumentación y control de las celdas, se encuentra incluida

dentro de la cotización, y en vista de los positivos indicadores económicos, se

recomienda pasar a una siguiente etapa de ingeniería donde se tomen medidas para

disminuir las amenazas que han sido detectadas durante el pilotaje, y donde se

incluyan pruebas que validen los estándares operacionales requeridos para

garantizar los resultados esperados. Adicionalmente, se recomienda cambiar la

modalidad de contratación que se maneja con Ingeniería de Minerales S.A., dado

que en el pilotaje no se evidenció total interés por la empresa en demostrar y

optimizar el rendimiento de su tecnología.

La evaluación técnica y económica de la implementación de una o dos Celdas G-Cell

para procesar la Cola Columnas se resume en la siguiente tabla:

1 Celda G-

Cell

2 Celdas G-

Cell

Aumento de producción de

concentrado

663 3151 ton/año

Aumento de producción de Cu 139,7 882,6 ton/año

Aumento de producción de Mo 7,97 44,46 ton/año

98

Aumento de recuperación global Cu 0,05 0,30 %

Aumento de recuperación global Mo 0,08 0,47 %

Inversión 5,003,227 12,037,694 USD

Costo del producto 440,041 1,058,732 USD/año

VAN a los 5 años -1,739 10,723 KUSD

TIR a los 5 años -6 42 %

Tabla 21. Resultados de la evaluación técnica y económica.

GLOSARIO

Alimentación Flujo que ingresa a un equipo o sistema.

Capital de

trabajo

Gastos necesarios para que una vez instalada una planta, esta

pueda operar.

Capital total de

inversión

Todas las inversiones necesarias para dejar una planta industrial

lista para operar.

Circuito de

limpieza

Circuito de flotación constituido por los circuitos cleaner y

scavenger.

Cleaner Circuito de flotación en el cual se realiza limpieza de un

concentrado para dejarlo en condiciones de producto final en

cuanto a leyes de sus componentes.

Cobre oxidado Mineral de cobre que en su estructura incluye oxígeno.

Cobre sulfurado Mineral de cobre que en su estructura no incluye oxígeno e incluye

azufre.

Cola Flujo de descarte que sale de un equipo o sistema de acuerdo a

sus características de composición.

Concentrado Flujo que sale de un equipo o sistema y es considerado el

producto principal debido a mejores características en

comparación a la alimentación.

Costo total del

producto

Todos los gastos y desembolsos necesarios desde el punto de

partida de la fabricación del producto en la planta hasta su

99

colocación en el mercado.

Costos directos Todos los gastos directamente asociados con la operación de la

planta.

Costos

indirectos o fijos

Gastos que están siempre presentes aunque la planta este

parada, no dependen de la cantidad producida.

Cu Cobre

Downcomer Tubo ubicado entre el vessel y el aireador de la celda neumática y

es donde se produce la colección.

Finos Partículas con tamaño medio inferior a 43 micrones (325# Tyler).

Aireador Dispositivo que cumple la función de mezclar aire con un flujo de

pulpa.

G-Cell Celda neumática de flotación en donde la pulpa ingresa

tangencialmente al estanque separador fluyendo con movimientos

rotacionales al interior del estanque separador. GyratoryCell.

H-Cell Celda neumática de flotación que cuenta con sistema de inyección

de pulpa tangencial y vertical. Hybrid Cell.

Hidrofilicidad Propiedad de afinidad por el agua que tienen algunos materiales.

Hidrofobicidad Propiedad de rechazo del agua que presentan ciertos minerales,

elementos, cuerpos.

Mo Molibdeno

Pulpa Mezcla de sólidos uniformes en tamaño y un líquido que casi

siempre es agua.

Razón de

concentración

Razón entre el contenido de un elemento en el concentrado y el

contenido del mismo elemento en la alimentación.

Recuperación Razón entre la masa de un elemento reportada en el concentrado

y la masa total que ingresa al sistema o equipo del mismo

elemento, expresada como tanto por ciento.

Rougher Circuito de flotación que tiene por objetivo concentrar y recuperar

la mayor cantidad de masa de un elemento. Es alimentado con

100

flujos provenientes de un circuito de molienda.

Scavenger Circuito de flotación que tiene por objetivo concentrar y recuperar

la mayor cantidad de masa de un elemento. Es alimentado con la

cola del circuito de flotación cleaner.

Split factor Factores de distribución que indican la recuperación de un

componente determinado.

Tasa de

descuento

Tasa que refleja la rentabilidad que exige el dueño a su capital

TIR Tasa interna de retorno, criterio que define la rentabilidad de un

proyecto, a mayor TIR mayor rentabilidad.

TPD Toneladas por día.

TPH Toneladas por hora.

VAN Valor actualizado neto, valor monetario que adquiere al presente

un cierto flujo de dinero futuro.

V-Cell Celda neumática de flotación en la cual el ingreso de pulpa se

realiza mediante inyectores que se encuentran en el fondo de la

celda y que apuntan hacia arriba. Vertical Cell.

Venturi Efecto en el cual un diferencial de área de flujo al interior de un

tubo, crea un diferencial de velocidades y presiones, lo cual

genera una succión a la salida del tubo, que es donde el fluido

adquiere mayor velocidad. Efecto usado para la auto-succión de

aire en dispositivos aireadores.

Vessel Estanque donde se produce la separación de concentrado y cola

en una celda neumática tipo G-Cell, V-Cell y H-Cell.

101

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Documents

Celdas de Flotacion