Universidad De Santiago De Chile: Facultad De Ingenieria Departamento Ingenieria En Minas

UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERIA DEPARTAMENTO INGENIERIA EN MINAS

ANÁLISIS DE INCREMENTO DE CAPACIDAD EN PLANTA CONCENTRADORA ILLAPEL

MARCELO FELIPE VERA SIEL

Trabajo de titulación presentado en conformidad a los requisitos para obtener el Título de Ingeniero de Ejecución en Minas

Profesor Guía: Gil Olivares Cortés

Santiago 2011

DEDICATORIA

Este trabajo lo dedico a la persona más importante en mi vida, mi Madre.

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AGRADECIMIENTOS Mis agradecimientos son para el Señor, quién me dio una hermosa familia, me dio la oportunidad de estudiar y me ha ayudado con personas que han aportado conocimientos, materiales y permisos especiales para el desarrollo de este trabajo de titulación.

ii

INTRODUCCIÓN

La Región de Coquimbo, Provincia del Choapa, es una zona caracterizada por la actividad minera a pequeña escala, la cual es una de las principales bases económicas del sector, cuyos recursos mineros los constituyen principalmente minerales de cobre y oro que son explotados por los

Pequeños y Medianos

Mineros de la zona.

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TABLA DE CONTENIDOS INTRODUCCIÓN ................................................................................................... III RESUMEN .............................................................................................................. 1 I.- GENERALIDADES ............................................................................................. 2 1.1.- ANTECEDENTES GEOLÓGICOS REGIONALES[1] ................................................. 2 1.2.- DISTRITOS MINEROS ...................................................................................... 3 1.3.- MOTIVOS QUE GENERAN EL DESARROLLO DEL PRESENTE TRABAJO .................... 4 1.4.- OBJETIVOS DEL ESTUDIO ................................................................................ 5 1.5.- ALCANCES DEL ESTUDIO ................................................................................. 5 1.6.- DATOS DE OPERACIÓN DE EQUIPOS ................................................................ 5 II.- LÍNEA BASE OPERACIONAL DE LA PLANTA ILLAPEL ............................... 6 2.1.- ANTECEDENTES GENERALES .......................................................................... 6 2.2.- ABASTECIMIENTO PLANTA ILLAPEL................................................................. 12 2.3.- CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL DE LA ZONA[1] .............................................. 12 2.4.- AGUA INDUSTRIAL ........................................................................................ 13 2.5.- TRANQUE DE RELAVE ................................................................................... 13 2.6.- ENERGÍA ..................................................................................................... 14 2.7.- DIAGRAMA DE FLUJO ACTUAL DE LA LÍNEA BASE OPERACIONAL ....................... 15 2.8.- BREVE DESCRIPCIÓN DE INFRAESTRUCTURA Y EQUIPOS EN LA OPERACIÓN ACTUAL ............................................................................................................... 16 2.8.1.- Recepción de Minerales ..................................................................... 16 2.8.2.- Unidad de Chancado .......................................................................... 16 2.8.2.1- Stock de Chancado ....................................................................... 18 2.8.3.- Unidad de Molienda-Clasificación ....................................................... 18 2.8.3.1.- Molino de Bolas ............................................................................ 18 2.8.3.2.- Trapiches ..................................................................................... 19 2.8.3.3.- Clasificación ................................................................................. 19 2.8.4- Unidad de Flotación ............................................................................. 20

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2.9.- MUESTREO Y ANÁLISIS EN LABORATORIO ....................................................... 20 2.9.1- Muestreo en Unidad de Chancado ...................................................... 20 2.9.2- Muestreo en Unidad Molienda – Clasificación ..................................... 21 2.9.3.- Muestreo en Unidad de Flotación ....................................................... 22 2.9.4.- Análisis en Laboratorio ....................................................................... 23 2.10.- PARÁMETROS DE OPERACIÓN DE LA LÍNEA BASE .......................................... 23 2.10.1.- Unidad de Chancado ........................................................................ 24 2.10.1.1.- Diagrama de Flujo Unidad de Chancado ................................... 25 2.10.1.2.- Descripción Cualitativa del Flujo ................................................ 26 2.10.1.3.- Descripción Operativa de la Unidad de Chancado ..................... 27 2.10.1.3a.- Descripción Operativa del Chancado Primario ......................... 27 2.10.1.3b.- Descripción Operativa del Chancado Secundario .................... 27 2.10.1.4.- Balance Másico Unidad de Chancado ....................................... 29 2.10.2.- Unidad de Molienda – Clasificación .................................................. 31 2.10.2.1.- Diagrama de Flujo Unidad de Molienda – Clasificación ............. 31 2.10.2.2.- Descripción Cualitativa del Flujo ................................................ 32 2.10.2.3.- Descripción Operativa de la Unidad de Molienda – Clasificación32 2.10.2.4.- Balance Másico de Molienda – Clasificación.............................. 36 2.10.3.- Unidad de Flotación .......................................................................... 43 2.10.3.1- Diagrama de Flujo Unidad de Flotación ...................................... 43 2.10.3.2.- Descripción Operativa de la Unidad de Flotación....................... 44 2.10.3.3.- Balance Metalúrgico ................................................................... 45 2.10.4.- Análisis Económico ........................................................................... 47 2.10.4.1.- Costos Operación de Planta....................................................... 47 2.10.4.1.1.- Mano de Obra ...................................................................... 47 2.10.4.1.2.- Energía Eléctrica ................................................................. 48 2.10.4.1.3.- Combustibles y Lubricantes ................................................. 48 2.10.4.1.4.- Acero en Chancado ............................................................. 48 2.10.4.1.5.- Acero en Molienda .............................................................. 48 2.10.4.1.6.- Costo en Revestimientos ..................................................... 49

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2.10.4.1.7.- Costo en Reactivos .............................................................. 49 2.10.4.1.8.- Análisis de Muestras ............................................................ 49 2.10.4.1.9.- Arriendo de Equipos ............................................................ 49 2.10.4.1.10.- Mantención y Reparación .................................................. 49 2.10.4.1.11.- Movimiento Personal ......................................................... 49 2.10.4.1.12.- Gastos Administrativos ...................................................... 49 2.10.4.1.13.- Resumen Costos Planta .................................................... 50 2.10.4.2.- Costo Mina ................................................................................. 50 2.10.4.3.- Costo Transporte........................................................................ 51 2.10.4.4.- Resumen de Costos Totales ...................................................... 52 2.10.4.5.- Ingresos ..................................................................................... 52 2.10.4.6.- Margen Operacional ................................................................... 53 III.- ESTUDIO DE AUMENTO DE CAPACIDAD DE PROCESAMIENTO DE LA PLANTA ILLAPEL ................................................................................................ 54 3.1.- ANTECEDENTES GENERALES ........................................................................ 54 3.2.- ABASTECIMIENTO ......................................................................................... 54 3.3.- CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL ................................................................... 55 3.4.- ANÁLISIS DE LA OPERACIÓN LÍNEA BASE ....................................................... 55 3.4.1- Chancado ............................................................................................ 56 3.4.1a.- Identificación de Parámetros en el Proceso de Chancado ............... 56 3.4.1b.- Oportunidad de Mejora en el Proceso de Chancado ........................ 56 3.4.2.- Molienda ............................................................................................. 59 3.4.2a.- Identificación de Parámetros en el Proceso de Molienda ................. 59 3.4.2b.- Oportunidad de Mejora del Proceso de Molienda ............................. 60 3.4.3.- Clasificación ........................................................................................ 60 3.4.3a.- Identificación Parámetros en el Proceso de Clasificación ................. 60 3.4.3b.- Oportunidad de Mejora en el Proceso de Clasificación .................... 61 3.5.- AUMENTO DE CAPACIDAD PROPUESTO .......................................................... 63

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3.5.1.- Disponibilidad de Equipos en las Instalaciones y Análisis de Capacidades .................................................................................................. 63 3.5.1.1.- Unidad de Chancado .................................................................... 63 3.5.1.2.- Unidad de Molienda – Clasificación ............................................. 64 3.5.1.3.- Unidad de Flotación ..................................................................... 68 3.5.2.- Balance de Masa Operacional ............................................................ 68 3.5.2.1.- Balance Másico Circuito Molienda – Clasificación Nº 1................ 68 3.5.2.2.- Balance Másico Circuito Molienda – Clasificación Nº 2................ 74 3.5.2.3.- Balance Másico Circuito Molienda – Clasificación Nº 3................ 79 3.5.2.4.- Resumen General de Flujos de la Unidad de Molienda – Clasificación Propuesta .............................................................................. 84 3.5.3.- Parámetros de Operación en el Aumento de Capacidad Propuesto .. 85 3.5.3.1.- Unidad de Molienda – Clasificación con la Infraestructura a implementar................................................................................................ 85 3.5.3.1.1.- Descripción Cualitativa del Flujo ............................................ 86 3.5.3.1.2.- Descripción Operativa del Proceso de Molienda – Clasificación ................................................................................................................ 86 3.5.3.1.2a.- Molienda en el Aumento Propuesto ..................................... 86 3.5.3.1.2b.- Clasificación en el Aumento Propuesto ............................... 91 3.5.3.2.- Unidad de Flotación en el Aumento Propuesto ............................ 93 3.5.3.2.1.- Descripción Operativa del Proceso Flotación ........................ 93 3.5.3.2.2.- Balance Metalúrgico en el Aumento Propuesto ..................... 94 3.5.4.- Análisis Comparativo entre la Línea Base y el Aumento de Capacidad Propuesto....................................................................................................... 95 IV.- EVALUACIÓN ECONÓMICA......................................................................... 97 4.1.- COMPLEJO MINA – PLANTA ILLAPEL ............................................................... 97 4.1.1.- Inversiones ......................................................................................... 97 4.1.2.- Solicitud de Crédito ............................................................................. 99 4.1.3.- Costos............................................................................................... 100

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4.1.3.1.- Costo Mina ................................................................................. 101 4.1.3.2.- Costo Planta ............................................................................... 101 4.1.3.3.- Costo Transporte Mina- Planta................................................... 101 4.1.3.4.- Costo Transporte Planta- Agencia ............................................. 101 4.1.4.- Ingresos ............................................................................................ 102 4.1.5.- Cálculo Ley Crítica Proyectada ......................................................... 104 4.1.6.- Cálculo Precio Crítico Proyectado .................................................... 105 4.1.7.- Flujo de Caja Inversión ..................................................................... 107 4.1.7.1.- Ingresos Brutos .......................................................................... 107 4.1.7.2.- Costos Netos .............................................................................. 107 4.1.7.3.- Depreciación de Equipos ........................................................... 108 4.1.7.4.- Crédito Solicitado ....................................................................... 108 4.1.7.5.- Impuesto .................................................................................... 109 4.1.7.6.- Indicadores Económicos ............................................................ 109 4.2.- ANÁLISIS ECONÓMICO MARGINAL PARA PEQUEÑOS MINEROS QUE ABASTEZCAN LA PLANTA .........................................................................................................

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4.2.1.- Ingresos para Pequeños Mineros ..................................................... 111 4.2.2.- Costos para Pequeños Mineros ........................................................ 112 4.2.3.- Márgenes Operacionales para Productores Mineros ........................ 113 4.2.4.- Ley Crítica para Pequeños Mineros .................................................. 114 V.- CONCLUSIONES .......................................................................................... 116 5.1.- ANÁLISIS DE LA FACTIBILIDAD TÉCNICA DE LA AMPLIACIÓN A 5.000 TONELADAS MENSUALES .......................................................................................................

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5.2.- ASPECTOS ECONÓMICOS ............................................................................ 117 REFERENCIAS .................................................................................................. 118 BIBLIOGRAFÍA .................................................................................................. 119 ANEXOS ............................................................................................................. 120

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RESUMEN En el presente trabajo desarrolla el estudio de la ampliación de 3.400 toneladas mensuales a 5.000 toneladas mensuales de la Planta Illapel, ubicada en camino Auco S/Nº, Parcela 171 – Ex Lote B, ciudad de Illapel, Región de Coquimbo, cuya propietaria es la Empresa Minera R.M.C. Las Barrancas S.A.

Para llevar a cabo dicha ampliación se realizó un análisis técnico de la línea base con que operaba la Planta Illapel, para luego estudiar el incremento de capacidad.

La Inversión necesaria para implementar el aumento de capacidad de la Planta, asciende a US$ 109.354, que será financiado vía solicitud de Crédito para Inversión, el cual es un Instrumento de Fomento de la Empresa Nacional de Minería.

El flujo de caja realizado para la ampliación es de US$ 1.355.352,48, a una tasa de interés de 12% considerando un precio de proyección conservador de 850 US$/Oz, pudiendo ser mejor actualmente.

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I.- GENERALIDADES

1.1.- Antecedentes Geológicos Regionales[1]

A continuación se expone una síntesis de la geología regional, en la cual se enmarca las zonas de estudio y áreas adyacentes. El antecedente aportado por Rivano et al (1985), menciona para el área la presencia predominante, de un conjunto de rocas mesozoicas estratificadas volcánicas y sedimentarias, continentales y marinas, en la que su edad varía desde el Cretásico Inferior al Cretásico Superior; instruidas por cuerpos plutónicos e hipabisales del CretásicoTerciario.

El esquema presenta diferentes elementos estructurales, configurando una tectónica de fuerte plegamiento con otra de fallas sobre-impuesta a la anterior.

Las rocas que afloran predominantemente en las áreas, se agrupan en las siguientes unidades lito estratigráfica, que en orden decreciente de edad son las siguientes: Formación Arqueros, Formación Quebrada Marquesa y Formación Viñitas. La Formación Arqueros corresponde a un complejo volcánico que se dispone en una franja occidental, subyaciendo concordantemente a la formación Quebrada Marquesa. Esta última corresponde a una secuencia continental con intercalaciones delgadas, en su base, de areniscas marinas; se agrupan en dos miembros: un miembro basal (El Espino) lenticular sedimentario compuesto por margas, calizas, areniscas y conglomerados con niveles locales de yeso, relacionados a los niveles margas, este miembro se encuentra restringido al sector El Espino; un miembro superior volcanoclástico-sedimentario compuesto por lava, piroclastitas, areniscas y conglomerados; ésta secuencia continental infra-yace en discordancia angular a las Formación Viñitas. Esta corresponde también a una secuencia continental agrupada en dos miembros: el miembro Santa Virginia,

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principalmente conglomerádico con areniscas rojas e intercalaciones escasas de fangositas y calizas lacustres; y el miembro Río Manque, volcánico andesítico a dacítico, con abundantes niveles de brechas volcánicas e intercalaciones subordinadas de conglomerados, areniscas y calizas lacustres.

Las rocas intrusivas que afloran entre la falla Manquehua y la Quebrada Chillán corresponden a los afloramientos septentrionales del plutón IllapelCaimanes, compuesto por dioritas, dioritas cuarcíferas, monzonitas cuarcíferas, granodioritas y sienogranitos, agrupadas informalmente en la Unidad Chalinga (Rivano y Sepúlveda, 1985), y asignadas al Cretásico Inferior Medio a Cretásico Superior. Estas rocas instruyen, tanto a la Formación Arqueros como a la Formación Quebrada Marquesa, y parcialmente a la Formación Viñitas.

Los cuerpos vetiformes mineralizados en el área de estudio se hospedan exclusivamente en rocas intrusivas de carácter intermedio ácido.

1.2.- Distritos Mineros

i)

Chillán: Ubicado a 17 kilómetros al NE de la ciudad de Illapel, Provincia del Choapa, el área cubre 18 kilómetros cuadrados a ambos costados de la Quebrada Chillán. El área contiene mineralización de oro y cobre, emplazadas en vetas de orientación N 15º W a N 30º E y corridas de 50 metros a 300 metros. Las principales minas del área son Guayacán, Piritosa, Avanzada, Los Mantos, Dichosa, La Cristal, Paico.

ii)

Chupalla: Ubicada a 25 kilómetros al NE de la ciudad de Illapel, Provincia del Choapa, el área cubre 15 kilómetros cuadrados a ambos costados de la quebrada Chupalla. El área presenta mineralización de cobre y oro, emplazadas en vetas de orientación

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N 20º W a N 30º E y corridas de 100 metros hasta 200 metros. Las principales minas son El Durazno, Placilla, Las Coloradas, Polcura. iii)

Farellón Sánchez: Ubicado a 30 kilómetros al NE de la ciudad de Illapel, Provincia del Choapa, cubriendo un área de 15 kilómetros cuadrados. El área contiene mineralización de oro y cobre, emplazadas en vetas de orientación N 15 º W a N 20º E y corridas de 100 metros hasta 1000 metros, constituyendo un importante asiento minero productivo de minerales de oro. Las principales minas son El Abuelo, Silva, Ña Zoila, Vizcacha, San José, Flamenca, Morro, Cristal, Potrerillos, La Pinganilla.

iv)

El Durazno: Ubicado a 33 kilómetros al NE de la ciudad de Illapel, Provincia del Choapa, cubriendo un área de 4 kilómetros cuadrados. El área presenta mineralización de oro y cobre, emplazadas en vetas de orientación N 10º W a N 15º E y corridas de 100 metros hasta 400 metros. Las principales minas del sector son El Durazno, La Chispa, Carlos José, La Golondrina, Serey, Centinela, Empalme.

v)

Farellón Vásquez: Ubicado a 40 kilómetros al Norte de la ciudad de Illapel, Provincia del Choapa, cubriendo un área de 8 kilómetros cuadrados. El área contiene mineralización de cobre y oro, emplazadas en vetas de orientación N – S a N 35º E y corridas de 50 metros hasta 200 metros. Las principales minas son Venus, Peñón, Quillay, Afrodita, Farellón Vásquez.

1.3.- Motivos que generan el desarrollo del presente Trabajo

En los últimos cinco años los precios en el Mercado Internacional para el oro y cobre han experimentado un notable incremento, lo que ha significado un beneficio considerable de crecimiento económico para el sector, no obstante, se

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ha generado un aumento considerable en la demanda de maquila, por parte de los Pequeños y Medianos Mineros, en consecuencia, las Plantas Concentradoras se han visto sobrepasadas en la capacidad de procesamiento con que operan. 1.4.- Objetivos del Estudio

El desarrollo de este trabajo tiene como objetivo el incremento de capacidad de tratamiento de la Planta Illapel, para ello es necesario analizar la línea base de operación de la Planta y desde ese punto estudiar la implementación de infraestructura de operación, lo que se traducirá en ampliar la capacidad productiva de la Planta Concentradora.

1.5.- Alcances del Estudio

El proyecto comprende desde el análisis de funcionamiento actual de la Planta Concentradora Illapel, detallando el diagrama de flujo que actualmente tiene un capacidad de procesamiento del orden de las 3.350 toneladas mensuales y cuál sería el camino a seguir, para obtener un tratamiento de 5.000 toneladas mensuales, con esto beneficiando el negocio de maquila y a su vez impulsando la actividad productiva y minera de la zona.

1.6.- Datos de Operación de Equipos

Se han considerado datos obtenidos a través de la información proporcionada por los catálogos de operación de equipos, y que proveerán rangos de aplicación que justifiquen su empleo en los cálculos y determinaciones realizadas. En el caso de las correas transportadoras se ha tomado los datos de funcionamiento con que operan. Los aspectos más importantes son entregados mediante tablas para cada elemento.

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II.- LÍNEA BASE OPERACIONAL DE LA PLANTA ILLAPEL

2.1.- Antecedentes Generales La Planta Illapel está ubicada en camino Auco S/Nº, Parcela 171 – Ex Lote B, ciudad de Illapel, Región de Coquimbo, cuya propietaria es la Empresa Minera R.M.C. Las Barrancas S.A.

A continuación se muestran imágenes de la Planta Illapel:

Figura 2.1.- Vista Satelital Planta Illapel

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Figura 2.2.- Instalaciones Oficinas Planta Illapel

Figura 2.3.- Cancha Recepción Mineral

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Figura 2.4.- Vista General desde Tolva

Figura 2.5.- Chancador Mandíbulas 10”x40”

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Figura 2.6.- Chancador de Cono 3’

Figura 2.7.- Correa Transportadora Nº 7, que alimenta molino 5’x10’

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Figura 2.8.- Molino 4’x5’, izquierda y derecha Molino 5’x10’

Figura 2.9.- Trapiches

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Figura 2.10.- Celdas de Flotación

Figura 2.11.- Embalse de Relave, vista al SW

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2.2.- Abastecimiento Planta Illapel

La Planta Illapel concentra minerales de oro y cobre, cuyo abastecimiento lo obtiene de las minas El Morro, La Codiciada, La Colonia y Aventurera, las cuales son propias. El producto obtenido son concentrados de oro y concentrados de cobre, dicha producción es comercializada en Agencia Ventanas, donde la Empresa Nacional de Minería es la encargada de establecer tarifas y la correspondiente liquidación a los productores mineros.

Los sectores que abastecen mineral para concentración corresponden a los distritos mineros donde se destacan Chillán, Chupalla, El Durazno, Farellón Sánchez y Farellón Vásquez, los cuales se encuentran a una distancia de 40 kilómetros de la Planta.

2.3.- Caracterización del mineral de la zona[1]

A continuación se presentan algunas consideraciones generales sobre las características mineralógicas de las menas auríferas de la zona: o Asociado a ganga silícea o cuarzosa, se encuentra formando filones o vetas; en la cual su asociación original fue con sulfuros de fierro, formación típica de la parte superior de los yacimientos de oro existentes en la zona de Illapel. o Asociado a pirita, arsenopirita y pirrotina constituye el segundo tipo de mena de oro en el sector de Illapel.

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Figura 2.12.- Mineral Aurífero Característico de la Zona de Illapel

2.4.- Agua Industrial

Actualmente se cuenta con una recuperación del 60 % del agua proveniente del tranque de relave, que se reutiliza en el proceso de molienda y flotación.

2.5.- Tranque de Relave

El tranque de relave tiene una vida útil de 11 años y cumple las normas vigentes que regula según el DS 248/2006 para tranques, con una capacidad menor a 5.000 toneladas mensuales

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2.6.- Energía

La Planta en general cuenta con dos transformadores; 200 Kva y 300 Kva. En total son 500 Kva instalados, y quién suministra la energía eléctrica es la Empresa CONAFE. Además cabe señalar que se cuenta con un grupo electrógeno diesel Caterpillar de 320 Kva, considerado como equipo alternativo de suministro eléctrico, en caso de eventuales emergencias.

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2.7.- Diagrama de Flujo actual de la Línea Base Operacional

Figura 2.13.- Diagrama de Flujo General

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2.8.- Breve Descripción de Infraestructura y Equipos en la Operación Actual

2.8.1.- Recepción de Minerales

La Planta Illapel cuenta con una cancha de acopio de una capacidad nominal del orden de 3.000 toneladas métricas.

2.8.2.- Unidad de Chancado

En la siguiente tabla se detallan los equipos, dimensiones, características y capacidades nominales:

Tabla 2.1.- Resumen Equipos Unidad de Chancado EQUIPOS

DIMENSIONES

CAPACIDAD

CARACTERÍSTICAS

5x4m

30 – 40 ton

-

90 x 150 cm

30 – 40 tph

Motor 2 Hp

10 x 40 pulg

15 – 50 tph

Motor 75 Hp

3 pies Ф

15 – 50 tph

Motor 75 Hp

1,2 x 3,0 m

80 – 150 tph

Correa Transportadora Nº 1

0,95 x 18,5 m

285 tph

Correa Transportadora Nº 2

0,75 x 10,5 m

523 tph

Correa Transportadora Nº 3

0,95 x 18 m

396 tph

Correa

0,70 x 23,8 m

394 tph

Motor 10 Hp Motor 7,5 Hp α 16º β 40º talud 30º velocidad 0,89 m/s Motor 10 Hp α 16º β 40º talud 30º velocidad 2,03 m/s Motor 10 Hp α 8º β 40º talud 20º velocidad 0,79 m/s Motor 5,5 Hp

Tolva recepción Alimentador Vibratorio Chancador Mandíbula Chancador Cono Harnero Vibratorio

16

Transportadora Nº 4

Correa Transportadora Nº 5

0,70 x 17,5 m

350 tph

Correa Transportadora Nº 6

0,40 x 10 m

14 tph

Correa Transportadora Nº 7

0,40 x 31,5 m

27 tph

Correa Transportadora Nº 8

0,40 x 3,6 m

3,4 tph

Correa Transportadora Nº 9

0,40 x 3,6 m

3,4 tph

Correas Transportadoras Nº 10 y Nº 11

0.40 x 3,0 m

1,58 tph

α 16º β 40º talud 20º velocidad 1,65 m/s Motor 5,5 Hp α 0º β 20º talud 20º velocidad 1,72 m/s Motor 5,5 Hp α 0º β 20º talud 20º velocidad 0,24 m/s Motor 5,5 Hp α 8º β 20º talud 10º velocidad 0,62 m/s Motor 0,5 Hp α 25º β 0º talud 10º velocidad 0,32 m/s Motor 0,5 Hp α 25º β 0º talud 10º velocidad 0,32 m/s Motor 0,5 Hp α 0º β 0º talud 10º velocidad 0,10 m/s

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2.8.2.1- Stock de Chancado

El stock proveniente la Unidad de Chancado se almacena en tres silos cuyas dimensiones son 3 metros de diámetro y 4,8 metros de altura, equivalente a una capacidad de 25 toneladas cada uno.

2.8.3.- Unidad de Molienda-Clasificación

2.8.3.1.- Molino de Bolas

Actualmente la molienda se realiza con el molino en funcionamiento de dimensiones 5 x 10 pies y sus características y capacidades nominales se detallan en la siguiente tabla.

Tabla 2.2.- Resumen Equipo Molienda por Molino DESCRIPCIÓN

MOLINO CHINO

Capacidad (ton/día)

95

Dimensiones (pies)

5 x 10

Potencia (Hp) Transmisión

125 Piñón/Corona

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2.8.3.2.- Trapiches

Además del molino en operación, también se tienen 2 trapiches en funcionamiento y que sus características y capacidades nominales se detallan a continuación.

Tabla 2.3.- Resumen Molienda por Trapiches DESCRIPCIÓN

VALOR / TIPO

Capacidad (ton/día)

11

Diámetro solera (m)

1,8

Diámetro Llanta (m)

1,6

Potencia (Hp)

15

Malla Descarga (Tyler)

20

Tipo Descarga

Rebalse

Bomba Galigher / Hp

horizontal 2 x 2½ / 15

2.8.3.3.- Clasificación

La clasificación de la pulpa se realiza con un hidrociclón Krebs D-10B, en a siguiente tabla describe las especificaciones del equipo clasificador y bomba de pulpa.

Tabla 2.4.-Resumen Equipo Clasificador CAPACIDAD

TIPO

DIMENSIONES

CANTIDAD

D-10B Bomba Galigher

10 pulgadas de diámetro

1

45m3 /hora

2 x 2½

1

65m3 /hora

Catálogo

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2.8.4- Unidad de Flotación

La sección de flotación, cuenta con un acondicionador de Ø 1,65 metros y altura 1,65 metros, operando con un motor de 10 Hp.

La Unidad de Flotación opera con un banco compuesto por tres celdas Denver Sub-A 42x42 de 1,42 m³ cada una y un segundo banco de tres celdas Denver Sub-A 36x36 de 1,13 m³ cada una, totalizando un volumen de banco de 7,65 m³, de los cuales sólo el 80 % es efectivo, resultando 6,12 m³. En la siguiente tabla se resumen los equipos de flotación.

Tabla 2.5.- Resumen Equipos Flotación BANCO Nº 1

BANCO Nº 2

Tamaño

42x42

36x36

Volumen (m³)

3,41

2,71

Nº Celdas

3

3

Potencia motor (hp)

10

10

2.9.- Muestreo y Análisis en Laboratorio

2.9.1- Muestreo en Unidad de Chancado

Las muestras tomadas en la Unidad de Chancado corresponden a los siguientes puntos: o Descarga Chancador de Mandíbulas o Descarga Chancador de Cono o Producto final de la Unidad de Chancado

20

La metodología de muestreo empleada fue la cantidad de material contenida en un metro lineal en las correas transportadoras. 2.9.2- Muestreo en Unidad Molienda – Clasificación Las muestras tomadas en la Unidad Molienda – Clasificación corresponden a los siguientes puntos: o Alimentación Molino o Alimentación Trapiches o Descarga Molino o Descarga Trapiche o Descarga Hidrociclón o Rebalse Hidrociclón

En las alimentaciones de Trapiches y Molino se tomó la muestra en un metro lineal de correa, donde la banda CT-10 y CT-11 que alimentan a los Trapiches se registró una cantidad de 1.250 gramos cada una y la banda CT-7 que alimenta al Molino registró una cantidad de 1.680 gramos. Tomando en consideración la velocidad de las correas y con esta expresión se calcula la alimentación a los Trapiches y el Molino de Bolas. A  (masacorrea ) * (Velocidad correa ) * 3,6

Donde,

masacorrea

= cantidad registrada en gramos

Velocidad correa

= velocidad de correa en metros/segundo

3,6

= factor de conversión

21

Lo anterior tiene como resultado que la alimentación para cada trapiche corresponde a 0,45 ton/hora y al Molino corresponde a 3,75 ton/hora.

Para el caso de pulpas, la metodología de muestreo fue realizada con un cortador manual, y en cada punto se extrajeron 5 muestras con un intervalo de 30 minutos en cada muestreo y en cada muestreo se registró el % de sólidos de la pulpa en cada punto muestreado con una Balanza Marcy. Luego se almacenaron en contenedores herméticos para evitar contaminación y trasladadas a laboratorio.

La siguiente tabla resume los porcentajes de sólidos en los puntos de muestreo.

Tabla 2.6.- Resumen Porcentaje de Sólidos en Puntos de Muestreo Punto Muestreo

Porcentaje de sólidos en la Pulpa

Descarga Molino

79 %

Descarga Trapiche

31 %

Descarga Hidrociclón

73 %

Rebalse Hidrociclón

36 %

2.9.3.- Muestreo en Unidad de Flotación

Las muestras tomadas en la Unidad de Flotación corresponden a: o Concentrado Unidad Flotación o Relave Unidad Flotación

La metodología de muestreo fue ejecutada con un cortador manual, almacenándose en contenedores herméticos para evitar contaminación y enviadas a laboratorio.

22

2.9.4.- Análisis en Laboratorio

Los análisis en laboratorio realizados corresponden a: o Densidad Mineral o Índice Trabajo de laboratorio ( Wi ) o Ley Cabeza o Ley Concentrado o Ley Relave o Análisis Granulométricos A continuación se muestra en la siguiente tabla el resultado de los Análisis ejecutados:

2.7.- Resumen Análisis Laboratorio Análisis Densidad Índice Trabajo

Resultado 2,8

Wi

ton / m3

14,48 kwh/tc

Ley de Cabeza

3,2 gr/ton*

Ley Concentrado

91 gr/ton*

Ley Relave

0,8 gr/ton*

Análisis Granulométricos

Ver Anexos Nº 1 – Nº 6

* Resultados de Análisis Laboratorio en Anexo Nº 7

2.10.- Parámetros de Operación de la Línea Base

Se establecerá la siguiente estructura de orden descriptivo para cada Unidad de Operación involucrada en el procesamiento de minerales de Planta Illapel.

23

i) Diagrama de Flujo ii) Descripción Cualitativa iii) Descripción Operativa iv) Balance de Masa o Metalúrgico (según corresponda)

2.10.1.- Unidad de Chancado

La Unidad de Chancado tiene como objetivo principal reducir el tamaño del mineral a una fracción óptima para la etapa posterior que corresponde a la molienda fina. La Unidad de Chancado se compone a su vez de dos etapas de reducción;

Chancado

Primario

y

Chancado

Secundario.

A

continuación

describiremos en detalle el funcionamiento y parámetros de operación de la Unidad de Chancado.

24

2.10.1.1.- Diagrama de Flujo Unidad de Chancado

Figura 2.14.- Diagrama de Flujo Unidad de Chancado

25

2.10.1.2.- Descripción Cualitativa del Flujo

El mineral que ingresa en la Unidad de Chancado, realiza el siguiente recorrido.

i)

Se recepciona el mineral en la cancha de acopio, cuya granulometría máxima es de 4 pulgadas.

ii)

El mineral es cargado por un pay loader y depositado en la tolva de recepción.

iii)

La tolva descarga el material mediante el alimentador vibratorio, el cual, es el encargado de la alimentación del Chancador Primario, configurado en circuito abierto.

iv)

La descarga del material proveniente del Chancador Primario es transportado por medio de la banda CT-1 hacia el harnero vibratorio.

v)

El harnero vibratorio realiza una clasificación del tamaño de partículas en dos fracciones:

a) Fracción sobre ½ pulgada; la cual, constituirá la alimentación del Chancador Secundario, dispuesto en circuito cerrado con el harnero vibratorio, mediante la banda CT-2. b) Fracción bajo ½ pulgada; la cual, será transportada por la bandas CT3, CT-4 y CT-5, hacia los silos, considerándose como producto final de la presente etapa de conminución.

26

2.10.1.3.- Descripción Operativa de la Unidad de Chancado

2.10.1.3a.- Descripción Operativa del Chancado Primario El Chancado Primario se realiza con un Chancador de Mandíbulas de 10” x 40”, recibiendo una granulometría de entrada menor a 4 pulgadas, en tanto, que la abertura de salida en posición abierta corresponde a 1½”, con lo que se tiene una Razón de Reducción de 2,67 (4” / 1½”).

2.10.1.3b.- Descripción Operativa del Chancado Secundario

El Chancado Secundario está operando en circuito cerrado con el harnero vibratorio.

La operación de Chancado Secundario se ejecuta con un Chancador de Cono de diámetro 3 pies y cuya alimentación proviene del rechazo del harnero vibratorio, el que tiene una abertura de ½ pulgada. La descarga del chancador de cono es recirculada al harnero vibratorio, mediante la banda CT-2, formando un circuito cerrado inverso. La abertura de salida del chancador de cono es de 8 mm (5/16”), con lo que se tiene una Razón de Reducción de 9,6 (3” / 5/16”).

Las condiciones de operación de la Unidad de Chancado se detallan a continuación:  Alimentación Unidad de Chancado

20 ton/hora

 Granulometría Alimentación

80 % < 4”

 Granulometría producto

80 % < 5/16 “

27

La Unidad de Chancado se mantiene en funcionamiento para mantener los silos en su capacidad máxima, es decir, 25 toneladas cada uno, una vez que los silos completan su capacidad, la Unidad de Chancado deja de operar. El Chancador Primario está ajustado con una abertura de salida de 1½”, de acuerdo al análisis granulométrico realizado a la descarga del equipo (Anexo Nº 1), se tienen los siguientes resultados:

Tabla 2.8.- Análisis Granulométrico Chancador Primario Malla

Peso retenido (gr)

Porcentaje Pasante

3”

500

84,45 %

1½”

1.075

51,01 %

½”

1.475

5,13 %

5/16 “

110

1,71 %

¼”

25

0,93 %

fondo

30

El Chancador de Cono está ajustado con una abertura de salida de 5/16 pulgadas, y de acuerdo al análisis realizado en la descarga del Chancador de Cono se tienen los siguientes resultados (Anexo Nº 2).

Tabla 2.9.- Análisis Granulométrico Chancador Secundario Malla

Peso retenido (gr)

Porcentaje Pasante

½”

106

95 %

5/16 “

424

75 %

¼”

488

51,98 %

fondo

1.102

El harnero vibratorio está opera con una malla de ½”, el cual, es alimentado con el producto del chancador primario, más el producto del chancador secundario.

28

La alimentación del chancador secundario corresponde a la fracción mayor a ½”, es decir, el rechazo del harnero vibratorio.

De los análisis granulométricos se entregó que un 5,13 % del material en la descarga del Chancador de mandíbulas es menor a ½”, en tanto que en el chancador de cono se tiene que un 95 % del material en la descarga es menor a ½”.

2.10.1.4.- Balance Másico Unidad de Chancado

Figura 2.15.- Esquema Balance Másico Unidad de Chancado

De acuerdo al esquema, se procederá a determinar los flujos de materiales.

En resumen podemos observar en la figura 2.15 que la descarga del Chancador de Mandíbulas, más la carga circulante, producto del Chancador de Cono, constituyen la alimentación del Harnero Vibratorio y que el material de descarga corresponde al producto final de la Unidad de Chancado.

29

En base a los antecedentes y resultados obtenidos en la Descripción Operativa de la Unidad de Chancado (2.10.1.3) se procede a calcular el Balance Másico de la Unidad de Chancado en los puntos descritos en la Figura 3.15

B = 94,87%*A + 5%*A B = 19,97 ton/hora

Resolviendo tenemos: R=A+B Para determinar el retorno sabemos que: R=A+B R = 39,97 ton/hora

Obtenidos estos valores podemos establecer un resumen del flujo de masa en la Unidad de Chancado.

Tabla 2.10.- Resumen Balance Másico Unidad de Chancado

Ton/hora

A

B

R

P

20

19,97

39,97

20

30

2.10.2.- Unidad de Molienda – Clasificación

La Unidad de Molienda - Clasificación es la última etapa del proceso de conminución, en esta fase las partículas se reducen de tamaño por una combinación de impacto y abrasión. La molienda se realiza en molinos de forma cilíndrica que giran alrededor de su eje horizontal y que contienen una carga de medios molturantes, produciendo la conminución de las partículas del mineral, entregando una granulometría óptima para el proceso de flotación.

2.10.2.1.- Diagrama de Flujo Unidad de Molienda – Clasificación

Figura 2.16.- Diagrama de Flujo Unidad de Molienda – Clasificación

31

2.10.2.2.- Descripción Cualitativa del Flujo

El mineral que ingresa a la unidad de molienda, realiza el siguiente recorrido:

i)

El mineral proveniente de la etapa de chancado es recepcionado en los silos.

ii)

Dos silos descargan por medio de un buzón a CT-10 y CT-11 alimentando los trapiches, y el otro silo descarga por medio de las bandas CT-6 y CT-7 al molino.

iii)

El mineral que es procesado por los trapiches realiza una descarga por rebalse a la caja de bomba común de los trapiches, y cuya pulpa es transportada por medio de una bomba e ingresada a la caja de bomba del molino. Paralelamente el mineral que es sometido a molienda con el molino de bolas, descarga la pulpa por rebalse en la caja de bomba del molino.

iv)

En la caja de bomba del molino, la pulpa es impulsada mediante una bomba hacia el hidrociclón, el cual, realizará una clasificación, determinando la fracción que será descargada para ingresar nuevamente al molino y la fracción de rebalse que pasa al proceso de flotación.

2.10.2.3.- Descripción Operativa de la Unidad de Molienda – Clasificación

La molienda en los Trapiches se lleva a cabo con un llenado de material en la taza de un 60% y una cantidad de agua en la taza de 1,0 m3 / hora , además la descarga es clasificada con una malla #20 de la serie Tyler, para luego llegar a la caja de bomba en común de ambos trapiches. Las bandas CT-10 y CT-11 que

32

alimentan a los Trapiches lo hacen a una razón de 0,45 ton/hora, por lo que se tiene una alimentación total en los Trapiches de 0,9 ton/hora.

En tanto que, la molienda con el Molino de Bolas se lleva a cabo con 9 tm de bolas de 3” de diámetro máximo a un 40% de llenado y trabaja a un 80% de la velocidad crítica, y sólo se agrega agua en la caja de bomba, que resulta de 6,27

m3 / hora .

La banda CT-7, que alimenta el molino, lo hace a una razón de 3,75 ton/hora, operando en circuito cerrado con un hidrociclón de 10”, con presión de entrada de 10 psi, diámetro de apex de 1,75” y diámetro de vortex de 3,5”.

La siguiente tabla describe la distribución de la carga de bolas en Molino.

Tabla 2.11.- Distribución de Carga de Bolas utilizada Tamaño

Porcentaje

3”

60 %

2,5”

25 %

2”

10 %

1,5”

5%

A continuación se detalla las condiciones de operación del Molino de Bolas, los datos obtenidos de la Planta son los siguientes:  Voltaje

380

 Intensidad

105,80 amperes

 Cos φ

0,85

 Alimentación ( A1 )

3,75

voltios

ton/hora

33

En primer lugar se calcula la potencia total consumida de fuerza motriz en kwh con la siguiente expresión:

WT 

V * I * cos  * 3 1.000

Donde,

V

= voltaje (voltios)

I

= intensidad (amperes)

cos  = factor de potencia del motor

1.000 = factor de conversión

WT 

380 * 105,8 * 0,85 * 3 1.000

WT  59,1901 Kwh

Se continúa con el cálculo de la potencia unitaria consumida con las toneladas que procesa el molino, para ello se utiliza la siguiente expresión:

W 

WT * 0,907 A1

Donde,

WT

= potencia total consumida de fuerza motriz

A1

= alimentación en ton/hora

0,907 = factor de conversión

34

W 

59,1901* 0,907 3,75

W  14,3161 Kwh/tc

Finalmente calculamos el Índice de Trabajo operacional de la Planta con la siguiente ecuación:

Wi  W *

F80 F80  P80

Wi  14,3161*

*

P80 10

8.377 8.377  103

*

103 10

Wi  16,34 Kwh/tc

35

2.10.2.4.- Balance Másico de Molienda – Clasificación

Se realizará el balance de sólidos, líquidos y pulpas en los puntos que señala la figura 2.17.-, el circuito se encuentra en estado estacionario.

Figura 2.17.- Esquema Balance Másico Unidad de Molienda

36

En la siguiente tabla resumen los datos bases de operación de la Unidad de Molienda – Clasificación:

Tabla 2.12.- Resumen Datos Base de Operación Planta Illapel Ítem

Valor

Alimentación Molino de Bolas Alimentación Trapiches

A1

A2

3,75 ton/hora 0,90 ton/hora

% sólidos Descarga Molino de Bolas

79 %

% sólidos Descarga Trapiches

31 %

% sólidos Descarga Hidrociclón

73 %

% sólidos Rebalse Hidrociclón

36 % 2,8 ton/ m

Densidad Mineral Agua Caja Bomba Molino Agua Taza Trapiches

H 2O(1)

H 2O( 2)

6,27 m 2,00

3

3

/hora

m 3 /hora

Para contar con los datos requeridos y calcular un Balance Másico, fue necesario tomar muestras en el circuito y proceder a realizar análisis granulométricos en el laboratorio, cuyos resultados se adjuntan en los Anexos Nº 1 – Nº 6.

Los análisis granulométricos ejecutados en el laboratorio, nos permitirán calcular la carga circulante del circuito, cuyos resultados se encuentran en los Anexo Nº 3, Anexo Nº 4, Anexo Nº 5 y Anexo Nº 6, cabe señalar que la alimentación al hidrociclón, está compuesta de la descarga del molino más la descarga del trapiche, por lo que, se consideró una pulpa mixta.

Se determina la carga circulante del circuito, mediante el método de análisis granulométricos:

37

C.C. =

rm x 100 mq

Donde:

r

= % retenido acumulado en el overflow

m

= % retenido acumulado en la alimentación

q

= % retenido acumulado en la descarga

Tabla 2.13.- Cálculo carga circulante Malla

Abertura (μm)

m

r

q

c.c.

35

425

10,43

0,15

15,71

194,6609517

48

300

18,21

0,40

27,82

185,5641627

65

212

32,46

1,49

48,86

188,7786354

100

150

48,68

8,01

69,28

197,4389618

150

106

58,96

19,16

78,77

200,9568293

200

75

66,29

30,14

83,99

204,3083612

270

53

71,13

39,53

86,43

206,5946129

400

38

73,73

45,04

87,35

210,568796

C.C. promedio = 198,61 %

Una vez que hemos calculado la carga circulante, procederemos a resolver las ecuaciones para cada punto definido en el diagrama esquemático de la figura 2.17.-

i) Ecuaciones en Sólidos

C.C. 198, 61 x ( Gs ( A1) + Gs ( A2) ) = x ( 3,75 + 0,90 ) 100 100

Gs ( D )

=

Gs ( D )

= 9,2353 ton/hora

38

Gs ( A1) + Gs ( D )

= Gs ( B )

3,75 + 9,2353

=

Gs ( B )

= 12,9853 ton/hora

Gs ( B ) + Gs ( F )

= Gs (C )

12,99 + 0,90

=

Gs (C )

= 13,8853 ton/hora

Gs ( E )

= Gs ( A1) + Gs ( A2) = 3,75 + 0,90

Gs ( E )

= 4,65 ton/hora

ii) Ecuaciones en Líquidos

Gl ( A1) + Gl ( D )

= Gl ( B )

H 2 O( D )

= Gs ( D ) x DD

 t ( D)

=

=

 s * f  s * (1  C p )   f * C p 2,8 *1 2,8 * (1  0,73)  1 * 0,73

 t ( D)

= 1,884253 ton/ m 3

D( D )

=

D( D )

= 0,369863

 f * ( s   t ) 1 * (2,8  1,884253) =  s * ( t   f ) 2,8 * (1,884253  1)

39

H 2 O( D )

= 3,415801

0 + 3,415801

= Gl ( B )

Gl ( B ) = Gl ( D )

= 3,4158 m 3 /hora

Gl ( B ) + H 2 O(1) + H 2 O( 2)

= Gl (C )

3,4158 + 6,27 + 2,0

=

Gl (C )

= 11,6858 m 3 /hora

Gl ( E )

= H 2 O(1) + H 2 O( 2) = 6,27 + 2,00

= 8,27 m 3 /hora

Gl ( E )

iii) Ecuaciones Caudales de Pulpa

Pulpa descarga molino

2,8*1 2,8*(1  0,79) 1*0,79

 t (B)

=

 t (B)

= 2,031930 ton/ m 3

Gt ( B )

= Gs ( B ) + Gl ( B ) = 12,9853 + 3,4158

Gt ( B )

= 16,4011 ton/hora

40

Qt ( B )

= 8,0717 m 3 /hora

Pulpa descarga trapiche

2,8*1 2,8*(1  0,31) 1*0,31

 t(F )

=

 t(F )

= 1,248884 ton/ m 3

Gt ( F )

= Gs ( F ) + Gl ( F ) = 0,9 + 2,0

Gt ( F )

= 2,90 ton/hora

Qt ( F )

= 2,3221 m 3 /hora

Pulpa alimentación hidrociclón

2,8*1 13,89 13,89 2,8*(1  )  1* 11, 69  13,89 11, 69  13,89

 t (C )

=

 t (C )

= 1,536278 ton/ m 3

Gt (C )

= Gl (C ) + Gs (C ) = 11,6858 + 13,8853

Gt (C )

= 25,5711 ton/hora

Qt (C )

= 16,6448 m 3 /hora

41

Pulpa descarga hidrociclón

2,8*1 2,8*(1  0,73) 1*0,73

 t (D)

=

 t (D)

= 1,884253 ton/ m 3

Gt ( D )

= Gl ( D ) + Gs ( D ) = 3,4158 + 9,2353

Gt ( D )

= 12,6511 ton/hora

Qt ( D )

= 6,7141 m 3 /hora

Pulpa rebalse hidrociclón

2,8*1 2,8*(1  0,36) 1*0,36

 t(E)

=

 t(E)

= 1,301115 ton/ m 3

Gt ( E )

= Gl ( E ) + Gs ( E ) = 8,27 + 4,65

Gt ( E )

= 12,9200 ton/hora

Qt ( E )

= 9,9299 m 3 /hora

42

Obtenidos estos valores podemos establecer un resumen del flujo de masa en la Unidad de Molienda – Clasificación.

Tabla2.14.- Resumen Balance Masa Unidad Molienda A(1)

B

C

D

E

F

GS (ton/hr)

3,75

12,99

13,89

9,24

4,65

0,90

C p (%)

100

79

54

73

36

31

H 2O (ton/hr)

-

3,42

11,69

3,42

8,27

2,00

3

-

8,07

16,64

6,71

9,93

2,32

Qt ( m

/hora)

2.10.3.- Unidad de Flotación

La Unidad de Flotación constituye la última etapa de procesamiento del mineral de la Planta de Concentradora Illapel, donde finalmente se obtiene como producto el concentrado de oro. 2.10.3.1- Diagrama de Flujo Unidad de Flotación

Figura 2.18.- Diagrama de Flujo Unidad de Flotación

43

2.10.3.2.- Descripción Operativa de la Unidad de Flotación

El circuito de flotación que actualmente está funcionando en la Planta Illapel tiene una configuración en contra-corriente, compuesto en total por 6 celdas, obteniendo un concentrado de cada celda, el cual es recirculado a la celda que le precede.

Con los datos de volumen de pulpa que nos entrega la Unidad de Molienda – Clasificación, y con el volumen útil de celda, podremos calcular el tiempo de flotación del mineral en beneficio. Datos operativos de la Planta

Caudal

= 9,93 m3 / hora

Volumen útiltotalbanco

= 6,12 m3

Con estos datos, se calcula el tiempo de flotación mediante la siguiente expresión:

Tiempoflotación

=

Tiempoflotación

=

Vcelda( m3 ) * 60 Vpulpa( m3 / hora )

min

6,12 9,93

= 36,97 Tiempoflotación

= 37 minutos

44

2.10.3.3.- Balance Metalúrgico

La Planta con esta disposición de equipos procesa 3.348 ton/mes, los ensayos de las muestras resultaron con una ley de cabeza de 3,2 gr/ton Au, obteniendo un concentrado de 91 gr/ton Au y un relave de 0,8 gr/ton Au. (ver Anexo Nº 7)

Con estos análisis podemos calcular un Balance Metalúrgico del material procesado. Se calcula la Razón de Concentración

R.C. 

91  0,8 3,2  0,8

R.C.

= 37,58

Se continúa con las toneladas de concentrado

3.348 (91  0,8)  C (3, 2  0,8) = 89,0820 ton/mes

C

Luego se determinan las toneladas de Relave

T  3.348  89,0820 = 3.258,9180 ton/mes

T

Finalmente se calcula la Recuperación

R

(3, 2  0,8)*91 *100 (91  0,8)*3, 2

45

= 75,67 %

R

A continuación se muestra un resumen del Balance Metalúrgico obtenido en la Planta Illapel. Tabla 2.15.- Resumen Balance Metalúrgico Línea Base ITEM

PESO (ton/mes)

LEY (gr/ton)

FINO (gr/mes)

DISTRIBUCIÓN (% mineral)

Alimentación

3.348

3,2

10.713,60

100

Concentrado

89,0820

91

8.106,46

75,67

Relaves

3.258,9180

0,8

2.607,13

24,33

46

2.10.4.- Análisis Económico

Se realizó un Análisis Económico Marginal de la Operación Actual de la Planta Illapel, considerando costos involucrados e ingresos por concepto de la comercialización del concentrado de oro, todo esto a una paridad cambiaria de 485 $/US$.

2.10.4.1.- Costos Operación de Planta

Los valores de costos generales han sido facilitados gentilmente por la administración R.M.C. Las Barrancas S.A., los cuales resultan en base a los costos reales con que operan en sus instalaciones en US$/ton procesada.

2.10.4.1.1.- Mano de Obra

El personal que trabaja en Planta Illapel, está distribuido de la siguiente forma: - 1 Operador Chancado - 2 Parrilleros - 1 Operador Molino - 1 Operador Flotación - 1 Tranquero - 1 Mecánico - 1 Ayudante Mecánico - 2 Operadores Equipos Carguío

Además se cuenta con un gerente y un administrador, en resumen el costo total por concepto de remuneraciones es de 7,93 US$/ton procesada.

47

2.10.4.1.2.- Energía Eléctrica

La energía eléctrica es abastecida por la empresa CONAFE, la administración indica que se tiene un costo de 5,90 US$/ton procesada. 2.10.4.1.3.- Combustibles y Lubricantes

El costo por concepto de petróleo y lubricantes corresponde a 2,40 US$/ton procesada, dicho costo involucra mayormente a equipos y equipos auxiliares de carga. 2.10.4.1.4.- Acero en Chancado

El costo de acero en chancado corresponde al cambio en corazas del chancador de mandíbulas, y que se realizan cada 20.000 toneladas, lo que se traduce en un costo de 0,60 US$/ton procesada, en tanto que el chancador de cono se renuevan las corazas por cada 30.000 toneladas, resultando un costo de 0,80 US$/ton procesada por lo que, se tiene un costo total en aceros de chancado de 1,40 US$/ton procesada. 2.10.4.1.5.- Acero en Molienda

La recarga de medios molturantes se realiza con 1.200 gr de bolas por cada tonelada, lo que se traduce en un consumo de medios moledores de 1,92 US$/ton procesada. El cambio de coraza de los molinos se realiza por cada 30.000 toneladas, lo que se traduce en un costo por consumo de corazas en los molinos de 0,75 US$/ton procesada. Por lo anteriormente expuesto se tiene un costo total en aceros de molienda de 2,67 US$/ton procesada.

48

2.10.4.1.6.- Costo en Revestimientos

Los revestimientos en bombas, ciclones y molinos (lifters) se realiza por cada 10.000 toneladas, lo que se traduce en un costo de 1,40 US$/ton procesada. 2.10.4.1.7.- Costo en Reactivos

El costo por consumo de reactivos de flotación es de 1,65 US$/ton procesada. 2.10.4.1.8.- Análisis de Muestras

El análisis de muestras en laboratorio se traduce en un costo de 0,35 US$/ton procesada. 2.10.4.1.9.- Arriendo de Equipos

El arriendo de equipos auxiliares de carga tiene un costo de 0,98 US$/ton procesada. 2.10.4.1.10.- Mantención y Reparación

La mantención eléctrica y reparación relacionada con equipos de operación de la Planta, corresponde a 0,77 US$/ton procesada. 2.10.4.1.11.- Movimiento Personal

El costo que involucra el traslado de personal se traduce en 0,35 US$/ton 2.10.4.1.12.- Gastos Administrativos Los gastos por concepto de administración corresponden a 1,25 US$/ton.

49

2.10.4.1.13.- Resumen Costos Planta

En la siguiente tabla se muestra un resumen de los costos operacionales de la Planta Illapel.

Tabla 2.16.- Resumen Costo Operacional Planta Illapel. ITEM

COSTO (US$/ton)

Remuneraciones

7,93

Energía Eléctrica

5,90

Combustible y Lubricantes

2,40

Aceros en Chancado

1,40

Acero en Molienda

2,67

Revestimientos

1,40

Reactivos

1,65

Análisis de Muestras

0,35

Arriendo de Equipos

0,98

Mantención y Reparación

0,77

Movimiento Personal

0,35

Gastos Administrativos

1,25

TOTAL

27,05

2.10.4.2.- Costo Mina

Planta Illapel posee 4 minas, llamadas El Morro, La Codiciada, La Colonia y Aventurera, ubicadas en los sectores de Farellón Sánchez y El Durazno, donde cada una produce del orden de 850 toneladas mensuales de mineral de oro de concentración.

La administración R.M.C. Las Barrancas gentilmente han facilitado el cálculo de costo promedio de sus faenas, para más detalles ver Anexo Nº 8.

50

- Producción

: 850

ton/mes

- Mano de Obra

: 7

personas

- Perforación y Tronadura

: 5,89

US$/ton

- Carguío y Transporte

: 2,62

US$/ton

- Administración Mina

: 2,54

US$/ton

Por lo que se tiene un costo operación mina de 11,05 US$/ton, en base a este valor se proyectarán los egresos relacionados con operación mina.

2.10.4.3.- Costo Transporte Con respecto al costo de flete Mina – Planta, su valor es de 4.000 $/ton, dentro de un radio de 40 kilómetros de la Planta Illapel y el costo flete Planta – Agencia es de 90.000 $/viaje, realizando un viaje por semana en un camión de 20 toneladas, lo que se traduce en un costo de 742 US$/mes. Lo anterior se traduce en un costo de 8,25 US$/ton a procesar que corresponde al Flete Mina – Planta y 0,22 US$/ton a procesar el Flete Planta – Agencia Ventanas.

51

2.10.4.4.- Resumen de Costos Totales

En la siguiente tabla se muestra el Costo Total involucrado en Operación Planta, Operación Mina y Transporte.

Tabla 2.17.- Resumen Costos Totales Costo

Ítem

US$/ton

Costo Planta

27,05

Costo Mina

11,05

Costo Transporte Mineral (Mina – Planta)

8,25

Costo Transporte Concentrado (Planta – Agencia Ventanas)

0,22

TOTAL

46,57

2.10.4.5.- Ingresos

Los ingresos por concentrado serán calculados en base a la Tarifa de Precios Enami, mes de junio-2009 (Anexo Nº 9), considerando la ley media que tienen las minas de R.M.C. Las Barrancas S.A., es decir, 3,0 gr/ton, además sólo se considerará el mineral de oro, omitiendo los aportes por subproducto de cobre y plata.

Parámetros para el cálculo de Importe:

- Producción

: 3.400 toneladas de mineral

- Ley de Cabeza

: 3,0 gr/ton Au

- Recuperación

: 78,67 %

- Razón de Concentración

: 37,58

- Ley de Concentrado

:

3,0 * 78,67,37,58 gr/ton Au 100

52

: 88,69 gr/ton Au - Producción de Concentrado

: 90,47 ton de concentrado de Au

Ingreso por tonelada de concentrado de Au

Base 40 gr/ton Au

: 939,3386 US$/ton

Escala 1 gr/ton Au

:

Escala 1 % Cu

: no se considera

Escala 1 gr/ton Ag

: no se considera

Ingreso por tonelada

: 2.222,7997 US$/ton

Ingreso Mensual Concentrado

26,3585 US$/ton – 1 gr/ton

: 201.105 US$/mes

2.10.4.6.- Margen Operacional

Con los antecedentes de Costos e Ingresos se calcula un Margen Operacional actual, en base a los precios de Tarifa Enami, mes de junio 2009.

Ingresos = US$ 201.105

Costos = 27,05*3400 + 11,05 *3400 + 8,25*3400 + 0,22*3400 = US$ 158.338

Por lo que, el Margen Operacional es de: Margen Operacional = 201.105 – 158.338 Margen Operacional = US$ 42.767

53

III.- ESTUDIO DE AUMENTO DE CAPACIDAD DE PROCESAMIENTO DE LA PLANTA ILLAPEL 3.1.- Antecedentes Generales

En las instalaciones de la Planta Illapel existen dos Molinos de Bolas sin instalar junto con la infraestructura de alimentación, los que pueden ser puestos en marcha realizando una inversión menor, lo anterior permitirá contar con dos Unidades de Molienda de mayor capacidad al reemplazar los Trapiches con que actualmente opera la Planta.

Con la habilitación de los Molinos de Bolas se podrá contar con dos circuitos de molienda, en circuito cerrado directo, cada uno con un clasificador, con esto la Unidad de Molienda quedará constituida con un total de tres circuitos de Molinos de Bolas.

En tanto que la Unidad de Flotación también presenta bancos de celdas sin habilitar, debido a que el volumen con que se opera actualmente no amerita el funcionamiento de la totalidad de los bancos de celdas de flotación disponibles en la Planta.

3.2.- Abastecimiento

La Planta Illapel tiene el abastecimiento con minas propias, ahora con el aumento de capacidad de procesamiento se podrá cubrir en el futuro el abastecimiento por parte de Productores del la Zona de Illapel, los cuales se encuentran distribuidos en los Distritos Mineros, Chillán, Chupalla, El Durazno, Farellón Sánchez y Farellón Vásquez, distantes a unos 40 kilómetros de la Planta Illapel. Sin embargo también se pueden mencionar otros distritos más distantes,

54

tales como, El Romero, Plan de Hornos, que constituyen sectores de considerable valor en recursos geológicos en cobre y oro.

3.3.- Caracterización del Mineral

El mineral a procesar tiene semejantes características mineralógicas al que se está concentrando en la actualidad, dicha semejanza se debe a la geología en la zona de Illapel.

A continuación se presentan algunas consideraciones generales sobre las características mineralógicas de las menas auríferas de la zona: o Asociado a ganga silícea o cuarzosa, se encuentra formando filones o vetas; en la cual su asociación original fue con sulfuros de fierro, formación típica de la parte superior de los yacimientos de oro existentes en la zona de Illapel. o Asociado a pirita, arsenopirita y pirrotina constituye el segundo tipo de mena de oro en el sector de Illapel.

3.4.- Análisis de la Operación Línea Base

Con el análisis será posible obtener algunas conclusiones con el fin de generar oportunidades de mejora en el proceso. Para establecer una metodología en el desarrollo del análisis de las operaciones, se aplicará el siguiente criterio: o Identificación de Parámetro o Oportunidad de Mejora

55

De esta forma con la identificación del parámetro en la operación se pretende respaldar una posible mejora del proceso.

3.4.1- Chancado

3.4.1a.- Identificación de Parámetros en el Proceso de Chancado

En base a la descripción operativa de la Unidad de Chancado, observamos que la primera etapa de conminución nos entrega un producto con una granulometría de un 75 % menor a 5/16 “, (Tabla 2.9). Este producto a su vez constituye la alimentación para la siguiente y última etapa de conminución, por lo que, sería conveniente que la Unidad de Chancado entregue un producto con una granulometría inferior a la que actualmente genera.

3.4.1b.- Oportunidad de Mejora en el Proceso de Chancado

Considerando las características del Chancador de Cono, podemos ajustar el setting de salida del chancador a ¼” y de esta manera conseguir el objetivo de entregar un producto de menor granulometría, favoreciendo la etapa posterior en capacidad de procesamiento.

En efecto, si aplicamos el criterio de Bond [2], podemos visualizar a priori la ventaja de entregar menor tamaño granulométrico a la Unidad de Molienda, para eso calcularemos una capacidad teórica si entregamos una granulometría del 80 % bajo ¼”.

56

Tenemos la siguiente información:

Wi

= 14,48 Kwh/tc

F80

= 6.350 μm

P80

=

Potencia motor

= 125 Hp

Disponibil idad mecánica

=

105 μm

90 %

Bond nos entrega la siguiente expresión de consumo específico en función del índice de trabajo de laboratorio, para llevar una partícula de F80  P80 :

  kwh / tc  W  10 * Wi ( corregido) *  1  1 P80 F80  

Y la capacidad en función del consumo está dada por la siguiente ecuación:

hpmotor * 1 * %disponibilidad 1,341 ton / hora C W *1,102

En primer lugar calculamos el Wi (corregido) , que resulta de la multiplicación del Índice de Trabajo de laboratorio por los factores según corresponda:

f3

8 =  D  

0 , 2 

8 =  5

0 , 2 

= 1,09

57

f4

f4 f4

 F  F0   RR80  (Wi  7) *  80 F0   = ; donde F0  4000 * 13 Wi RR80

 6350  4000 * 13    14 , 48 6350  (14,48  7) *   105   4000 * 13 14,48   = 6350 105 = 1,08

Entonces,

Wi (corregido)

= 14,48*1,09*1,08

Wi (corregido)

= 17,05 Kwh/tc

Con estos resultados calculará el consumo específico en función del Índice de Trabajo obtenido en laboratorio:

W

kwh/ tc   1 = 10 *17,05 *  1  105 6350  

W

= 14,50 Kwh/tc

Ahora se calcula la capacidad del molino, con la expresión anteriormente señalada:

C

125 * 1 * 0,9 1,341 ton / hora = 14,50 *1,102

C

= 5,25 ton/hora

58

Se puede apreciar el aumento de capacidad que se produce cuando la alimentación a la molienda tiene menor granulometría, objetivo que se busca en la etapa de chancado al disminuir el setting del chancador de cono. Además, el chancador de cono ajustado con una abertura de salida en ¼”, y al observar la curva granulométrica estándar (Anexo Nº 10), señala que un 100 % del material está bajo ½”, por lo que el producto del chancador de cono no generará rechazo en el harnero vibratorio, en consecuencia debiera eliminarse la carga circulante generada con el harnero vibratorio y el chancador de cono, con esto se suprime carga innecesaria al harnero vibratorio.

3.4.2.- Molienda

3.4.2a.- Identificación de Parámetros en el Proceso de Molienda

Con los resultados granulométricos de laboratorio se pudo elaborar un análisis de eficiencia de molienda (Anexo Nº 11), donde apreciamos buenos resultados sobre la malla #14 (serie Tyler), sin embargo, la eficiencia disminuye sustancialmente a tamaños menores. En la planta se ocupa un criterio de distribución de bolas como se muestra en la Tabla 2.11.-

59

3.4.2b.- Oportunidad de Mejora del Proceso de Molienda

De acuerdo a los resultados obtenidos en eficiencia de molienda se propone cambiar la distribución de la carga de bolas, empleando el siguiente criterio:

Tabla 3.1.- Distribución de Carga de Bolas Propuesta Tamaño

Porcentaje

3”

55 %

2,5”

20 %

2”

15 %

1,5”

10 %

La ventaja de aumentar el porcentaje de bolas de menor tamaño se sustenta en que se produce un aumento de superficie de contacto expuesto para el mineral.

3.4.3.- Clasificación

3.4.3a.- Identificación Parámetros en el Proceso de Clasificación

Con los análisis de laboratorio se pudo determinar el tamaño de corte D50c del hidrociclón (Anexo Nº 12), arrojando un valor de 100,82 micrones, además, considerando el balance metalúrgico realizado, podemos establecer una relación entre tamaño de corte y recuperación metalúrgica.

60

3.4.3b.- Oportunidad de Mejora en el Proceso de Clasificación

Con los resultados en el Balance de Masa, datos de operación del hidrociclón y tamaño de corte D50c , podemos utilizar el modelo matemático de Lynch-Rao [3], para predecir el tamaño de corte cuando se modifican parámetros de operación en el hidrociclón, todo esto, con el objetivo de lograr un menor tamaño de corte, que permita tener mayor liberación de la especie y en consecuencia mejorar la recuperación metalúrgica. A continuación se muestra el modelo matemático Lynch-Rao con sus variables: ln( D50c )  C0  C1 * (Vortex )  C2 * ( Apex )  C3 * ( P)  C4 * ( H 2Orebalse)

Donde:

D50c

= Tamaño de partícula que presenta 50% de posibilidades de ir a descarga o rebalse en un hidrociclón.

C0 ...C4

= Constantes empíricas

Vortex

= Tamaño del vortex en pulgadas

Apex

= Tamaño apex en pulgadas

P

= Presión en psi

H2Orebalse

= Toneladas por hora de agua en rebalse hidrociclón

En primer lugar se determina la constante C0 , ingresando los datos operacionales de la Planta y las constantes empíricas proporcionadas por el modelo matemático, las cuales se detalla a continuación:

D50c

= 100,82 micrones

Vortex

= 3,5”

61

Apex

= 1¾”

P

= 10 psi

H 2Orebalse

= 8,27 ton/hora

C1

= 1

C2

= 1

C3

= 1 10,7

C4

= 1

ln(100,82)  C0  1

2,6

* (3,5)  1

3,5

2,6

3,5

52

* (1,75)  1 * (10)  1 * (8,27) 10,7 52

C0  2,9916

Con la constante C0 determinada podemos variar los demás parámetros de operación del hidrociclón, y el modelo matemático nos proyectará un valor predictivo de tamaño de corte D50c .

Se sabe que el aumento en el diámetro de descarga del hidrociclón producirá un tamaño menor de corte, por esta razón modificaremos este parámetro, para predecir el D50c que nos arrojaría el hidrociclón, proponiendo configurar el Apex en 2” y mantener todos los demás parámetros constantes.

ln(D50c )  2,9916  1 * (3,5)  1 * (2)  1 * (10)  1 * (8,27) 2,6 3,5 10,7 52

62

Con esa modificación el modelo matemático nos predice un tamaño de corte de: = 93,86 micrones

D50c

Al reducir el tamaño de corte enviaremos a flotación un producto con mayor liberación de la especie mineralógica, que en teoría mejoraría la recuperación metalúrgica.

3.5.- Aumento de Capacidad Propuesto

Para el Aumento de Capacidad propuesto se empleará el siguiente criterio de desarrollo: o Disponibilidad de Equipos en las Instalaciones y Análisis de Capacidades o Balance de Masa Operacional o Parámetros de Operación Con el Aumento de Capacidad Propuesto

3.5.1.- Disponibilidad de Equipos en las Instalaciones y Análisis de Capacidades

3.5.1.1.- Unidad de Chancado

En la Unidad de Chancado se cuenta con 6 Silos, con dimensiones de 3 metros de diámetro y 4,8 metros de altura, lo que se traduce en una capacidad de 25 ton cada uno, de los cuales sólo están 3 en operación.

63

3.5.1.2.- Unidad de Molienda – Clasificación

En las instalaciones para la Unidad de Molienda se tienen 3 Molinos de Bolas con las características según catálogo del fabricante se detallan en la siguiente tabla.

Tabla 3.2.- Resumen Molinos disponibles en Instalaciones de la Planta DESCRIPCIÓN

MOLINO CHINO

MOLINO DENVER

MOLINO CHINO

4x6

4x5

5 x 10

50

50

125

Ruedas Goma

Piñón/Corona

Piñón/Corona

Dimensiones (pies) Potencia (Hp) Transmisión

Para el análisis de capacidades de los molinos emplearemos el criterio de Bond. Para la capacidad Molino de Bolas 4’x6’, tenemos la siguiente información:

Wi

= 14,48 Kwh/tc

F80

= 6.350 μm

P80

=

105 μm

Potencia motor

=

50 Hp

Disponibil idad mecánica

=

90 %

Bond nos entrega la siguiente expresión de consumo específico en función del índice de trabajo de laboratorio, para llevar una partícula de F80  P80 :

  kwh / tc  W  10 * Wi ( corregido) *  1  1 P80 F80  

64

Y la capacidad en función del consumo está dada por la siguiente ecuación:

hpmotor * 1 * %disponibilidad 1,341 ton / hora C W *1,102

En primer lugar calculamos el Wi (corregido) , que resulta de la multiplicación del Índice de Trabajo de laboratorio por los factores según corresponda:

f3

f4

f4 f4

8 =  D

0 , 2 

0 , 2 

8 =  4

= 1,15

 F  F0   RR80  (Wi  7) *  80 F0   = ; donde F0  4000 * 13 Wi RR80

 6350  4000 * 13    14 , 48 6350  (14,48  7) *   105   4000 * 13 14,48   = 6350 105 = 1,08

Entonces,

Wi (corregido)

= 14,48*1,15*1,08

Wi (corregido)

= 17,98 Kwh/tc

Con estos resultados estamos en condiciones para calcular el consumo específico en función del Índice de Trabajo obtenido en laboratorio, arrojando el siguiente valor:

65

W

kwh/ tc   1 = 10 *17,98 *  1  105 6350  

W

= 15,29 Kwh/tc

Con el consumo específico calculado, estamos en condiciones de obtener la capacidad con la expresión antes señalada:

C

50 * 1 * 0,9 1,341 = ton / hora 15,29 *1,102

C

= 1,99 ton/hora

Análogamente para el molino de 4’x6’, con la siguiente información:

Wi

= 14,48 Kwh/tc

F80

= 6.350 μm

P80

=

105 μm

Potencia motor

=

50 Hp

Disponibil idad mecánica

=

90 %

C

50 * 1 * 0,9 1,341 = ton / hora 15,29 *1,102

C

= 1,99 ton/hora

Y finalmente para el Molino de 5’ x 10’, con la siguiente información:

Wi

= 14,48 Kwh/tc

F80

= 6.350 μm

P80

=

105 μm

66

Potencia motor

=

125 Hp

Disponibil idad mecánica

=

90 %

C

125 * 1 * 0,9 1,341 = ton / hora 14,50 * 1,102

C

= 5,25 ton/hora

Con el resultado del análisis de capacidades de los Molinos de Bolas, se muestra un resumen en la siguiente tabla.

Tabla3.3.- Resumen Capacidades de Molinos de Bolas disponibles DESCRIPCIÓN

MOLINO CHINO

MOLINO DENVER

MOLINO CHINO

Dimensiones (pies)

4x6

4x5

5 x 10

Capacidad (ton/hora)

1,99

1,99

5,25

50

50

125

Ruedas Goma

Piñón/Corona

Piñón/Corona

Potencia (Hp) Transmisión

Además se cuentan con 3 hidrociclones Krebs y una bomba Galligher, las características según catálogo del fabricante se detallan a continuación en la siguiente tabla.

Tabla 3.4.- Resumen Capacidades Equipos Clasificadores y Bomba disponibles CAPACIDAD

TIPO

DIMENSIONES

CANTIDAD

D-6B

6 pulgadas de diámetro

2

D-10B Bomba Galigher

10 pulgadas de diámetro

1

23m3 /hora 45m3 /hora

2 x 2½

1

65m3 /hora

Catálogo

67

3.5.1.3.- Unidad de Flotación

En la Unidad de Flotación se disponen de 3 bancos Denver, totalizando un número de 16 celdas, a continuación se detallan las características según catálogo del fabricante en la siguiente tabla.

Tabla 3.5.- Resumen Bancos de Flotación disponibles BANCO Nº 1

BANCO Nº 2

BANCO Nº 3

Tamaño

42x42

36x36

28x28

Volumen efectivo (m³)

3,41

2,71

4,08

Nº Celdas

3

3

10

Potencia motor (hp)

10

10

5,5

3.5.2.- Balance de Masa Operacional

Con el Balance de Masa se calcularán las cantidades de flujos involucradas en el sistema de cada circuito de Molienda – Clasificación, lo que permitirá evaluar los equipos disponibles para la Clasificación y Flotación, además será la base referencial para los Parámetros Operativos del aumento propuesto.

3.5.2.1.- Balance Másico Circuito Molienda – Clasificación Nº 1

El circuito Nº 1 de molienda - clasificación está dispuesto como muestra a continuación la figura 3.1.-, donde además de observar su configuración, podemos apreciar la nomenclatura que se ha definido.

68

Figura 3.1.- Esquema Circuito Molienda – Clasificación Nº 1

Datos de Operación:

A1

= 1,67 ton/hora

% sólidos Descarga Molino

= 79 %

% sólidos Rebalse Hidrociclón

= 33 %

Carga Circulante

= 350 %

Ecuaciones en Sólidos

GSD1

C.C.

=

GSD1

= C.C.* GSA1

GSA1

69

= 3,5*1,67

GSD1

= 5,845 ton/hora

GSB1

= GSA1  GSD1

GSB1

= 1,67 + 5,845

GSB1

= 7,515 ton/hora

GSB1

= GSC1

GSC1

= 7,515 ton/hora

GSA1

= GSE1

GSE1

= 1,67 ton/hora

Ecuaciones en Líquidos

GLB1

 1  = GSB1 *   1  %Cp   1  = 7,515 *   1  0,79 

GLB1

= 1,997 ton/hora

GLB1

= GLD1

GLD1

= 1,997 ton/hora

70

GLE1

 1  = GSE1 *   1  %Cp   1  = 1,67 *   1  0,33 

GLE1

= 3,390 ton/hora

GLC1

= GLE1  GLD1 = 3,39 + 1,997

GLC1

= 5,39 ton/hora

Agua Caja de Bomba

GLB1  H2O(1)

= GLC1

H2O(1)

= 5,39 - 1,997

H2O(1)

= 3,39 ton/hora

Ecuaciones en Pulpas

GTB1

= GSB1  GLB1 = 7,515 + 1,997

GTB1

= 9,512 ton/hora

t

=

S * L

 S * 1  %Cp    L * %Cp 2,8 *1 2,8 * 1  0,79   1* 0,79

 tB

=

 tB

= 2,0319 ton/ m3

1

1

71

9,512 2,0319

QTB1

=

QTB1

= 4,681 m3 /hora

GTC1

= GSC1  GLC1 =7,515 + 5,39 = 12,905 ton/hora

GTC1

 tC

1

=

2,8 *1 7,515 7,515   2,8 * 1   1*  7,515  5,39  7,515  5,39 

 tC

= 1,5984 ton/ m3

QTC1

=

QTC1

= 8,074 m3 /hora

GTD1

= GSD1  GLD1

1

12,905 1,5984

=5,845 + 1,997 = 7,842 ton/hora

GTD1

 tD

1

=

2,8 *1 5,845 5,845   2,8 * 1   1*  5,845  1,997  5,845  1,997 

 tD

= 1,9310 ton/ m3

QTD1

=

QTD1

= 4,061 m3 /hora

GTE1

= GSE1  GLE1

1

7,842 1,9310

72

=1,67 + 3,390

GTE1

= 5,06 ton/hora

 tE

=

 tE

= 1,2692 ton/ m3

QTE1

=

QTE1

= 3,986 m3 /hora

1

1

2,8 *1 2,8 * 1  0,33   1* 0,33

5,06 1,2692

Una vez terminado el cálculo del Balance de Masa en los puntos definidos, se muestra una tabla con el siguiente resumen. Tabla 3.6.- Resumen Balance Masa Circuito Nº 1 Molienda – Clasificación

A1

B1

C1

D1

E1

GS (ton/hora)

1,67

7,52

7,52

5,85

1,67

C p (%)

100

79

58

75

33

H 2O (ton/hr)

-

1,99

5,39

1,99

3,39

3

-

4,68

8,07

4,06

3,99

Qt ( m

/hora)

73

3.5.2.2.- Balance Másico Circuito Molienda – Clasificación Nº 2 Continuamos con el circuito Nº 2 de molienda – clasificación, el cual, está dispuesto como muestra más abajo la figura 3.2.-, donde además de observar su configuración, podemos apreciar la nomenclatura que se ha definido.

Figura 3.2.- Esquema Circuito Molienda – Clasificación Nº 2

Datos de Operación:

A2

= 1,67 ton/hora

% sólidos Descarga Molino

= 79 %

% sólidos Rebalse Hidrociclón

= 33 %

Carga Circulante

= 350 %

74

Ecuaciones en Sólidos

GSD2

C.C.

=

GSD2

= C.C.* GSA2

GSA2

= 3,5*1,67

GSD2

= 5,845 ton/hora

GSB2

= GSA2  GSD2

GSB2

= 1,67 + 5,845

GSB2

= 7,515 ton/hora

GSB2

= GSC2

GSC2

= 7,515 ton/hora

GSA2

= GSE2

GSE2

= 1,67 ton/hora

Ecuaciones en Líquidos

GLB2

 1   1 = GSB2 *   %Cp   1  = 7,515 *   1  0,79 

75

GLB2

= 1,997 ton/hora

GLB2

= GLD2

GLD2

= 1,997 ton/hora

GLE2

 1  = GSE2 *   1  %Cp 

 1  = 1,67 *   1  0,33 

GLE2

= 3,390 ton/hora

GLC2

= GLE2  GLD2 = 3,39 + 1,997

GLC2

= 5,39 ton/hora

Agua Caja de Bomba

GLB2  H2O(2)

= GLC2

H2O(2)

= 5,39 - 1,997

H2O(2)

= 3,39 ton/hora

Ecuaciones en Pulpas

GTB2

= GSB2  GLB2 = 7,515 + 1,997

GTB2

= 9,512 ton/hora

76

t

=

S * L

 S * 1  %Cp    L * %Cp 2,8 *1 2,8 * 1  0,79   1* 0,79

 tB

=

 tB

= 2,0319 ton/ m3

QTB2

=

QTB2

= 4,681 m3 /hora

GTC2

= GSC2  GLC2

2

2

9,512 2,0319

=7,515 + 5,39 = 12,905 ton/hora

GTC2

 tC

2

=

2,8 *1 7,515 7,515   2,8 * 1   1*  7,515  5,39  7,515  5,39 

 tC

= 1,5984 ton/ m3

QTC2

=

QTC2

= 8,074 m3 /hora

GTD2

= GSD2  GLD2

2

12,905 1,5984

=5,845 + 1,997

GTD2

 tD

2

 tD

2

= 7,842 ton/hora =

2,8 *1 5,845 5,845   2,8 * 1   1*  5,845  1,997  5,845  1,997  = 1,9310 ton/ m3

77

7,842 1,9310

QTD2

=

QTD2

= 4,061 m3 /hora

GTE2

= GSE2  GLE2 =1,67 + 3,390

GTE2

= 5,06 ton/hora

 tE

2

=

 tE

2

2,8 *1 2,8 * 1  0,33   1* 0,33

= 1,2692 ton/ m3

5,06 1,2692

QTE2

=

QTE2

= 3,986 m3 /hora

A continuación se expone el resumen de cálculo del Balance de Masa en los distintos puntos definidos. Tabla 3.7.- Resumen Balance Masa Circuito Nº 2 Molienda – Clasificación A2

B2

C2

D2

E2

GS (ton/hora)

1,67

7,52

7,52

5,85

1,67

C p (%)

100

79

58

75

33

H 2O (ton/hr)

-

1,99

5,39

1,99

3,39

Qt ( m 3 /hora)

-

4,68

8,07

4,06

3,99

78

3.5.2.3.- Balance Másico Circuito Molienda – Clasificación Nº 3 Finalmente realizamos el Balance de Masa del circuito Nº 3 de molienda – clasificación, y como muestra más abajo la figura 3.3 la configuración y nomenclatura que se ha definido.

Figura 3.3.- Esquema Circuito Molienda – Clasificación Nº 3

79

Datos de Operación:

A3

= 3,96 ton/hora

% sólidos Descarga Molino

= 79 %

% sólidos Rebalse Hidrociclón

= 33 %

Carga Circulante

= 350 %

Ecuaciones en Sólidos

GSD3

C.C.

=

GSD3

= C.C.* GSA3

GSA3

= 3,5*3,96

GSD3

= 13,86 ton/hora

GSB3

= GSA3  GSD3

GSB2

= 3,96 + 13,86

GSB3

= 17,82 ton/hora

GSB3

= GSC3

GSC3

= 17,82 ton/hora

GSA3

= GSE3

GSE3

= 3,96 ton/hora

80

Ecuaciones en Líquidos

GLB3

 1  = GSB3 *   1  %Cp   1  = 17,82 *   1  0,79 

GLB3

= 4,736 ton/hora

GLB3

= GLD3

GLD3

= 4,736 ton/hora

GLE3

 1  = GSE3 *   1  %Cp   1  = 3,96 *   1  0,33 

GLE3

= 8,04 ton/hora

GLC3

= GLE3  GLD3 = 8,04  4,736

GLC3

= 12,78 ton/hora

Agua Caja de Bomba

GLB3  H2O(3)

= GLC3

H2O(3)

= 12,78 - 4,736

81

= 8,04 ton/hora

H2O(3)

Ecuaciones en Pulpas = GSB3  GLB3

GTB3

= 17,82 + 4,736

GTB3

= 22,556 ton/hora

t

=

S * L

 S * 1  %Cp    L * %Cp 2,8 *1 2,8 * 1  0,79   1* 0,79

 tB

=

 tB

= 2,0319 ton/ m3

QTB3

=

QTB3

= 11,101 m3 /hora

GTC3

= GSC3  GLC3

3

3

22,556 2,0319

=17,82 + 12,78

GTC3

 tC

3

= 30,60 ton/hora =

2,8 *1 17,82 17,82   2,8 * 1   1*  17,82  12,78  17,82  12,78 

 tC

= 1,5984 ton/ m3

QTC3

=

QTC3

= 19,144 m3 /hora

3

30,60 1,5984

82

= GSD3  GLD3

GTD3

=13,86 + 4,736 = 18,596 ton/hora

GTD3

 tD

3

=

2,8 *1 5,845 5,845   2,8 * 1   1*  5,845  1,997  5,845  1,997 

 tD

= 1,9310 ton/ m3

QTD3

=

QTD3

= 9,630 m3 /hora

GTE3

= GSE3  GLE3

3

18,596 1,9310

=3,96 + 8,04

GTE3

= 12,000 ton/hora

 tE

3

=

 tE

3

2,8 *1 2,8 * 1  0,33   1* 0,33

= 1,2692 ton/ m3

12,000 1,2692

QTE3

=

QTE3

= 9,454 m3 /hora

83

A continuación un resumen del respectivo circuito de molienda, donde se muestra el Balance de Masa en los puntos definidos. Tabla 3.8.- Resumen Balance Masa Circuito Nº 3 Molienda – Clasificación A3

B3

C3

D3

E3

GS (ton/hora)

3,96

17,82

17,82

13,86

3,96

C p (%)

100

79

58

75

33

H 2O (ton/hr)

-

4,74

12,78

4,74

8,04

3

-

11,10

19,14

9,63

9,45

Qt ( m

/hora)

3.5.2.4.- Resumen General de Flujos de la Unidad de Molienda – Clasificación Propuesta La Unidad de Molienda – Clasificación quedará constituida por tres circuitos cerrados – directos, lo que permitirá procesar el orden de 5.000 toneladas mensuales, a continuación se muestra un Resumen General de Flujos. Tabla 3.9.- Resumen General de Flujos Unidad de Molienda – Clasificación Propuesta Alimentación (ton/hora)

Descarga Molino ( m3 / hora )

Descarga Hidrociclón ( m3 / hora )

Alimentación Hidrociclón ( m3 / hora )

Rebalse Hidrociclón ( m3 / hora )

Circuito Nº 1

1,67

4,68

8,07

4,06

3,99

Circuito Nº 2

1,67

4,68

8,07

4,06

3,99

Circuito Nº 3

3,96

11,10

19,14

9,63

9,45

TOTAL

7,3

20,46

35,28

17,75

17,43

Con los flujos resultantes, es posible implementar los equipos disponibles en las instalaciones, los cuales operarían de forma holgada.

84

3.5.3.- Parámetros de Operación en el Aumento de Capacidad Propuesto

3.5.3.1.- Unidad de Molienda – Clasificación con la Infraestructura a implementar

La nueva configuración de la Unidad de Molienda de la Planta, quedará constituida por tres Molinos de Bolas, dispuestos en circuito cerrado – directo, con los hidrociclones. Esta nueva configuración permitirá aumentar sustancialmente el procesamiento del mineral, dicha disposición se muestra en la siguiente figura.

Figura 3.4.- Diagrama de Flujo Molienda – Clasificación

85

3.5.3.1.1.- Descripción Cualitativa del Flujo

Con la puesta en marcha de los tres circuitos de molienda, el flujo del material tiene el siguiente recorrido:

i)

El

mineral

proveniente

de

la

Unidad

de

Chancado,

cuya

granulometría es 80 % inferior a ¼” es depositado en los silos. ii)

Las correas transportadoras CT-7, CT-8 y CT-9 alimentan a los molinos 1,2 y 3 respectivamente,

iii)

El mineral es sometido a molienda para descargar por rebalse en la caja de bomba de cada molino.

iv)

En la caja de bomba del molino, la pulpa es impulsada mediante una bomba

hacia el hidrociclón, el cual, ejecutará la clasificación,

resultando una fracción a la descarga para ingresar nuevamente al molino y otra fracción al rebalse para el proceso de recuperación por flotación.

3.5.3.1.2.- Descripción Operativa del Proceso de Molienda – Clasificación

3.5.3.1.2a.- Molienda en el Aumento Propuesto

A los Molinos de Bolas, se les debe calcular un tamaño máximo de bola y una Carga Balanceada, para ello se empleará el criterio de Bond. En relación a la velocidad crítica y llenado de bolas funcionarán a un 80% y 40 %, respectivamente, y la distribución de la carga balanceada de bolas será

el

propuesto en el análisis de oportunidad de mejora (sección 3.4.2b).

La ecuación que propone Bond para el tamaño máximo de bolas es la siguiente:

86

 s * Wi F  B   80  * 3 Vcrítica * D  350 

La ecuación para la carga de bolas es la siguiente:

C arg abolas 

i)

 * D2 4

* L * Vp * bolas

Molino 4’ x 6’

Datos:

F80

= 6350 μm

Wi

= 14,48 Kwh/tc

Vcrítica

= 80 %

D

= 4 pies

L

= 6 pies

Vp

= 40 % llenado

bolas

= 280 lb / pie 3

s

= 2,8 gr/cc

Tamaño máximo de bola B

 6350  3 2,8 *14,48 =  * 80 * 4  350 

B

= 2,7 ≈ 3 pulgadas

87

Carga de bolas

 * 42

C arg abolas

=

C arg abolas

= 3,8 tm

4

* 6 * 0,4 * 280 *

1 1 * 2000 1,102

Empleando la distribución de Carga de Bolas propuesta en el punto Oportunidad de Mejora (3.4.2b), se muestran los resultados en la siguiente tabla de Carga Balanceada de Bolas. Tabla 3.10.- Carga Balanceada de Bolas del Molino 4’x6’ Carga

Tamaño

% Distribución

3”

55 %

2,09

2,5”

20 %

0,76

2”

15 %

0,57

1,5”

10 %

0,38

TOTAL

ii)

tm

3,8

Molino 4’ x 5’

Datos:

F80

= 6350 μm

Wi

= 14,48 Kwh/tc

Vcrítica

= 80 %

D

= 4 pies

L

= 5 pies

Vp

= 40 % llenado

88

bolas

= 280 lb / pie 3

s

= 2,8 gr/cc

Tamaño máximo de bola B

 6350  3 2,8 *14,48 =  * 80 * 4  350 

B

= 2,7 ≈ 3 pulgadas

Carga de bolas

 * 42

C arg abolas

=

C arg abolas

= 3,2 tm

4

* 5 * 0,4 * 280 *

1 1 * 2000 1,102

Empleando la distribución de Carga de Bolas propuesta en el punto Oportunidad de Mejora (3.4.2b), se muestran los resultados en la siguiente tabla de Carga Balanceada de Bolas. Tabla 3.11.- Carga Balanceada de Bolas del Molino 4’x5’ Carga

Tamaño

% Distribución

3”

55 %

1,76

2,5”

20 %

0,64

2”

15 %

0,48

1,5”

10 %

0,32

TOTAL

tm

3,2

89

ii)

Molino 5’ x 10’

Datos:

F80

= 6350 μm

Wi

= 14,48 Kwh/tc

Vcrítica

= 80 %

D

= 5 pies

L

= 10 pies

Vp

= 40 % llenado

bolas

= 280 lb / pie 3

s

= 2,8 gr/cc

Tamaño máximo de bola

B

 6350  3 2,8 *14,48 =  * 80 * 4  350 

B

= 2,7 ≈ 3 pulgadas

Carga de bolas

 * 52

C arg abolas

=

C arg abolas

= 9,9 tm

4

* 10 * 0,4 * 280 *

1 1 * 2000 1,102

Empleando la distribución de Carga de Bolas propuesta en el punto Oportunidad de Mejora (3.4.2b), se muestran los resultados en la siguiente tabla de Carga Balanceada de Bolas.

90

Tabla 3.12.- Carga Balanceada de Bolas del Molino 5’x10’ Carga

Tamaño

% Distribución

3”

55 %

5.45

2,5”

20 %

1,98

2”

15 %

1,48

1,5”

10 %

0,99

TOTAL

tm

9,9

3.5.3.1.2b.- Clasificación en el Aumento Propuesto

La clasificación se realizará con un hidrociclón de diámetro 10 pulgadas que estará en circuito cerrado con el molino de 5’ x 10’ y dos hidrociclones de diámetro 6 pulgadas que estarán en circuito cerrado con los molinos de 4’ x 5’ y 4’ x 6’, respectivamente, dicha disposición se muestra en la figura 3.4.-

Los parámetros de operación estarán dados de la siguiente forma; el hidrociclón de 10 pulgadas estará configurado según los parámetros establecidos en las oportunidades de mejora señaladas en el análisis operacional, sección 3.4.3b.-, en tanto, que los hidrociclones de 6 pulgadas estarán configurados según criterio Krebs, donde, los parámetros a establecer quedarán como se muestra a continuación.

Krebs propone las siguientes expresiones para configurar los hidrociclones: Vortex  0,4 * Dc

Apex  0,5 *Vortex

91

Donde Dc corresponde al diámetro del hidrociclón, por lo que el hidrociclón resultará configurado con un Vortex de 2,5” y un Apex de 1,25” y una presión de operación estándar de catálogo para hidrociclones Krebs modelo D-6B de 8 psi.

Con respecto a las bombas de los hidrociclones, se tienen los siguientes datos de operación en rangos:

Flujo a bombear

= 4 – 10 m3 / hora

Altura geométrica

= 3,5 metros

Diámetro Cañería

= 2”

Largo Cañería recta

= 8,0 metros

Accesorios

= 1 codo con R = 0,5 metros

Densidad de Pulpa

= 1,59

Con estos datos de operación se obtiene Hm = 12 metros, que es equivalente a 40 pies, según catálogo Galigher satisface las necesidades una bomba 2 x 2½ a 900 rpm y con un motor de 15 hp

92

3.5.3.2.- Unidad de Flotación en el Aumento Propuesto

Con un aumento en la capacidad de molienda, consecuentemente se incrementa la cantidad de volumen de pulpa, por lo que amerita el funcionamiento de los tres bancos del circuito de flotación que dispone la Planta.

Figura 3.5.- Diagrama de Flujo Unidad de Flotación

3.5.3.2.1.- Descripción Operativa del Proceso Flotación

Con los tres bancos de celdas en funcionamiento, el volumen de celda total aumenta a 10,20 m3 , el cual es suficiente para flotar por más de 30 minutos la pulpa que proviene de la Unidad de Molienda – Clasificación. Los cálculos de Balance de Masa en Molienda – Clasificación entregaron un volumen total de pulpa de 17,43 m3 /hora y el volumen de celda disponible es de 10,20 m3 , con lo que

se calcula el tiempo de flotación por la siguiente

expresión: Tiempoflotación

=

Vcelda( m3 ) * 60 Vpulpa( m3 / hora )

min

93

=

Tiempoflotación

10,20 17,43

= 35,11 = 35,11 minutos

Tiempoflotación

3.5.3.2.2.- Balance Metalúrgico en el Aumento Propuesto

Como una forma de poder cuantificar una proyección de resultados, se realiza un Balance Metalúrgico de la nueva infraestructura en funcionamiento y las mejoras implementadas al criterio de operación.

La Planta con esta configuración procesa 5.256 ton/mes operando con una razón de concentración de

1 , y además con los nuevos parámetros de 37,58

operación se proyecta un aumento de un 3 % en la recuperación.

Alimentación

= 5.256 ton/mes

Ley cabeza

= 3,2 gr/ton

Razón de Concentración

=

Recuperación

= 78,67 %

Ley concentrado

=

Ley concentrado

= 94,6053 gr/ton

Ley relave

=

1 37,58

3,2 * 78,67 * 37,58 100

94,61* 3,2  0,7867 * 3,2 * 94,61 94,61  0,7867 * 3,2

94

= 0,7012 gr/ton

Ley relave

Ahora se tienen las condiciones para obtener las demás variables y establecer un Balance Metalúrgico.

5.256 37,58

Toneladas de Concentrado

=

Toneladas de Concentrado

= 139,86 ton/mes

Toneladas de Relaves

= 5.256 – 139.86

Toneladas de Relave

= 5.116,14 ton/mes

A continuación se muestra un cuadro resumen con los valores resultantes.

Tabla 3.13.- Resumen Balance Metalúrgico Aumento de Capacidad Propuesto ITEM

PESO (ton/mes)

LEY (gr/ton)

FINO (gr/mes)

DISTRIBUCIÓN (% mineral)

Alimentación

5.256

3,2

16.819,20

100

Concentrado

139,8616

94,6053

13.231,64

78,67

Relaves

5,116,1384

0,7012

3.587,44

21,33

3.5.4.- Análisis Comparativo entre la Línea Base y el Aumento de Capacidad Propuesto

A continuación se muestra una tabla que expone un Resumen de Balance Metalúrgico de la Línea Base versus Resumen de Balance Metalúrgico Aumento de Capacidad Propuesto.

95

Tabla 3.14.- Resumen Comparación Escenario Base y Escenario propuesto Peso Alimentación

Línea Base

(ton/mes)

Concentrado (ton/mes)

Relave (ton/mes)

Fino (gr/mes)

3.348

89,08

3.258,91

10.713,60

5.256

139,86

5.116,14

16.819,20

> 57 %

> 57 %

> 57 %

> 57 %

Aumento Propuesto % Incremento

Con el Aumento de Capacidad Propuesto Proyectado se calcula un incremento de capacidad por sobre el 57 %, con dicho incremento se pretende satisfacer la demanda de maquila por parte de los Productores Mineros.

96

IV.- EVALUACIÓN ECONÓMICA

En este capítulo se analizará la rentabilidad económica de realizar la la ampliación de la capacidad de procesamiento de la Planta Illapel y prestar servicio de maquila para los productores mineros, además también se realizará un análisis económico para estudiar el margen operacional que obtendría un productor minero que decida maquilar minerales provenientes de su mina.

4.1.- Complejo Mina – Planta Illapel

4.1.1.- Inversiones

Se considerarán como inversión solo lo necesario para dejar operativo los equipos incorporados en la ampliación propuesta, ya que ellos existen en la Planta. Para la inversión necesaria se cuenta con un Instrumento de Fomento de la Empresa Nacional de Minería vía Solicitud de Crédito para Inversión.

Las inversiones necesarias para la implementación de los nuevos circuitos de molienda- clasificación y planta flotación, se describen a continuación se detallan a continuación.

Corazas y Lifter - Molino 5’x10’

$ 15.000.000.-

- Molino 4’x6’

$ 7.500.000.-

- Molino 4’x5’

$ 7.500.000.-

Medios Moledores

97

- Molino 5’x10’

$ 7.700.000.-

- Molino 4’x6’

$ 2.950.000.-

- Molino 4’x5’

$ 2.500.000.-

Accesorios Eléctricos - 1 Tablero Eléctrico

$

1.250.000.-

- 2 Reparación Motores Eléctricos 50 hp

$

500.000.-

Bombas - 2 Bombas Galigher 2”x2½”

$ 3.400.000.-

- 2 Motores eléctricos 15 hp

$

600.000.-

- 3 Apex, Vortex

$

300.000.-

- 3 Revestimiento interior

$ 1.200.000.-

Revestimiento Hidrociclones

Rotores Bancos Flotación 28x28

- 10 rotores

$

800.000.-

- 50 metros Cañería HDP

$

50.000.-

- Accesorios

$

20.000.-

Cañerías y Accesorios

Instrumentos de Medición

98

- 3 Manómetros de Pulpa

$

900.000.-

Las inversiones se resumen en la siguiente tabla:

Tabla 4.1.- Resumen de Inversiones ITEM

Valor ($)

Corazas, Lifter

30.000.000.-

Medios Moledores

13.150.000.-

Accesorios Eléctricos

1.750.000.-

Bombas

4.000.000.-

Revestimientos

1.500.000.-

Rotores banco 28x28

800.000.-

Cañerías y Accesorios

70.000.-

Varios (1%)

504.700

Imprevistos (2,5 % inversión) TOTAL

1.261.750.53.036.450

Considerando una paridad cambiaria de 485 $/US$, la inversión resulta equivalente a US$$ 109.354.-

4.1.2.- Solicitud de Crédito

Para solventar los gastos de inversión se acudirá a un Instrumento de Fomento de la Empresa Nacional de Minería vía solicitud de Crédito para Inversión, a continuación se enuncian los requisitos y condiciones para obtenerlo.

Plazo El plazo es de 5 años, incluido opcionalmente un máximo de un año de gracia sobre el capital

99

Tasa de Interés La que fije el Directorio, actualmente está en 2,5 %

Comisión La comisión corresponde a 2,5 % sobre el monto del crédito aprobado

Garantías Reales: i)

Hipoteca y prohibición de celebrar actos y contratos sobre la propiedad minera objeto del crédito

ii)

Prenda industrial o prenda sin desplazamiento sobre bienes muebles

Personales: i)

Fianza, codeudora solidaria

ii)

En caso de que el sujeto sea una sociedad, uno o más de los socios deberán comparecer como fiador o codeudor solidario de la operación

El monto de la garantía será de 1,5 veces el monto del crédito solicitado.

4.1.3.- Costos

Los costos involucrados en la Planta Illapel serán considerados en un período mensual, la Planta procesará un total de 5.000 toneladas de mineral de oro, distribuyéndose en 3.400 toneladas que corresponden al abastecimiento de minas propias y la diferencia de 1.600 toneladas será aportado por terceros para servicio de maquila.

100

Se detalla a continuación los egresos que constituyen la operación.

4.1.3.1.- Costo Mina

Se tiene un costo mina de 11,05 US$/ton explotada (tabla 2.16), por lo que, el costo mina será de 37.570 US$/mes.

4.1.3.2.- Costo Planta

En este ítem existe un costo planta de 27,05 US$/ton procesada (tabla 2.16), lo que resulta en un costo mensual de 135.250 US$/mes.

4.1.3.3.- Costo Transporte Mina- Planta

En lo que se refiere a transporte de mineral a planta el costo es de 8,25 US$/ton (tabla 2.16), lo que se traduce en un costo mensual de 28.050 US$/mes.

4.1.3.4.- Costo Transporte Planta- Agencia El costo por concepto de transporte Planta – Agencia Ventanas es de 742 US$/mes, es decir 0,22 US$/ton a procesar. (sección 2.10.4.3)

101

En la siguiente tabla se muestra un resumen de los costos involucrados para el complejo Mina – Planta Illapel.

Tabla 4.2.- Resumen Costos Totales ÍTEM

US$/MES

Costo Mina

37.570

Costo Planta

135.250

Transporte Mina – Planta

28.050

Transporte Planta – Agencia TOTAL

742 201.612.-

Por consiguiente el Costo Total del Complejo Mina – Planta Illapel resulta de 201.612.- US$/mes

4.1.4.- Ingresos

Los ingresos por concentrado serán calculados en base a la proyección de Precios facilitada por Gerencia Comercial de Enami en un escenario Pesimista, los próximos 10 años promedio, cuyo valor estimado es de 850 US$/Oz (Anexo Nº 13), además sólo se considerará el mineral de oro, omitiendo los aportes por subproducto de cobre y plata.

Los ingresos por servicio de maquila serán en base a un precio levemente inferior al valor promedio que se cobra en la Zona de Illapel, con un valor de 15.550 + iva, esto permitirá captar con rapidez clientes.

102

Parámetros para el cálculo de Ingreso proyectado:

- Producción

: 3.400 toneladas de mineral

- Ley de Cabeza

: 3,0 gr/ton Au

- Recuperación

: 78,67 %

- Razón de Concentración

: 37,58

- Ley de Concentrado

:

3,0 * 78,67 * 37,58 gr/ton Au 100

: 88,69 gr/ton Au - Producción de Concentrado

: 90,47 ton de concentrado de Au

Ingreso proyectado por tonelada de concentrado de Au

Base 40 gr/ton Au

:

926,9927 US$/ton

Escala 1 gr/ton Au

:

Escala 1 % Cu

: no se considera

Escala 1 gr/ton Ag

: no se considera

Ingreso por tonelada

: 2.195,4250 US$/ton

Ingreso Mensual Concentrado

: 198.628 US$/mes

26,0498 US$/ton – 1 gr/ton

Ingreso por tonelada de Maquila

Cobro Maquila Pequeño Minero

: 15.550 + iva $/ton, es decir 38,15 US$/ton

Mineral a Maquilar por servicio

: 1.600 ton/mes

Ingreso por servicio Maquila

: 61.040 US$/mes

Ingreso Total Mensual

: 259.668 US$/mes

103

A continuación se resumen los Ingresos en la siguiente tabla.

Tabla 4.3.- Resumen Ingresos Totales Valor

Ítem

US$/mes

Ingreso por Venta Concentrado

198.628

Ingreso por Servicio de Maquila

61.040

TOTAL

259.668

En resumen para Complejo Mina – Planta Illapel se tiene un Ingreso Total mensual de 259.668 US$/mes, dicho cálculo está basado en la ley promedio del mineral de las Minas de la Empresa Minera R.M.C. Las Barrancas S.A.

4.1.5.- Cálculo Ley Crítica Proyectada

La ley Crítica se calculará cuando la Utilidad es nula, es decir, igualando Ingresos y Egresos. Lo anterior será calculado con el precio de proyección del oro para los 10 años siguientes (Anexo Nº 13), es decir, 850 US$/Oz.

Utilidad

= Ingresos – Costos

Utilidad

=0

Ingresos

= Costos

Se tiene que el costo por cada tonelada de mineral extraída es de US$ 46,57, por lo que el costo por cada tonelada de concentrado resulta:

Costo por tonelada de concentrado

= 46,57*37,58 = 1.750,1006 US$/tonelada conc.

Tenemos que el Ingreso por tonelada de concentrado queda determinado por:

104

Ingresos por tonelada conc.

= base + (ley – 40)*escala = 926,9927 + ( Leyconcentrado - 40)*26,0498 = 26,0498* Leyconcentrado - 114,9993

Igualamos: Ingresos

= Costos

26,0498* Leyconcentrado - 114,9993 = 1.750,1006

Leyconcentrado

= 71,5975 gr/ton

Leycabeza

= 2,42 gr/ton

4.1.6.- Cálculo Precio Crítico Proyectado

El Precio Crítico se basa en los costos y cargos involucrados en la comercialización realizada y llevados a un precio de US$/Oz Oro recuperado.

Lo anteriormente expuesto se calcula con la siguiente expresión, excepto para el Cargo Refino que no aplica:

Precio Crítico

=

Costo * Pesoconcentrado * Razónconcentración * 31,1 Finos * Re cuperación metalúrgica * 1000

Donde,

Costo

= valor de costo involucrado a transformar en US$/ton

Pesoconcentrado

= peso de concentrado en toneladas

Razónconcentración

= La Razón de Concentración

Finos

= Cantidad de finos obtenidos en gramos

Re cuperación met

= Recuperación de la Planta

1000 ; 31,1

= Factores de conversión

105

A continuación se calcula el Precio Crítico para el Complejo Mina – Planta Illapel.

Se tiene la siguiente información de Planta:

Costos Costo Mina

= 11,05 US$/ton

Costo Transporte

= 8,25 US$/ton

Costo Planta

= 27,05 US$/ton

Parámetros Planta Alimentación

= 3.400 ton/mes

Leycabeza

= 3,0 gr/ton

Recuperación

= 78.67 %

Leyconcentrado

= 88,69 gr/ton

Razón de Concentración

= 37,58

Peso concentrado

= 90.473 Kg

Finos

= 8.024 gr Au

Parámetros Tarifa Enami (ver Anexo Nº 9) Costo Fusión

= 115 US$/Oz

Cargo Refino

=

6 US$/Oz

Con los datos anteriormente expuestos se calcula el Precio Crítico para cada Ítem de Costo, que se muestra en la siguiente tabla.

106

Tabla 4.4.- Precio Crítico Ítem

Precio Crítico US$/Oz

Costo Mina

151,68

Costo Transporte

113,25

Costo Planta

371,31

Cargo Fusión

42,01

Cargo Refinación

6,00 TOTAL

684,75

Entonces se tiene un valor de Precio Crítico para el mineral de oro de 684,75 US$/Oz, es decir será el valor límite de precio de la tarifa con que es comercializado.

4.1.7.- Flujo de Caja Inversión

Se desarrollará un flujo de caja para la inversión del Aumento de Capacidad Propuesta, en base a los ingresos y costos generados.

4.1.7.1.- Ingresos Brutos

La tabla 4.3 resume los Ingresos obtenidos, cuyo monto asciende a los 259.668 US$/mes.-

4.1.7.2.- Costos Netos

En la tabla 4.2, se resumen los costos obtenidos en la operación, cuyo monto resulta de 201.612 US$/mes

107

4.1.7.3.- Depreciación de Equipos

Para este proyecto de inversión no se utilizarán equipos nuevos, sin embargo, se realizará una depreciación sobre el 25 % del valor de los equipos más significativos de la operación de la Planta.

Tabla 4.5.- Resumen Depreciación anual de Equipos Valor

25 % del Valor

Depreciación anual

($)

($)

($)

Molino 5’x10’

50.000.000

12.500.000

1.125.000

Molino 4’x6’

25.000.000

6.250.000

562.500

Molino 4’x5’

25.000.000

6.250.000

562.500

15.000.000

3.750.000

337.500

45.000.000

11.250.000

1.012.500

Equipo

Chancador Mandíbulas Chancador de Cono

TOTAL

3.600.000

Considerando una paridad cambiaria de 485

$/US$, resulta una

depreciación anual de US$ 7.423.-

4.1.7.4.- Crédito Solicitado

En la sección 4.1.2, se describen los requisitos y condiciones para un Crédito para la Inversión. A continuación se detalla el cálculo de la anualidad a cancelar.

Se tienen los siguientes datos:

Inversión

= US$ 109.354

Comisión

= 2,5 %

108

Interés

= 3,25 %

Por lo que la anualidad quedará determinada por la siguiente cantidad:

1  0,05754 * 0,0575 * 86.163,2 1  0,05754  1

Anualidad

=

Anualidad

= US$ 31.378,17

4.1.7.5.- Impuesto

El impuesto que se aplica a este caso es el de 1º Categoría según renta efectiva, debido a que los ingresos anuales son mayores que 2000 UTA, cuyo valor es de un 20 %[4].

4.1.7.6.- Indicadores Económicos

Valor Actual Neto

El Valor actual neto se calcula con la siguiente expresión: n

VAN =  I   j 1

bj

1  i n

,

Donde: I

= Inversión Inicial

bj

= beneficio en el año

i

= tasa de interés

n

= vida útil del proyecto en años

109

En Anexo Nº 14 se muestran los flujos con distintas tasas de interés para el desarrollo del proyecto. Tabla 4.6.- Flujo de Caja a un 12 % de tasa de interés Inversión

Item

Año 1

Año 2

3.116.016

3.116.016

2.419.344

2.419.344

Utilidad

696.672

Crédito

4.040

Depreciación

Inicial

Ingreso

109.354

Costo

Utilidad antes de Impuesto Impuesto (20%)

Año 5

Año 6

Año 10

…

3.116.016

3.116.016

…

3.116.016

…

2.419.344

2.419.344

…

2.419.344

696.672

…

696.672

696.672

…

696.672

31.378

…

31.378

-

-

7.423

7.423

…

7.423

7.423

…

7.423

685.209

657.871

…

657.871

689.249

…

689.249

137.042

131.574

…

131.574

137.850

…

137.850

548.167

526.297

…

526.297

551.399

…

551.399

7.423

7.423

…

7.423

7.423

…

7.423

555.590

533.720

…

533.720

558.822

…

558.822

Utilidad después

de

Impuesto Depreciación Flujos Netos

-109.354

VAN (12 %) = US$ 1.656.533,97

Tabla 4.7.- Resumen VAN Tasa de Interés

VAN

%

US$

12

1.656.533,97

15

1.246.350,29

20

776.436,29

110

4.2.- Análisis Económico Marginal para Pequeños Mineros que Abastezcan la Planta

4.2.1.- Ingresos para Pequeños Mineros

Para visualizar resultados generales se basará en una producción total de 1.600 ton/mes, que es lo que corresponde a la ampliación, para calcular el Ingreso Mensual que resulta comercializando mineral y concentrado de oro, con esto el Pequeño Minero contará con un antecedente para la toma de decisiones. En ambos casos sin considerar aporte de subproductos y con una ley de cabeza inicial semejante al promedio que tienen las faenas de la Empresa Minera R.M.C. Las Barrancas S.A.

Para el cálculo de los Ingresos se considera el precio de proyección de oro a 10 años, cuyo valor es de 850 US$/oz (Anexo Nº 13)

i) Parámetros para el cálculo de Ingreso de mineral de oro:

- Producción

: 1.600 toneladas de mineral

- Ley de Cabeza

: 3,0 gr/ton Au

Ingreso Venta mineral de Au

Base 5 gr/ton Au

: 58,3331 US$/ton

Escala 1 gr/ton Au

: 16,9226 US$/ton – 1 gr/ton

Escala 1 % Cu

: no se considera

Escala 1 gr/ton Ag

: no se considera

Ingreso por tonelada

: 19,4111 US$/ton

111

Ingreso Mensual mineral : 31.058 US$/mes

ii) Parámetros para el cálculo de Ingreso de concentrado de oro:

- Producción

: 1.600 toneladas de mineral

- Ley de Cabeza

: 3,0 gr/ton Au

- Recuperación

: 78,67 %

- Razón de Concentración

: 37,58

- Ley de Concentrado

:

3,0 * 78,67 * 37,58 gr/ton Au 100

: 88,69 gr/ton Au - Producción de Concentrado

: 42,58 ton de concentrado de Au

Ingreso Concentrado de Oro

Base 40 gr/ton Au

: 926,9927 US$/ton

Escala 1 gr/ton Au

:

Escala 1 % Cu

: no se considera

Escala 1 gr/ton Ag

: no se considera

Ingreso por tonelada

: 2.195,4250 US$/mes

Ingreso Mensual Concentrado

: 93.472 US$/mes

26,0498 US$/ton – 1 gr/ton

4.2.2.- Costos para Pequeños Mineros

Para los costos de Mina y Transporte serán similares a los costos que manejan las faenas de R.M.C. Las Barrancas Ltda.

112

En tanto que el costo maquila será el precio propuesto por la Empresa, es decir 15.550 + iva $/ton

- Costo Mina

= 11,05 US$/ton

- Costo Transporte Mina

= 8,25 US$/ton

- Costo Transporte Agencia Ventanas

= 0,22 US$/ton

- Costo Maquila

= 38,15 US$/ton

Por lo anteriormente expuesto se tiene.

Costo comercializando mineral de oro

C roca

= 11,05*1600 + 8,25*1600

C roca

= 30.880 US$/ton

Costo comercializando concentrado de oro

Cconcentrado

=11,05*1600+8,25*1600+38,15*1600+ 0,22*1600

Cconcentrado

= 92.272 US$/mes

4.2.3.- Márgenes Operacionales para Productores Mineros

Con este análisis marginal se demuestra que existe una mejor rentabilidad comercializando concentrado de oro.

Comercialización de mineral de oro

Margen Operacional

= 31.058 – 30.880

Margen Operacional

= US$ 178

113

Comercialización de concentrado de oro

Margen Operacional

= 93.472 – 92.272

Margen Operacional

= US$ 1.200

4.2.4.- Ley Crítica para Pequeños Mineros

La ley Crítica se calculará cuando la Utilidad es nula, es decir, igualando Ingresos y Costos. Lo anterior será calculado con el precio de proyección del oro para los 10 años siguientes (Anexo Nº 13), es decir, 850 US$/Oz.

Utilidad

= Ingresos – Costos

Utilidad

=0

Ingresos

= Costos

Se tiene que el costo por tonelada de mineral es de US$ 57,67, por lo que el costo por tonelada de concentrado resulta:

Costo por tonelada de concentrado

= 57,67*37,58 = 2.167,2386 US$/tonelada conc.

Se tiene que el Ingreso por tonelada de concentrado queda determinado por:

Ingresos por tonelada conc.

= base + (ley – 40)*escala = 926,9927 + ( Leyconcentrado - 40)*26,0498 = 26,0498* Leyconcentrado - 114,9993

Igualamos:

114

Ingresos

= Costos

26,0498* Leyconcentrado - 114,9993 = 2.167,2386

Leyconcentrado

= 87,6106 gr/ton

Leycabeza

= 2,96 gr/ton

115

V.- CONCLUSIONES

Del desarrollo de este estudio que contempla la ampliación de la Planta Illapel con capacidad de 3.400 ton/mes a 5.000 ton/mes, se puede visualizar la posibilidad de que sea un negocio rentable en el corto y mediano plazo con los precios del oro existentes hoy en día.

5.1.- Análisis de la factibilidad técnica de la ampliación a 5.000 toneladas mensuales

Debido a que en la Planta Illapel existen equipos sin utilización y que con una inversión menor, se puede alcanzar la meta de llegar a procesar 5.000 toneladas mensuales. Con los circuitos de molienda – clasificación, constituidos por los molinos de 4’ x 5’ y 4’ x 6’, se logra un incremento de 1.600 toneladas mensuales adicionales a las 3.400 toneladas mensuales que se obtienen con el circuito de molienda – clasificación constituido por el molino de 5’ x 10’, dejando el sistema de trapiches como emergencia. Se hace una modificación en el Apex del hidrociclón de 10” en operación, en base a la predicción con el modelo de Lynch – Rao. Con respecto al circuito de flotación se incrementa el volumen útil total de 6,12 m 3

a 10,20 m 3 y con semejantes condiciones de tiempo de flotación.

Además se hace una mejora en la reducción de tamaño en el circuito de chancado, ajustando la descarga del chancador de cono de 3’, desde un setting de

5

16

" a 1 ". 4

116

5.2.- Aspectos Económicos

La inversión a efectuarse para la ampliación de 1.600 ton mensuales, que significan un monto de US$ 109.354, serán financiados mediante un Crédito para la Inversión, que forma parte de un Instrumento de Fomento de la Empresa Nacional de Minería. Analizado un flujo de caja y con una tasa de 12%, arroja un VAN de US$ 1.355.352,48, considerando el precio del oro a 850 US$/Oz para esta estimación. Cabe señalar que los valores de rentabilidad resultan altos debido a la baja inversión que hay que realizar. Además se estudió un análisis de precios y leyes críticas para Pequeños Mineros que abastecerán la ampliación de la Planta Illapel. Dada las características del Distrito Minero Illapel donde se encuentra emplazada la Planta Illapel, el incremento de capacidad es muy realista y rentable.

117

REFERENCIAS

[1]

Estudio Distrital Illapel – Enami 1990

[2]

F.C. Bond “Crushing and Grinding Calculations”, vol 47, p. 286-292, Julio

1954. [3]

Lynch, A.J.& Rao T.C., “Modelling and Scale Up of Hydrocyclone

Classifiers” XI Int. Min. Proc. Cong. II, p 1-25, 1975 [4]

Ley sobre Impuesto a La Renta, artículo Nº 19,20,21,22,23, 42.

118

BIBLIOGRAFÍA

1.-

L.G. Austin y P.T. Luckie; “Grinding Equations and the Bond Work Index”

Vol 252, p 259-266; 1972. 2.-

L. Gutiérrez: O. Ríos y A. Quiroz: “Dimensionamiento y Optimización de

Circuitos Industriales de Molienda/Clasificación, mediante Técnicas de Modelación Matemática”; Minerales, Vol 37, p 25-41, 1082. 3.-

J. E. Sepúlveda: “Una cuarta Ley para la Molienda/Clasificación. Trab.

Presentada en el IV Simposio, sobre Molienda, de ARMCO-Chile S.A., V. del Mar, 1984. 4.-

J. Rojas; “Determinación del Consumo de Energía en Molienda, utilizando

un Molino de Torque en Laboratorio”. Tesis de Grado (Ing. Civil Metalúrgico), U. de Santiago de Chile, 1985. 5.-

Plitt, L. R. “Analysis of solid-solid Separations in Clafissifiers”, p 42-47,

1971. 6.-

Plitt, L. R. “A Mathematical Model of The Hydrocyclone Classifiers”, p114-

123, 1976. 7.-

L. Gutiérrez y J. E. Sepúlveda; “Dimensionamiento y Optimización de

Plantas Concentradoras Mediante Técnicas de Modelación Matemática”, p 28-32, 84-93, 159-166. 1986.

119

ANEXOS

120

CHANCADOR MANDÍBULAS

ANEXO Nº 1 ANÁLISIS DE LABORATORIO

88900

DESCARGA CHANCADOR MANDÍBULAS

0 0 0 #¡REF!

Abertura (pulgadas)

Masa (gr)

Porcentaje Retenido

Porcentaje Pas. Ac.

3 1½ ½ 5/16 ¼ -

500 1075 1475 110 25 30

15,55 33,44 45,88 3,42 0,78 0,93

84,45 51,01 5,13 1,71 0,93 0,00

Total

3215

1700

Porcentaje Ret. Ac.

100

0 0 0

15,55 48,99 94,87 98,29 99,07 100,00

CHANCADOR DE CONO

ANEXO Nº 2 ANÁLISIS DE LABORATORIO

DESCARGA CHANCADOR DE CONO

Abertura (pulgadas)

Masa (gr)

Porcentaje Retenido

Porcentaje Pas. Ac.

½ 5/16 ¼ -

106 424 488 1102

5,00 20,00 23,02 51,98

95,00 75,00 51,98 0,00

Total

2120

1700

Porcentaje Ret. Ac.

100 5,00 25,00 48,02 100,00

ANEXO Nº 3

ALIMENTACIÓN MOLIENDA

ANÁLISIS LABORATORIO

3 4 6 8 10 14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 400 -400

Abertura (μm) 9500 6700 4750 3350 2360 1700 1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 38 Total

Masa (gr)

Porcentaje Retenido

185,79 32,09 23,10 18,86 15,52 12,05 8,70 6,98 9,63 7,63 8,54 8,57 8,35 7,84 6,34 3,06 39,21 402,26

46,19 7,98 5,74 4,69 3,86 3,00 2,16 1,74 2,39 1,90 2,12 2,13 2,08 1,95 1,58 0,76 9,75

Porcentaje Pas. Ac. 100 53,81 45,84 40,09 35,40 31,55 28,55 26,39 24,65 22,26 20,36 18,24 16,11 14,03 12,08 10,51 9,75 0

Porcentaje Ret. Ac. 46,19 54,16 59,91 64,60 68,45 71,45 73,61 75,35 77,74 79,64 81,76 83,89 85,97 87,92 89,49 90,25 100

Alimentación 100

% Pasante

Malla (Tyler)

10 10

8377,46693 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 1000 0 Tamaño um 0 D80

8377

100000

um

ANEXO Nº 4

PULPA MIXTA

ANÁLISIS LABORATORIO

Descarga Molino Malla (Tyler)

Abertura (μm)

14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 400 -400

Descarga Trapiche

Masa (gr)

Porcentaje Retenido

Porcentaje Pas. Ac.

1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 38 -

19,96 6,33 10,54 21,25 37,43 67,28 75,34 41,24 24,26 13,16 6,00 63,89

5,16 1,64 2,73 5,50 9,68 17,40 19,48 10,67 6,27 3,40 1,55 16,52

94,84 93,20 90,48 84,98 75,30 57,90 38,42 27,75 21,48 18,07 16,52 0

Total

386,68

Porcentaje Ret. Ac.

Malla (Tyler)

Abertura (μm)

5,16 6,80 9,52 15,02 24,70 42,10 61,58 72,25 78,52 81,93 83,48 100

14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 400 -400

100

1700

Masa (gr)

Porcentaje Retenido

Porcentaje Pas. Ac.

1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 38 -

0,21 0,14 0,31 2,95 8,66 17,00 20,67 19,60 19,11 15,46 9,38 91,56

0,10 0,07 0,15 1,44 4,22 8,29 10,08 9,56 9,32 7,54 4,57 44,65

99,90 99,83 99,68 98,24 94,02 85,73 75,64 66,09 56,77 49,23 44,65 0

Total

205,05

Malla (Tyler) 14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 400 -400

100

1700

Mezcla Abertura (μm) 1700 1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 38 Total

Masa (gr)

Porcentaje Retenido

20,17 6,47 10,85 24,20 46,09 84,28 96,01 60,84 43,37 28,62 15,38 155,45 591,73

3,41 1,09 1,83 4,09 7,79 14,24 16,23 10,28 7,33 4,84 2,60 26,27

Porcentaje Pas. Ac. 100 96,59 95,50 93,66 89,57 81,79 67,54 51,32 41,04 33,71 28,87 26,27 0

Porcentaje Ret. Ac. 3,41 4,50 6,34 10,43 18,21 32,46 48,68 58,96 66,29 71,13 73,73 100

Porcentaje Ret. Ac. 0,10 0,17 0,32 1,76 5,98 14,27 24,36 33,91 43,23 50,77 55,35 100

ANEXO Nº 5

PULPA

ANÁLISIS DE LABORATORIO

DESCARGA HIDROCICLÓN Malla (Tyler)

Abertura (μm)

Masa (gr)

Porcentaje Retenido

Porcentaje Pas. Ac.

14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 400 -400

1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 38 -

13,39 7,08 12,15 24,35 43,93 76,35 74,07 34,42 18,93 8,85 3,36 45,87

3,69 1,95 3,35 6,71 12,11 21,05 20,42 9,49 5,22 2,44 0,93 12,65

96,31 94,36 91,01 84,29 72,18 51,14 30,72 21,23 16,01 13,57 12,65 0

Total

362,75

Porcentaje Ret. Ac.

100

1700

3,69 5,64 8,99 15,71 27,82 48,86 69,28 78,77 83,99 86,43 87,35 100

ANEXO Nº 6

PULPA

ANÁLISIS DE LABORATORIO

REBALSE HIDROCICLÓN Malla (Tyler)

Abertura (μm)

Masa (gr)

Porcentaje Retenido

Porcentaje Pas. Ac.

35 48 65 100 150 200 270 400 -400

425 300 212 150 106 75 53 38 -

0,36 0,61 2,65 15,88 27,14 26,72 22,84 13,42 133,77

0,15 0,25 1,09 6,52 11,15 10,98 9,38 5,51 54,96

99,85 99,60 98,51 91,99 80,84 69,86 60,47 54,96 0

Total

243,39

Porcentaje Ret. Ac.

100

1700

P80 (um)

0,15 0,40 1,49 8,01 19,16 30,14 39,53 45,04 100 103

ANEXO Nº 7 LEYES

ANEXO Nº 8 COSTO OPERACIONAL MINA

COSTO OPERACIÓN MINA Mina :

0

Tipo de extracción:

- Mineral explotado - Tipo yacimiento: - Ley del Mineral

Veta

- Potencia:

Socavón

850 ton/mes

- Total material extraído

850 ton/mes

1,50 mts 3,00 gr/ton

- Relación mineral /estéril - Productividad

1,00 4,86 Ton/H-Día

PERFORACIÓN Y TRONADURA 2 3,75 m

- Sección Labor de Producción - N° de Disparo Por Mes

61,73 disp/mes

- Tiempo Perfor. Por Disp.

1,28 Hrs/disp

- Tiempo Carguío Tiro Por Disp.

0,60 Hrs/disp

- Total m. Perfor. Por Disp.

19,2 m/disp

- Tiempo Operación Compresor

- Perforación específica

0,72 ton/m Perf.

- Capacidad Real Compresor

4,64 Hrs/día 3 9.435 Pie /hr

Costos - Mano de Obra

2

1,64 US$/ton

- Compresor

- Aceros de Perforación

1,05 US$/ton

Combustible

0,89 US$/ton

Lubricante

0,10 US$/ton

Explosivo por avance

Mantención y Reparación

0,12 US$/ton

- Servicio y Suministro

0,04 US$/ton

Materiales y Repuestos

0,11 US$/ton

- Herramientas, Repuestos y Acces.

0,24 US$/ton

- Arriendo compresor

0,00 US$/ton

Costo horario Costo pie3

- Explosivos

8,90 US$/hr

1,70 US$/ton 17,24 US$/mt avance

3

0,00094 US$/pie

1,21 US$/ton

Costo Perforación y Tronadura Específicos Metro perf.

Costo Total Perforación y Tronadura

5,89 US$/ton

4,22 US$/mt perf.

Metro avance

59,64 US$/mt avance

Horario

38,95 US$/hr

CARGUÍO Y TRANSPORTE - Producción (Pique)

0,00 ton/mes

- Producción (Socavón)

- Tiempo Operación Huinche

0,00 Hrs/día

- Tiempo Operación Scoop

850,00 ton/mes 0,00 Hrs/día

- Rendimiento pique

0,00 ton/hr

- Tiempo Operación Cargador

1,20 Hrs/día

- Rendimiento carretillas (mineral)

0,00 ton min/hr

- Rendimiento scoop/cargador

- Tiempo extracción carretillas (material)

0,00 hr/día

- Rendimiento carretillas (mineral)

- Tiempo total extracción (nivel-pique)

0,00 hr/día

- Tiempo total extracción carretillas (material)

0,00 US$/ton

- Cargador Frontal

28,33

ton min/hr 3,23 ton min/hr

10,52 hr/día

Costos - Huinche Combustible

0,00 US$/ton

0,52 US$/ton

Combustible

0,33 US$/ton

Lubricante

0,00 US$/ton

Lubricante

0,07 US$/ton

Mantención y Reparación

0,00 US$/ton

Mantención y Reparación

0,05 US$/ton

Materiales y Reparación

0,00 US$/ton

Materiales y Repuestos

0,07 US$/ton

0,00 US$/ton

Neumáticos

0,01 US$/ton 0,52 US$/ton

- Scoop

0,01 US$/ton

Combustible

0,00 US$/ton

- Mano de Obra

Lubricante

0,00 US$/ton

- Palas, Carretillas

3

1,85 US$/ton

Mantención y Reparación

0,00 US$/ton

- Servicio, Suministro y Otros

0,19 US$/ton

Materiales y Repuestos

0,00 US$/ton

- Arriendo huinche

0,00 US$/ton

Neumáticos

0,01 US$/ton

- Arriendo scoop/cargador

0,00 US$/ton

0,05 US$/ton

0,01 US$/ton

Costo Total Carguío y Transporte

Costo Carguío y Transporte Específicos 2,62 US$/ton

Metro avance

26,48 US$/mt avance

ANEXO Nº 8 COSTO OPERACIONAL MINA

COSTO OPERACIÓN MINA Mina :

0

Tipo de extracción:

- Mineral explotado - Tipo yacimiento: - Ley del Mineral

Veta

- Potencia:

Socavón

850 ton/mes

- Total material extraído

850 ton/mes

1,50 mts 3,00 gr/ton

- Relación mineral /estéril - Productividad

1,00 4,86 Ton/H-Día

0,00 US$/ton

ADMINISTRACIÓN MINA Costos - Mano de Obra

1,76 US$/ton

- Depreciación Cargador de Anfo

- Servicios y Suministros

2

0,02 US$/ton

- Depreciación Huinche

0,00 US$/ton

- Materiales

0,10 US$/ton

- Depreciación Cable y Accesorios

0,00 US$/ton

- Depreciación Instalación y Otros

0,00 US$/ton

- Depreciación Scoop

0,00 US$/ton

- Depreciación Compresor

0,35 US$/ton

- Depreciación Cargador

0,07 US$/ton

- Depreciación Acumulador de Aire

0,04 US$/ton

- Depreciación Camión

- Depreciación Perforadora

0,04 US$/ton

0,00 US$/ton

Depreciación Camioneta

Costo Total

0,15 US$/ton

Costo Administración Mina Específicos

Administración Mina

2,54 US$/ton

Metro avance

25,76 US$/mt avance

TRANSPORTE PLANTA - Distancia Mina Planta

40 Km

Costos - Mano de Obra

0,00 US$/ton

- Materiales y Repuestos

- Combustible

0

0,00 US$/ton

- Neumáticos

- Lubricante

0,00 US$/ton

- Servicios y Suministros

- Mantención y Reparación

0,00 US$/ton

Costo Total 12,37 US$/ton

US$/TON

%

Perforación y Tronadura Carguío y Transporte Administración Mina Transporte Planta

5,89 2,62 2,54 12,37

25,15 11,17 10,86 52,82

Total

23,42

100,00

Metro avance

125,26 US$/mt avance

COSTO MINA 14,00 12,00

COSTO (US$/TON)

-

0,00 US$/ton 12,37 US$/ton

Costo Transporte a Planta Específicos

Transporte a Planta

RESUMEN COSTO MINA

0,00 US$/ton

10,00 8,00 6,00 4,00 2,00 0,00 Perforación y Tronadura

Carguío y Transporte

Administración Mina

Transporte Planta

ANEXO Nº 9 TARIFA

Tarifa Mes COBRE (cUS$/lb)

0,0000

0,00

0,000

0,00

0,00

0,00

PLATA (US$/OZ)

0,00

0,00

0,00

0,00

0,00

0,00

860,00

860,00

860,00

860,00

860,00

ORO

(US$/OZ) final

860,0000

860,00

0,00000 817,000

Tipo de Cambio $/US$

485,0000

PRODUCTOS Y

cargo de

ley

descto.

cargo

recupe-

ley

cargo

ácido

subsidio

refino

prod.

metal.

fusión

ración

Base

flot-lix

y chat.

US$/tms

AGENCIAS DE COMPRA

22,046223 Tarifas US$ Base

Tarifas $ Escala

Base

Escala

MIN. COBRE FLOTACION tarifa única nacional

10,5

26,21

0,035

95,00

cobre insoluble subproducto

90,98%

2,5

25,44

0,00

-38,7649

75,00%

-5,3300

-18.801

-2.585 -813

-1,6754

MIN. PLATA FLOTACION tarifa única nacional

11,74

3.000

0,04

105,00

plata subproducto

65,00%

350

26,28

0,00

-36,8054

60,00%

-0,0301

-17.851

-15 -3

-0,0068

MIN. ORO FLOTACION tarifa única nacional

160,75

102

0,04

100,00

oro subproducto

67,42%

5

26,28

0,00

59,3735

60,00%

17,1307

28.796

8.308 7.679

15,8336

92,592 MIN. COBRE LIXIVIACION PILAS tarifa única nacional

10,5000

75,50

0,04

95

77,68%

2,50

18,94

5,57 ##

0,00

-43,9249

-8,2739

-21.304

-4.013

consumo ácido sulfúrico, sobre/bajo 4,98 Castigo o premio

0,8156

396

MIN. FUNDICION DIRECTA 10,5000

0,04

110,00

12

-136,7227

-2,2269

-66.310

11,74

15,00

120,00

2.000

-139,9495

-0,0100

-67.876

-5

192,90

15,00

115,00

40

818,5291

23,3656

396.987

11.332

9,5000

0,04

95,00

20

-135,2961

-2,0148

-65.619

-977

11,74

0,04

120,00

3.000

-153,7969

-0,0113

-74.591

-5

Concentrados de Oro

192,90

0,04

115,00

40

939,3386

26,3585

455.579

12.784

PRECIPITADOS

9,5000

0,04

110,00

65

-240,9623

-2,0148

-116.867

-977

Min. Fund. Directa Cobre Min. Fund. Directa Plata Min. Fund. Directa Oro

-1.080

CONCENTRADOS Concentrados de Cobre Concentrados de Plata

proceso

ANEXO Nº 10 CURVA ESTÁNDAR

CHANCADOR DE CONO

ANEXO Nº 11

EFICIENCIA MOLIENDA

ANÁLISIS DE DATOS

EFICIENCIA MOLIENDA

Malla Tyler

Tamaño um

Alimentación Fresca % Retenido Ac.

% Ret. Ac. Descarga Hidrociclón x C.C.

Suma

9500 3 4 6 8 10 14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 400 -400

Alimentación Compuesta % Pasante Ac.

Alimentación Compuesta % Retenido

Alimentación Compuesta % Retenido Ac.

Descarga Molino % Retenido Ac.

% Eficiencia

15,47 2,67 1,92 1,57 1,29 3,46 2,02 2,81 5,27 8,69 14,71 14,29 7,01 4,12 2,15 0,87 11,67

15,47 18,14 20,06 21,63 22,92 26,38 28,40 31,21 36,48 45,17 59,88 74,17 81,18 85,30 87,45 88,33 100

0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 5,16 6,80 9,52 15,02 24,70 42,10 61,58 72,25 78,52 81,93 83,48 100

100 100 100 100 100 80,43 76,06 69,49 58,83 45,32 29,69 16,97 11,00 7,95 6,32 5,49 0,00

100,00

6700 4750 3350 2360 1700 1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 38 -

46,19 54,16 59,91 64,60 68,45 71,45 73,61 75,35 77,74 79,64 81,76 83,89 85,97 87,92 89,49 90,25 100

0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 7,33 11,21 17,86 31,19 55,24 97,05 137,60 156,45 166,81 171,66 173,49 198,61

46,19 54,16 59,91 64,60 68,45 78,78 84,82 93,21 108,93 134,88 178,81 221,49 242,41 254,73 261,15 263,75 298,61

84,53 81,86 79,94 78,37 77,08 73,62 71,60 68,79 63,52 54,83 40,12 25,83 18,82 14,70 12,55 11,67 0,00

DISTRIBUCIÓN POR TAMAÑO DE ALIMENTO FRESCO, ALIMENTACIÓN COMPUESTA Y PRODUCTO

EFICIENCIA MOLIENDA

100 90

100

Calculos F80 y P80 Molino

Alimento 80

F80 compuesta

P80 Rebalse

90

Alimentación Compuesta 70

80

60

70

50

60

% Eficiencia

% Pasante Acumulado

Calculo P80 Reb. Hidro. P80 descarga molino

F80 fresca

Producto

40

50 40

30 30 20 20 10

8377,466926 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

0 0 0 0 357,1533739 0 0 0 0 0 0

0 0 3388,286192 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

0 0 0 0 0 103,4160147 0 0 0 0 0

8377,466926

357,1533739

3388,286192

103,4160147

10 0 10

100

1000

10000

Tamaño um

0 10

100

1000 Tamaño um

F80 alimentación fresca

8377 micrones

F80 alimentación compuesta

3388 micrones

P80 descarga molino

357 micrones

P80 rebalse hidrociclón

103 micrones

10000

EFICIENCIA CLASIFICACIÓN

ANEXO Nº 12 ANÁLISIS DE DATOS

Eficiencia Hidrociclón

Diluciones en los puntos D, E y C

Dilución en D

Considerando que F es la alimentación al hidrociclón

γt(D) D(D)

=

=

1,884253028

en ton/hora de sólidos secos, U y O son descarga y rebalse, respectivamente, por lo tanto se puede plantear

0,369863014

una ecuación de balance de agua

E

D( c)*F = D(D)*U + D( E)*O

C

Dilución en E U F

γt( E)

=

0,664943306

1,301115242

=

D

Esto quiere decir que la descarga será el 66,49 % del peso D( E)

total de alimentación y el rebalse el 33,51 % de la alimen-

1,777777778

=

tación total Valor de error por cortocircuito

Dilución en C BP

γt( c) D( c) Malla 14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 400 -400

=

0,2922

0,84159428

=

Abertura (um) 1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 38 -

=

1,536278658

% Ret. U 3,69 1,95 3,35 6,71 12,11 21,05 20,42 9,49 5,22 2,44 0,93 12,65

% Ret. O 0,15 0,25 1,09 6,52 11,15 10,98 9,38 5,51 54,96

% Peso U 2,454470261 1,297808024 2,22717055 4,463506411 8,052642162 13,99542975 13,57749158 6,309400027 3,469986709 1,62226003 0,615908893 8,408256225 66,49433062

% Peso O 0,04955849 0,083974109 0,364805554 2,186080076 3,736159526 3,678341287 3,144210891 1,847430392 18,41510906 33,50566938

Alim. Recons E observado 2,454470261 100 1,297808024 100 2,22717055 100 4,513064901 98,90 8,13661627 98,97 14,36023531 97,46 15,76357165 86,13 10,04555955 62,81 7,148327996 48,54 4,766470921 34,03 2,463339285 25,00 26,82336528 100

E corregido 100 100 100 98,45 98,54 96,41 80,41 47,45 27,30 6,80 0,00 -

EFICIENCIA CLASIFICACIÓN

ANEXO Nº 12 ANÁLISIS DE DATOS

Cálculo de D50, D50c e Imperfección

log Di 2,62838893 2,47712125 2,32633586 2,17609126 2,02530587 1,87506126 1,72427587 1,5797836

log ln (100 - Ef)/100/0,6931 0,813532589 0,81946429 0,724207736 0,454901287 0,15443222 -0,018355444 -0,221657437 -0,381822578

log ln (100 - Efc)/100/0,6931 0,778917533 0,785337746 0,681285567 0,371380387 -0,032288967 -0,337301533 -0,993167196 -

D50

=

55,87889047

um

D50c

=

100,8247226

um

Regresión Lineal D50 m b

DISTRIBUCIÓN FEED, UNDERFLOW Y OVERFLOW

90

80

80

60 Eficiencia Observada

50

Eficiencia Corregida

40 30

% Pasante Acumulado

100

90

70

% Eficiencia

D25 28,06

Imperfección ( I ) 61%

100

70 60 50 40 30

20

20

10

10

0 100

D50c 1,96174993 -4,0897643

m b

D75 96,17

EFICIENCIA V/S TAMAÑO

10

1,276764092 -2,390089984

1000

Tamaño um

0 10

100 Feed

1000 Underflow

Overflow

10000 Tamaño um

ANEXO Nº 13 PROYECCIÓN PRECIO METALES

PROYECCIONES PRECIOS Actualizado a noviembre 2010 2011

2012

2013

2014

2015

2016

2017

2018

2019

2020

PRECIO DEL COBRE (¢/lb) optimista

390

400

400

400

330

270

270

270

270

270

probable

370

380

350

330

300

250

250

250

250

250

pesimista

336

350

275

270

250

220

220

220

220

220

PRECIO DEL ORO (US$/oz) optimista

1369

1350

1200

1100

1100

1100

1100

1100

1100

1100

probable

1300

1200

1000

1000

900

800

800

800

800

800

pesimista

1150

1150

900

800

750

750

750

750

750

750

PRECIO DE LA PLATA (US$/oz) optimista

23,5

24,0

20,0

18,0

14,0

14,0

14,0

14,0

14,0

14,0

probable

19,5

18,0

15,0

15,0

12,5

12,5

12,5

12,5

12,5

12,5

pesimista

17,5

17,0

14,0

14,0

10,0

10,0

10,0

10,0

10,0

10,0

TC/RC cif Japón sin pp (¢/lb) optimista

14,0

13,0

13,0

15,0

16,0

16,0

16,0

13,0

13,0

13,0

probable

11,5

11,5

12,5

14,0

15,0

15,0

15,0

12,0

12,0

12,0

pesimista

10,5

9,0

9,0

10,0

12,0

12,0

12,0

10,0

10,0

10,0

CARGO FUSION cif Japón (US$/tm

28,95%

optimista

54,5

50,6

50,6

58,4

62,3

62,3

62,3

50,6

50,6

50,6

probable

44,8

44,8

48,7

54,5

58,4

58,4

58,4

46,8

46,8

46,8

pesimista

40,9

35,1

35,1

39,0

46,8

46,8

46,8

39,0

39,0

39,0

CARGO REFINO cif Japón (¢/lb) optimista

5,5

5,1

5,1

5,8

6,2

6,2

6,2

5,1

5,1

5,1

probable

4,5

4,5

4,9

5,5

5,8

5,8

5,8

4,7

4,7

4,7

pesimista

4,1

3,5

3,5

3,9

4,7

4,7

4,7

3,9

3,9

3,9

FLETE CONC Chile-Japón (US$/tms) optimista

85

90

90

90

90

90

90

90

90

90

probable

71

71

71

71

71

71

71

71

71

71

pesimista

65

70

70

70

70

70

70

70

70

70

ANEXO Nº 14

INVERSIÓN

ANÁLISIS ECONÓMICO

FLUJO DE CAJA AÑO AÑO 3 4

AÑO 5

AÑO 6

AÑO 7

AÑO 8

AÑO 9

AÑO 10

3.116.016

3.116.016

3.116.016

3.116.016

3.116.016

3.116.016

3.116.016

2.419.344

2.419.344

2.419.344

2.419.344

2.419.344

2.419.344

2.419.344

2.419.344

696.672

696.672

696.672

696.672

696.672

696.672

696.672

696.672

696.672

4.040

31.378

31.378

31.378

31.378

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

Utilidad antes de Impuesto

685.209

657.871

657.871

657.871

657.871

689.249

689.249

689.249

689.249

689.249

Impuesto (20%)

137.042

131.574

131.574

131.574

131.574

137.850

137.850

137.850

137.850

137.850

Utilidad después de Impuesto

548.167

526.297

526.297

526.297

526.297

551.399

551.399

551.399

551.399

551.399

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

7.423

555.590

533.720

533.720

533.720

533.720

558.822

558.822

558.822

558.822

558.822

ITEM Ingreso bruto

INVERSIÓN INICIAL

AÑO 1

AÑO 2

109.354

3.116.016

3.116.016

3.116.016

2.419.344

2.419.344

696.672

Costo neto Utilidad Operacional Servicio Créditos Crédito solicitado Depreciación

Depreciación Flujos Netos VAN (15%) US$

-109.354 1.355.352,48

VAN (20%) US$

625.360,09