Cuajone.pdf

Propiedad Intelectual de la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN
FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA QUÍMICA
EVALUACIÓN METALÚRGICA DEL HPGR EN EL CIRCUITO DE CHANCADO
SECUNDARIO Y TERCIARIO EN LA CONCENTRADORA CUAJONE
Informe Técnico Presentado por él Bachiller
IGOR CAÑAPATAÑA LARICO
Para Optar el Título Profesional de INGENIERO QUÍMICO
Arequipa – Perú
2014

II
DEDICATORIA
A Dios por haberme permitido llegar hasta este escalón en mi vida,
a mi esposa Verónica e hijas Brenda y Sandra, por su apoyo y paciencia
incondicional en mi desarrollo profesional,
a mis padres por haberme dado la oportunidad de estudiar y ser alguien en la vida.
AGRADECIMIENTO
A la Universidad Nacional de San Agustín, Escuela Profesional de Ingeniería
Química por formarme mi profesión.
A Southern Peru Copper Corporation, por darme la oportunidad de desarrollarme
profesionalmente y lograr mis metas.

III
RESUMEN
En Octubre del 2013, se puso en marcha el HPGR, debido a la necesidad de evaluar
cuál fue la repercusión en chancado y principalmente en la etapa de molienda, se
realizaron las evaluaciones metalúrgicas, las cuales comprenden la influencia de la
distribución granulométrica en la alimentación a molinos, la variación del consumo
específico de energía y el incremento de tonelaje procesado en la etapa de molienda,
para ello se necesitó ver que variables metalúrgicas son las más influyentes, se
desarrolló la estrategia para dicha evaluación (personal requerido, puntos de
muestreo, diseño de muestreadores, capacitación al personal, metodología de
cálculos).

IV
PRESENTACION
En el presente informe presenta la experiencia que adquirí en la Concentradora
Cuajone en mis tres años de experiencia.
En el Capítulo I, se refiere a las generalidades referentes a Southern Peru Copper
Corporation y la Unidad Productiva Cuajone, la estructura organizacional de la
Gerencia Concentradora, además se detalla el proceso productivo de la
Concentradora Cuajone, explicando todas las etapas y los equipos que los
conforman.
En el Capítulo II, se describe el Sistema de Control mas importante de la planta
Concentradora, que está a cargo del Departamento de Control de Procesos, además
de los analizadores en línea y el Sistema PI.
En el Capítulo III, se describe los aspectos teóricos del HPGR, donde se describen el
principio de funcionamiento, ventajas y desventajas; además se describe la filosofía
de control y operación.
En el Capítulo IV, se describe la evaluación metalúrgica que se realizó, en este
capítulo se muestra la estrategia que se empleó para evaluar la repercusión en la
etapa de chancado y molienda.

V
Índice
1. CAPITULO I: GENERALIDADES, ESTRUCTURA ORGANIZACIONAL Y
DESCRIPCION DEL PROCESO.....................................................................................1
1.1. Southern Peru Copper Corporation................................................................ 1
1.2. Unidad Productiva Cuajone............................................................................ 1
1.2.1. Ubicación y acceso.................................................................................. 1
1.2.2. Mina Cuajone........................................................................................... 1
1.2.3. Concentradora Cuajone........................................................................... 2
1.3. Estructura Organizacional. ............................................................................. 2
1.4. Funciones y Responsabilidades de Departamento de Metalurgia.................. 3
1.5. Funciones y Responsabilidades de Departa de Control de Procesos............ 4
1.6. Funciones y Responsabilidades de Departamento de Costos y Estadísticas.4
1.7. Descripción del Proceso en la Concentradora Cuajone. ................................ 5
1.7.1. Chancado Primario. ................................................................................. 7
1.7.2. Trituración Secundaria y Terciaria. .......................................................... 7
1.7.3. Sección Molienda..................................................................................... 9
1.7.4. Flotación Rougher.................................................................................... 9
1.7.5. Flotación Cleaner – Scavenger.............................................................. 10
1.7.6. Planta de Moly. ...................................................................................... 11
1.7.7. Planta de Filtrado y Secado................................................................... 13
1.7.8. Espesadores de Relaves. ...................................................................... 13
1.7.9. Bombeo de Agua Recuperada............................................................... 14

VI
2. CAPITULO II: SISTEMAS DE CONTROL DE PROCESOS Y ANALIZADORES
EN LÍNEA. .....................................................................................................................15
2.1. Sistema de Control Distribuido (DCS). ......................................................... 15
2.1.1. Fundamento Teórico.............................................................................. 15
2.1.2. Arquitectura del Sistema de Control Distribuido y descripción del System
800xA. 15
2.1.3. Aplicaciones en planta. .......................................................................... 16
2.1.3.1. Molienda............................................................................................. 17
2.1.3.2. Flotación............................................................................................. 19
2.1.3.3. Remolienda flotación Cleaner, Scavenger y Espesadores................. 21
2.2. Sistema PI.................................................................................................... 23
2.2.1. Aplicaciones en Planta........................................................................... 23
2.3. Analizadores En Línea de Leyes y Tamaño de Partículas. .......................... 26
2.3.1. Analizadores de Leyes (COURIER’s). ................................................... 26
2.3.1.1. Principio de Análisis............................................................................ 26
2.3.1.2. Componentes del Sistema.................................................................. 27
2.3.1.3. Calibración de los Courier’s................................................................ 28
2.3.1.4. Equipos y Operación en Planta. ......................................................... 28
2.4. Analizadores de tamaño de partícula (PSI’s). .............................................. 29
3. CAPÍTULO III: ASPECTOS TEÓRICOS, CONTROL Y OPERACION DEL HPGR.33
3.1. Historia del HPGR (Rodillos de Molienda de Alta Presión). ......................... 33
3.2. Ventajas y Desventajas de los HPGR. ......................................................... 34
3.2.1. Ventajas: ................................................................................................... 34
3.2.2. Desventajas: ............................................................................................. 35

VII
3.3. Descripción del HPGR.................................................................................. 36
3.4. Operación del HPGR en la Concentradora Cuajone. ................................... 38
3.4.1. Diagrama de Procesos Actual del Circuito de Chancado Secundario-
Terciario.............................................................................................................. 38
3.4.2. Operación y Control del HPGR.............................................................. 40
3.4.2.1. Lazo de control PI para la Tolva del HPGR. ....................................... 41
3.4.2.2. Lazo de control de guillotinas. ............................................................ 41
3.4.2.3. Lazo de control de Amperaje de Motores........................................... 42
3.4.2.4. Control de velocidad de rodillos.......................................................... 42
4. CAPÍTULO IV: EVALUACIÓN METALÚRGICA DEL HPGR...................................44
4.1. Configuración Actual del Circuito Chancado Secundario-Terciario. ............. 44
4.2. impacto en la Distribución Granulométrica en Alimentación a Molinos. ....... 49
4.3. Impacto del HPGR en el Tonelaje Procesado en Molienda.......................... 52
4.4. Consumo Específico de Energía. ................................................................. 53
4.5. Efecto de fracturación del HPGR en el centro y costados de los rodillos..... 57
4.6. Costos de Operación y Mantenimiento del HPGR. ...................................... 59
4.7. Otros Parámetros HPGR.............................................................................. 60
5. CONCLUSIONES. ..................................................................................................62
6. RECOMENDACIONES...........................................................................................63
7. APORTE TECNICO DEL INFORME.......................................................................64
8. BIBLIOGRAFÍA. ......................................................................................................65
ANEXO 1: Flowsheet Del Ciruito De Chancado Primario..............................................66
ANEXO 2: Flowsheet Del Ciruito De Chancado Secundario y Terciario. ......................67
ANEXO 3: Flowsheet Del Ciruito De Molienda..............................................................68

VIII
ANEXO 4: Flowsheet Del Ciruito De Flotación y Remolienda. ......................................69
ANEXO 5: Flowsheet Del Ciruito De Planta De Molibdeno. ..........................................70
ANEXO 6: Flowsheet Del Ciruito De Planta De Molibdeno. ..........................................71
ANEXO 6: Flowsheet Del Ciruito De Espesadores de Relaves.....................................72
ANEXO 7: Reporte de análisis granulométrico HPGR. .................................................73

1
1. CAPITULO I: GENERALIDADES, ESTRUCTURA ORGANIZACIONAL Y
DESCRIPCION DEL PROCESO.
1.1.Southern Peru Copper Corporation.
Southern Peru Copper Corporation (SPCC) fue fundada el 12 de Diciembre de
1952, contribuye significativamente en el sur del país, por su aporte económico
en la generación de empleo, compras de insumos, bienes y servicios, así
como la generación de divisas producto de sus exportaciones. SPCC es el
productor integrado de Cobre más grande del país y una de las diez
principales empresas cupríferas del mundo. Su personal está conformado por
un equipo de primer nivel, integrado por más de 3500 personas que laboran
en Toquepala, Ilo, Cuajone, Lima, Arequipa y Tacna.
Southern Peru extrae el mineral de los yacimientos de tajo abierto ubicados
en Toquepala y Cuajone.
1.2.Unidad Productiva Cuajone.
1.2.1. Ubicación y Acceso.
Cuajone se encuentra ubicado a 40 Km. de la ciudad de Moquegua en el sur
del país, y a una altura de 3 360 metros sobre el nivel del mar.
1.2.2. Mina Cuajone.
El 25 de Noviembre de 1976 se inauguró la mina Cuajone, la cual cuenta con
reservas de 1153 millones de TM de mineral, con una ley promedio de 0.64%
de Cobre y con una ley promedio de Molibdeno de 0.020%. Asimismo, 59
millones 700 mil TM de óxidos de cobre lixiviable de 0.42% de Cobre

2
1.2.3. Concentradora Cuajone.
En la Concentradora se realiza el proceso de concentración de sulfuros
secundarios. La concentradora inicio sus operaciones el 25 de Noviembre de
1976 y fue diseñada para producir 45,000 TC/Día de Mineral. Durante estos 37
años de operación muchos cambios se hicieron para aumentar la capacidad
de tratamiento, siendo su capacidad de procesamiento actual de 87,000 TM
secas por día.
El depósito es un pórfido de Cobre con una mineralización de Latita Porfirítica
y Andesita Intrusiva; teniendo una ley acumulada para a Junio del 2014 de
0.688 % Cu y un índice de trabajo de 16.38 kW-h/TC.
El mineral se trata en un circuito convencional de concentración, este proceso
consiste de Chancado, Molienda y Flotación para los circuitos de Cobre y
Molibdeno. El concentrado de Cobre con un grado de 26% se transporta por
tren hacia la Fundición de Ilo, mientras que el concentrado de Molibdenita con
un grado de 54% de Mo, el cual se vende como tal.
A cierre de Año 2013, se han procesado 29’353,025 de TMS de mineral, con
una ley promedio de Cu de 0.669%, produciendo 646,730 TM de concentrado,
el grado promedio del concentrado producido fue de 25.8%.
En lo que va del 2014, a Junio se han procesado 15’296,646 toneladas
métricas de mineral con una ley promedio de Cobre de 0.688%.
1.3.Estructura Organizacional.
La Concentradora Cuajone tiene una organización clásica, funcional en la que
se agrupa especialidades ocupacionales similares, en la que se ha dado
relevancia a los departamentos de Metalurgia y Control de Procesos.

3
Esta organización no sufrió cambios estructurales en su organización con el
cambio de Directorio al realizarse la adquisición de acciones mayoritaria por el
grupo México.
Figura 1.1: Organigrama Concentradora Cuajone.
1.4.Funciones y Responsabilidades del Departamento de Metalurgia.
 Muestreo y preparación mecánica de muestras por turno del circuito de la
Concentradora, se tienen instalados muestreadores automáticos Heath &
Sherwood en los flujos: alimentación a flotación (overflow molinos), cola
final Planta de Cobre, concentrado final Planta de Cobre, cola final Planta
de Moly y concentrado final Planta de Moly.
 Muestreo y preparación mecánica de muestras de alimentación a molinos.
 Muestreo y determinación de humedad del concentrado envía a fundición.
 Optimizar los procesos de flotación, realizando pruebas con nuevos
reactivos.
Gerencia
Concentradora
Superintendencia de
Operaciones
Superintendencia de
Procesos y SSGG
Departamento de Costos
y Estadísticas
Operaciones
Concentradora
1. Jefe de Guardia
2. Supervisor de Molinos y Flotación
3. Supervisor de Chancado
4. Operadores
CP1: 2
CP2: 3
CP3: 3
CP4:2
CP6:3
CP7:2
Laboratorio
Químico
Metalurgia Control de
Procesos
SSGG
1. Empleado Lider
2. Asistentes: 3
1. Jefe de Metalurgia
2. Supervisores(3)
3. Operadores Muestras: 2
4. Laboratorio Metalúrgico: 1
5.Operadores HPGR: 1
1. Jefe de Departamento
2. Supervisores: 3
3. Empleado
1. Empleado Líder
2. Operadores: 6

4
 Optimización en las zarandas de clasificación en chancado secundario y
terciario.
 Evaluación metalúrgica del HPGR.
 Evaluación metalúrgica de los molinos primarios.
 Balances metalúrgicos en todas las etapas.
 Solución y gestión de problemas metalúrgicos generados en la
Concentradora, debido a cambios de mineralización.
 Determinación de índices de dureza en muestras de mineral.
 Cierres diarios y mensuales de producción de la Concentradora Cuajone.
1.5.Funciones y Responsabilidades del Departamento de Control de
Procesos.
 Se encuentra a cargo del Sistema de Control Distribuido (DCS), toda la
parte de la lógica de programación (Composer), HMI’s - gestión de alarmas
(System800xa), todo esto en la Planta de Cobre.
 Sistemas Expertos en Chancado Secundario y terciario.
 Sistemas Expertos en Molinos Primarios.
 Sistemas Expertos en espesadores de relaves.
 Análisis de imagen en línea Split.
 Administrador del sistema de información de planta (PI), portal web
Concentradora.
 Analizadores de leyes en línea (Courier’s) y analizadores de tamaño de
partícula en línea (PSI’s).
 Dosificadores de reactivos en línea.
1.6.Funciones y Responsabilidades de Departamento de Costos y
Estadísticas.
 Se encuentra a cargo la emisión de reportes oficiales de producción de la
Concentradora Cuajone, entre ellos se encuentran los reportes de cierre de
producción mensual, reportes de análisis de costos, reportes de

5
productividad, reportes de presupuestos anuales, planes de producción
anuales.
 Además se generan reportes diarios de estimación de la producción, los
cuales son remitidos a la alta dirección, dentro de los cuales se estiman y
validan la producción de concentrados de Cobre y de Moly, acumulaciones
dentro del proceso, como en tanques y espesadores de concentrado, así
mismo los tonelajes tratados en las diferentes etapas.
1.7.Descripción del Proceso en la Concentradora Cuajone.
En la figura 1.1 se muestra el diagrama general del proceso en la
Concentradora Cuajone, más adelante se detallara cada etapa.

6
Figura 1.1: Diagrama General del Proceso de la Concentradora Cuajone.

7
1.7.1. Chancado Primario.
El mineral procedente de la mina llega a la Concentradora en trenes
operados a control remoto, los cuales viene con 17 vagones de
aproximadamente 78 toneladas cada uno.
La descarga del mineral es por volteo lateral hacia un grizzly de 25 ½ x 22’
y de 6” de abertura. El mineral grueso cae a la Chancadora Primaria Allis
Chalmers de 60” x 89” (800 HP), donde son reducidos a menos 6”.
El material fino y grueso es transportado a una tolva de intermedios por dos
alimentadores de oruga de 84” x 31” (200HP), una faja (N° 1) de 2157’ x
60” (1250 HP) y otra (N° 2) de 629’ x 72” (400 HP), con un distribuidor de
carga N° 2, GC Elliot de 72” (30 HP). La capacidad de la tolva de
intermedios es de 300,000TM (53,2 00 TM vivas).
El circuito de trituración cuenta con campanas de succión de polvo en
diferentes puntos estratégicos, los cuales son direccionados a los
colectores y trabajan en contra corriente con un spray de agua, la cual es
utilizada en la etapa de molienda como agua de colectores.
1.7.2. Trituración Secundaria y Terciaria.
La trituración secundaria se realiza en tres líneas paralelas mediante tres
trituradoras Nordberg MP-1000 (1000 HP) y la trituración terciaria se
completa con siete trituradores HP-700 (700 HP).
El piso de tolva de intermedios tiene cuatro “chutes” por línea, los cuales
coinciden con las posiciones del distribuidor de carga, que alimentan a 12
alimentadores de oruga de 48” x 15” (15HP), 4 por cada línea.

8
El mineral es transportado hasta las 3 zarandas vibratorias Ty Rock de 6’ x
16’ de dos pisos, por tres fajas 3A (413’x54” y 40HP), 3B (497’x54” y 40HP)
y 3C(581’x54” y 75HP) equipadas con fajas magnéticas limpiadoras y
balanzas. Continúa el mineral por las 3 fajas 4A (1021’ x54” y 250HP),
4B(951’ x54” y 250HP) y 4C(951’ x54” y 250HP).
El producto -1/2” de las zarandas Ty Rock, es transportado por la faja N°5
de 175’ x 54” (30 HP), la cual descarga en la faja N°5A (200HP) de
144’x54”, posteriormente a la faja N° 5B (200HP) de 147’x54”, esta
alimenta a una Silo de 600 TM de capacidad, la faja N°5C (75HP) 51’x72”
alimenta mineral de la a la faja N°5D (245HP) 213’x72”, la faja N°5D
alimenta al HPGR marca Polysius - Rodillos de Molienda de Alta Presión
de 7.9’ diámetro x 5.4’ largo c/d rodillo, con una potencia de 3433HP c/d
rodillo , el producto del HPGR es transportado por la faja N° 5E(75HP)
82’x60”, la cual alimenta a la faja N° 9 de 2307 ‘ x 54” (2 x 700 HP) ,
posteriormente pasa a la faja N° 10 de 1510’ x 54” (500 HP). El producto
grueso +½” es alimentado a las 3 trituradoras secundarias cuyo producto
es descargado en 3 zarandas Banana Screen Nordberg de 10’ x 21’ (50
HP).
El producto grueso +½” es transportado por la faja N° 6 de 1570’ x 54” (500
HP), pasa por el magneto de autolimpieza de 54” x 60” (7.5 HP) y
descarga en la faja N° 7 de 1,635’ x 54” (600 HP) y con ayuda del
distribuidor de carga N° 7 de 54” (30 HP) el mineral es depositado en la
tolva de terciarias, se tiene 7 alimentadores de 68’ x 60” (25 HP) las cuales
alimentan a las 7 chancadoras terciarias, el producto triturado es
descargado en 7 banana screen Nordberg 8’ x 21’ (40 HP). El producto
grueso retorna a la tolva de terciarias por la faja N° 6, completando de esta
manera el circuito cerrado. El producto fino es transportado por la faja N° 9
luego es transferido a la faja N° 10, y un distribuidor de carga (N° 10) GC
Elliot 54” (20HP), llegando a la tolva de finos cuya capacidad es de 205,000
TM (63,500 TM vivas), completando de esta manera el circuito de
chancado.

9
1.7.3. Sección Molienda.
La molienda se realiza en una sola etapa, el mineral de la tolva de finos
llega a los molinos por intermedio de 24 feeders de 54” x 40’ (7.8 HP) y 6
feeder de 54” x 40’ (25 HP), diez fajas transportadoras N° 12, equipadas
con balanzas, que descargan en el scoop de cada molino.
Existen 11 molinos de bolas los cuales operan en circuito directo: 8 Allis
Chalmers de 16.5’ x 20’ accionados con motores de 3000 HP, que operan
en circuito cerrado mediante bombas GIW de 16” x 14” LSA 39 (150 HP) y
bancos de 4 ciclones D-26. Dos molinos Svedala de 20’ x 33.5’ de 9000 HP
c/u con bombas Warman de 20” x 18” y motores de 900 HP con 6 ciclones
D-33, por último el nuevo molino Polysius de 16.5’ x 20.8’ con una
potencia de 3000HP que opera con bomba Krebs de 200 HP y con 4
ciclones D-26. El producto de la molienda es clasificado, de donde se
obtiene un producto grueso denominado underflow el cual retorna al molino
y un producto fino denominado overflow es enviado a flotación.
En esta sección se usan tres tipos de agua: de los colectores de polvo,
fresca y recuperada.
Existen también bombas automatizadas de diafragma las que se usan para
dosificar reactivos, además de un sistema de adición de lechada de cal que
está instalado en toda la zona de molinos.
Los 11 molinos tienen analizadores de tamaño de partículas para controlar
el producto final de la molienda (PSI 200 y PSI 300).
1.7.4. Flotación Rougher.
El overflow de los 11 molinos pasa por cuatro bombas de 18” x 14” de 600
HP, alimenta a 04 baterías de 10 ciclones D-20 cada una, para hacer la

10
separación de gruesos y finos con una distribución de carga de 56% para
las arenas y 44% para las lamas, con un corte en la malla 150(105 micras).
Las arenas (U/F de los ciclones) a 70% de sólidos es colectada y diluida a
40% para alimentar a tres filas de celdas OK-100 TC (3500 ft3) y OK-160
TC (5600 ft3), y el rebose de los ciclones es colectado en el launder de
donde se reparte a las tres filas de celdas OK-100 (18 celdas) de flotación
de lamas con 20% de sólidos.
Los concentrados rougher pasan a alimentar remolienda y luego el
overflow de remolienda a la flotación cleaner, la cola rougher es parte de la
cola final.
1.7.5. Flotación Cleaner – Scavenger.
El concentrado rougher tanto arenas como lamas es enviado al cajón de
transferencia de donde se distribuye la alimentación a remolienda Sur y
Norte, configurados en circuito inverso, con la ayuda de dos bombas de 16”
x 14” de 400 HP. Cada sección de remolienda cuenta con 2 molinos Allis
Chalmers de 10.5’ x 17’ de 800 HP cada uno y se completa el circuito
empleando una bomba Denver de 16” x 14” de 300 HP y una batería de 12
ciclones Krebs de 10” por sección. El concentrado rougher es molido a
80% passing malla - 325. Después de la clasificación en los ciclones, el
rebose es diferido al cajón distribuidor del cleaner por dos bombas (Sur y
Norte) Denver de 16” x 14” de 250 HP.
El cajón distribuidor entrega la alimentación a la flotación cleaner
conformada por 8 celdas columna, 6 de 10'’ x 44'’de 3300 ft3 y 2 celdas
columnas CPT 3.05m x 13.5m, El concentrado Bulk (Cobre-Moly) de las
celdas columna es el producto final que va por gravedad al espesador de
Cobre-Moly (160 ft de diámetro). Las colas de las celdas columna son
transferidas al cajón de alimentación Scavenger por 4 bombas de 12” x 10”
de 125 HP, de donde el flujo se reparte a los 2 circuitos Scavenger: El

11
Norte conformado por 5 celdas Wemco de 60m3 c/u y el Sur por 6 celdas
Door Oliver de 1350ft3 c/u.
Los concentrados scavenger (concentrado scavenger sur y norte) son
derivados por dos bombas Denver de 16” x 14” de 200 HP al cajón
distribuidor del cleaner donde existe un compartimiento aislado para
transferirlo al molino Svedala VTM 800 WB de 800 HP que trabaja en
circuito cerrado con una bomba de 16” x 14” de 150 HP y una batería de 6
ciclones D-20. El overflow es enviado al cajón distribuidor de las celdas
columnas Norte. Las colas scavenger forman parte de la cola final.
1.7.6. Planta de Moly.
El concentrado Bulk Cu-Mo proveniente del espesador de Cu-Mo (02
bombas Denver 5” x 4”) llega al cajón de distribución de 161 ft3 de donde
se distribuye la carga a tres tanques de envejecimiento de 30’ x 30’ y 60
HP c/u. Existen tres bombas de transferencia de 6” x 4” de 30 HP. El
concentrado Cu-Mo llega a la flotación rougher por medio de dos bombas
Galigher 6” x 72” de 30 HP.
El circuito rougher está formado por 6 celdas OK-8 de 300 ft3 de 25 HP. El
concentrado rougher es enviado por dos bombas Galigher 6” x 72” a
alimentar a la primera limpieza conformada por 08 celdas Denver DR-300
de 100 ft3. La cola rougher es enviada al espesador Eimco de Cobre de
160’ de diámetro. (2 x 10 HP) por medio de dos bombas Denver de 10’ x 8”
de 40 HP.
El concentrado de la primera limpieza pasa a la segunda limpieza por
medio de una bomba de 5” x 4” (15 HP). Este circuito tiene 16 celdas
Galigher de 50 ft3 (15 HP).

12
El concentrado de la segunda limpieza más la cola de la cuarta limpieza
alimentan a la tercera limpieza (Bomba de 5” x 4”, 25 HP). La cola de la
segunda limpieza es enviada al espesador de Concentrado Cu-Mo.
La tercera limpieza consta de 4 celdas Denver DR-300 de 100 ft3. Su
concentrado junto con la cola de la celda columna pasa como alimento de
la cuarta limpieza.
La cuarta y quinta limpieza tienen un total de 12 celdas Denver SP18 de 25
ft3, 6 por cada limpieza. El concentrado de la cuarta pasa como alimento de
la quinta, la cola de la quinta es parte de la alimentación de la cuarta. El
concentrado de la quinta pasa al tanque de cocimiento de 7’ x 7’ (7.5 HP y
269.5 ft3), trabaja con dos bombas verticales de 6” x 72”. Si el concentrado
de la celda columna es de baja calidad, también es enviado al tanque de
cocimiento. Esta pulpa es enviada a la sexta limpieza.
La sexta, séptima, octava, novena y décima limpiezas cuentan con 12
celdas Denver SP18 de 25 ft3 en una distribución de 4, 2, 2, 2 y 2
respectivamente. El concentrado de la sexta alimenta a la séptima, el
concentrado de esta alimenta a la octava.
El concentrado de la octava alimenta a la novena y el concentrado de la
novena alimenta a la décima. El concentrado de la décima es el
concentrado final. Si la calidad del concentrado de la Celda Columna es
buena puede salir como concentrado final, el cual va al espesador.
El producto del espesador pasa a los 3 tanques de lixiviación de 1357 ft3
(40 HP), de allí se alimenta al filtro de tambor Door Oliver 6’ x 8’ (1HP), el
producto filtrado pasa al secador “Holoflite Dryer” de 7.5 HP. En cuanto a
las colas, estas van en contracorriente de la décima, novena, octava,
séptima y sexta.

13
1.7.7. Planta de Filtrado y Secado.
La planta de filtros recibe el underflow del espesador de Cu de 160’ de
diámetro y mediante una bomba Denver de 5” x 4” el concentrado es
enviado a un tanque agitador que alimenta a los filtros. De este tanque se
recircula por una tubería con una bomba Denver de 5” x 4” a la
alimentación de los cuatro filtros de tambor Eimco de 12’ x 18’, teniendo
como equipo auxiliar tres bombas de vacío Nash Hytor de 4300 CFM (300
HP) y una compresora de aire para el soplado. La torta de los filtros tiene
una humedad de 12 a 14% y mediante las fajas 15A y 15B de 136’ x 36” de
movimiento reversible y un alimentador en espiral, es alimentado a
cualquiera de los dos secadores rotatorios Head Wrighton de 10” diámetro
x 60’, de donde sale el concentrado de cobre con una humedad de 7 a 8%
y es transportado a la pila de concentrado (2,500 TM) por medio de la faja
N° 17 de 165’ x 36” (5 HP) y la faja N° 18 de 467’ x 36” (15 HP).
(Actualmente solo se operan estos filtros tambores y los secadores en
condiciones según la operación o por mantenimiento de los otros dos
filtros).
El Filtro de presión Larox PF 96 (potencia hidráulica 100 HP) que trabaja
con dos compresores una para el prensado de 100 HP y otra para el
secado de 250 HP. Tiene su propia pila de concentrado cuya capacidad es
de 2800 TM.
Adicionalmente se cuenta con un nuevo Filtro Prensa Modelo Dorr Oliver
EIMCO M1500 FBM (FLSmidth) con potencia hidráulica de 65HP. Tiene su
propia pila de concentrado cuya capacidad es similar a la del Filtro Larox.
1.7.8. Espesadores de Relaves.
La sección de relaves tiene la función de recepcionar las colas finales de
flotación de la Planta de Cobre (Relave) y a la vez recuperar agua
mediante sedimentación dosificando floculante, el agua se reutiliza en las

14
etapas de molienda – flotación. Este relave es enviado para su
acumulación final en la represa de Quebrada Honda con un porcentaje de
sólidos de 53%.
La cola final proveniente de molinos y flotación llegan a un cajón de
distribución donde el flujo se reparte en dos un ramal con el 40% de la
carga para el Hi Rate y el 60% para los espesadores convencionales. Los
tres espesadores antiguos son de 430 ft de diámetro cada uno, dos Eimco
(3 motores de 7.5 HP c/u) son del tipo Caisson. Cada espesador en el
fondo del Caisson tiene dos bombas Denver SRL-C de 12’ x 10” (75 HP) y
un Door Oliver (4 motores de 7.5 HP) con tres bombas de descarga
similares a los Eimco.
Un nuevo espesador de 140 ft de diámetro tipo Hi -Rate, ha sido instalado
para procesar el incremento de tonelaje y tiene una capacidad de
tratamiento de hasta 45000 TM/día. Este espesador está conformado por
un tanque de acero, un sistema automático de preparación y dilución de
floculante. Un mecanismo automático de levante de los rastrillos.
El underflow del espesador fluye por gravedad a un promedio de 60% de
sólidos al canal de relaves actual. El overflow fluye también por gravedad al
tanque de agua recuperada, del cual se bombea a los reservorios actuales
y luego por gravedad se alimenta nuevamente a la planta.
1.7.9. Bombeo de Agua Recuperada.
El sistema de recuperación de agua tiene un nuevo tanque de 70’ de
diámetro por 29’ de altura, el cual recibe el agua del nuevo espesador. Seis
bombas nuevas de 1000 HP cada una y con capacidad de bombeo de
10000 GPM. El agua recuperada es llevada a unos pozos para volverlos a
usar en el proceso.

15
2. CAPITULO II: SISTEMAS DE CONTROL DE PROCESOS Y
ANALIZADORES EN LÍNEA.
2.1.Sistema de Control Distribuido (DCS).
2.1.1. Fundamento Teórico.
El Sistema de Control Distribuido que se usa actualmente es el Symphony -
Harmony de ABB, los cuales usan unos controladores integrados (PCU’s),
los sistemas están monitoreando y controlando las variables del proceso,
El Sistema de Control Distribuido provee la capacidad de dividir las
funciones del proceso en muchos componentes proporcionando robustez,
flexibilidad a la operación, confiabilidad al sistema, reducción de costos y
facilidad de implementación.
En el año 2008 se hizo un Upgrade al Software de visualización de
pantallas del Conductor NT al System800xa, en la parte de las lógicas de
control están programadas en Composer.
2.1.2. Arquitectura del Sistema de Control Distribuido y Descripción
del System 800xA.
System 800xA es un sistema para controlar y monitorear los procesos y
contiene la funcionalidad necesaria para hacer que este control y
supervisión sea eficiente.
System 800xA presenta tres interfaces de trabajo predefinidos: el Operator
Workplace exclusivo para uso de operadores, el Plant Explorer Workplace
exclusivo para aplicaciones de ingeniería.
Ingeniería tiene acceso a la información vía el Engineering Workplace que
es la interface o enlace para ingeniería para realizar las modificaciones

16
necesarias que permitan controlar el proceso. Tiene acceso a la
sintonización de Planta, configuración de tendencias, alarmas, y todas las
funciones del sistema como gráficas, eventos, etc.
System 800xA for Harmony se conecta al loop del sistema de control
distribuido INFI90, instalado en la concentradora a través de un servidor de
conectividad (Harmony Connectivity Server). Sin embargo el sistema
propiamente reside en el servidor de aspectos (Aspect Server) donde se
realizan los desarrollos de configuración de pantallas de control desde el
cual el operador comandará sus equipos
Figura 2.1: Red de comunicaciones del DCS Planta de Cobre.
2.1.3. Aplicaciones en planta.
El sistema controla señales digitales y analógicas, estas señales son
enviadas/recibidas de campo por los sensores, actuadores hacia los
PCU’s, las señales son transmitidas por el loop, los clientes pueden
manipular/monitorear mediante a conexión con el HCS.

17
2.1.3.1. Molienda.
Esta etapa es la que tiene mayor instrumentación y desarrollo, donde se
tiene el control sobre el tonelaje molido, además se tienen configuradas
alarmas que indican problemas en el equipo, ayuda a detectar interlocks y
permisivos para el arranque del equipo. El control principal en esta etapa
consiste en:
 Arranque, parada del molino de bolas.
 Arranque, parada de la bomba de alimentación a hidrociclones.
 Arranque, parada de bombas de lubricación de alta presión y baja
presión.
 Arranque, parada y control de velocidad de los alimentadores.
 Arranque, parada de las fajas N°12 que alimenta al molino.
 Control de tonelaje, el cual trabaja con un PID el cual tiene como
variable manipulable la velocidad de los alimentadores.
 Control de agua de alimentación al molino y dilución al cajón de bomba
de hidrociclones.
 Las variables que se monitorean en esta etapa son la potencia del motor
del molino, granulometría en el overflow, presión de hidrociclones, nivel
de cajón, amperaje de bomba de hidrociclones, temperatura del motor
del molino de bolas.

18
Figura 2.2: HMI System 800xa, Operación molino de bolas 1A.
Figura 2.3: HMI System 800xa, sistema de lubricación molino de bolas 1A.

19
Figura 2.4: HMI System 800xa, monitoreo de temperaturas molino de bolas 1A.
2.1.3.2. Flotación.
El control principal en esta etapa consiste en:
 Arranque, parada los rotores de las celdas de flotación.
 Arranque, parada las bombas de alimentación a hidrociclones.
 Control de nivel de celda, el cual trabaja con un PID el cual tiene como
variable manipulable el flujo de descarga de la celda.
 Control de nivel de cajón el cual trabaja con un PID el cual tiene como
variable manipulable el flujo de succión por la bomba de hidrociclones.
 Se visualizan las leyes entregadas por los analizadores de leyes
(Courier’s) en los principales flujos del proceso.

20
Figura 2.5: HMI System 800xa, flotación rougher arenas (lado sur).
Figura 2.6: HMI System 800xa, flotación rougher lamas (lado norte).

21
Figura 2.7: HMI System 800xa, Courier Sur y Norte.
2.1.3.3. Remolienda Flotación Cleaner, Scavenger y Espesadores.
En esta etapa se tiene una alta automatización en los molinos, siendo
similar el control en los molinos primarios, exceptuando el control de
tonelaje en la alimentación. En las celdas columna se tiene el control
automático del nivel de celda, este trabaja con un lazo PID que tiene como
variable manipulable el flujo de descarga, de igual manera se tiene el
control de nivel en las celdas scavenger. Además se tiene el control de
encendido y apagado de las bombas, apertura y cerrado de válvulas.
En los espesadores se tiene el control de encendido apagado, un lazo de
control abierto de la válvula de descarga, y como variables de monitoreo el
torque, nivel de cama.

22
Figura 2.8: HMI System 800xa, circuito cleaner.
Figura 2.9: HMI System 800xa, circuito remolienda.

23
2.2.Sistema PI.
El Sistema PI de Osisoft, es un potente conjunto de herramientas destinado a
la adquisición, almacenamiento, procesamiento y visualización de datos. Este
sistema proporciona una gestión en tiempo real de eventos en toda la
Concentradora Cuajone.
Actualmente se viene usando la aplicación Web-Parts de Osisoft, que es
similar a navegar en Internet Explorer, este permite desplegar datos de planta
en tiempo real de la mayoría de parámetros de Concentradora Cuajone.
2.2.1. Aplicaciones en Planta.
Se ha desarrollado totalizadores, tendencias, estimadores, cálculos
metalúrgicos, alarmas, etc. Esto se muestra en el Portal Concentradora, el
cual tiene una estructura Web, la cual facilita la navegación entre pantallas
de las diversas operaciones, además tiene la facilidad de realizar
tendencias de cualquier variable.
Figura 2.10: Portal Concentradora overview - modo edición.

24
Figura 2.11: Portal Concentradora overview - HPGR.
Figura 2.12: Portal Concentradora overview – Chancado Secundario-Terciario.
Se tiene un AddIn para el Microsoft Excel (PI Datalink), el cual permite
importar datos de cualquier hora y fecha, así se logra realizar cálculos,

25
estadísticas, análisis de datos, etc. Como ejemplo se muestra un reporte
“X-Ray”, el cual nos da un resumen de las leyes los principales flujos.
Figura 2.13: Reporte de X-Ray generado en MS Excel.
Para tal reporte, se tienen restricciones con un lenguaje propio del PI, el
cual se muestra a continuación.
Figura 2.14: Filtros avanzados usados en PI-Datalink.
REPORTE ENSAYES X-RAY PLANTA DE COBRE - VARIANZA Control de Procesos - Cuajone
FECHA : <---- (año/mes/día) Nota: La actualización demora aprox. 90 seg. Fecha Actual
HORA Cola AREN Cola LAM
Cola
SCAV SUR
Cola
SCAV
NOR
Clean
Feed
Colum SUR
Colum
NOR
Conc
Final
Norte
Conc
Final
Sur
Conc
Final
Norte
Conc
Final
Sur
Conc
Final
Norte
Conc
Final Sur
%Cu %Sól %Mo %Fe %Zn %Cu %Cu %Cu %Cu %Cu %Cu %Cu
% Cu
Esti
%Mo
% Ins
Esti
% Ins %Cu %Fe %Mo %Zn %Cu %Cu %Mo %Mo %Fe %Fe
8:30 AM 0.598 36.952 0.009 5.101 0.021 0.044 0.130 2.368 0.090 0.004 - 9.41 29.19 0.38 25.50 0.33 30.48 - 57.71
9:30 AM 0.022 0.132 0.043 0.125 7.168 2.971 0.089 0.004 10.7 8.99 26.01 29.21 0.74 25.43 26.48 27.83 30.60 - -
10:30 AM 0.606 37.436 0.009 5.227 0.023 0.137 0.044 0.145 0.197 2.800 0.093 0.004 - 25.13 0.37 27.90 - 56.91
11:30 AM 0.612 37.609 0.009 5.278 0.025 0.140 0.045 0.126 0.185 6.667 1.876 2.678 0.093 0.004 11.0 9.99 25.46 28.83 0.39 0.83 25.87 0.39 0.39 27.75 29.92 85.04 53.63
12:30 PM 0.609 37.531 0.010 0.025 0.141 0.047 0.126 0.186 6.692 1.892 2.655 0.094 - 10.9 9.79 25.69 28.97 0.38 0.86 25.32 25.99 0.38 0.39 27.73 30.21 84.80 -
1:30 PM 0.602 37.486 5.312 0.027 0.048 0.135 0.188 6.889 1.887 2.731 0.095 0.004 10.8 9.57 25.88 29.06 0.39 25.63 26.09 0.39 0.39 27.82 30.30 84.60 -
2:30 PM 0.611 0.010 0.030 0.141 0.144 0.193 2.864 0.097 0.004 10.8 9.68 25.86 29.19 0.39 25.69 26.00 0.37 0.40 27.82 30.57 84.36 59.19
3:30 PM 0.614 38.231 5.437 0.032 0.058 0.141 0.195 6.566 1.989 2.854 0.102 0.004 10.8 9.54 25.87 29.19 0.39 25.49 26.19 0.37 0.40 30.59 83.69 -
4:30 PM 0.613 38.339 0.009 5.441 0.148 0.061 0.144 0.195 6.434 1.988 2.875 0.104 0.004 10.7 9.49 25.96 29.23 0.40 1.11 26.27 0.39 0.41 27.72 30.75 83.42 53.13
5:30 PM 0.615 38.316 0.010 5.459 0.062 0.155 0.190 6.448 1.984 2.770 0.108 0.005 10.6 9.29 26.11 29.26 0.41 1.13 25.81 26.35 0.38 27.71 30.81 82.82 54.86
6:30 PM 0.011 0.031 0.155 0.061 0.146 0.189 6.388 1.994 2.860 0.107 0.005 10.5 9.03 26.36 0.38 1.13 26.49 0.35 0.42 30.85 - 57.89
7:30 PM 37.791 5.422 0.154 0.063 0.190 6.619 0.107 0.005 10.5 9.06 26.37 29.33 0.40 1.11 26.26 26.46 0.38 0.43 27.79 30.86 - -
Avg "A" 0.609 37.74 0.010 5.33 0.03 0.144 0.052 0.138 0.191 6.65 2.00 2.81 0.098 0.004 10.7 9.44 25.96 29.15 0.39 0.99 25.58 26.22 0.37 0.40 27.8 30.5 84.11 56.19
8:30 PM 0.587 37.734 0.009 5.294 0.028 0.154 0.062 0.181 6.564 2.129 2.809 0.102 0.004 10.7 26.051 29.361 0.384 1.092 25.614 26.409 0.350 0.418 27.873 30.849 82.91 47.97
9:30 PM 0.584 37.704 0.008 5.246 0.028 0.060 0.174 6.837 2.650 0.124 - - 0.376 1.086 25.070 0.341 27.890 30.877 - -
10:30 PM 0.602 37.486 5.312 0.027 0.048 0.135 0.188 6.889 1.887 2.731 0.095 0.004 10.8 9.572 25.883 29.060 0.389 25.628 26.092 0.385 0.393 27.818 30.302 84.60 -
11:30 PM 0.611 0.010 0.030 0.141 0.144 0.193 2.864 0.097 0.004 10.8 9.682 25.862 29.192 0.388 25.689 26.003 0.373 0.403 27.817 30.567 84.36 59.19
12:30 AM 0.614 38.231 5.437 0.032 0.058 0.141 0.195 6.566 1.989 2.854 0.102 0.004 10.8 9.540 25.873 29.192 0.389 25.486 26.190 0.374 0.405 30.585 83.69 -
1:30 AM 0.613 38.339 0.009 5.441 0.148 0.061 0.144 0.195 6.434 1.988 2.875 0.104 0.004 10.7 9.487 25.964 29.233 0.399 1.110 26.271 0.387 0.411 27.715 30.751 83.42 53.13
2:30 AM 0.606 37.436 0.009 5.227 0.023 0.137 0.044 0.145 0.197 2.800 0.093 0.004 - 25.128 0.368 27.897 - 56.91
3:30 AM 0.612 37.609 0.009 5.278 0.025 0.140 0.045 0.126 0.185 6.667 1.876 2.678 0.093 0.004 11.0 9.994 25.465 28.832 0.391 0.834 25.874 0.395 0.387 27.748 29.916 85.04 53.63
4:30 AM 0.011 0.031 0.155 0.061 0.146 0.189 6.388 1.994 2.860 0.107 0.005 10.5 9.027 26.360 0.385 1.134 26.493 0.353 0.416 30.848 - 57.89
5:30 AM 0.613 38.339 0.009 5.441 0.148 0.061 0.144 0.195 6.434 1.988 2.875 0.104 0.004 10.7 9.487 25.964 29.233 0.399 1.110 26.271 0.387 0.411 27.715 30.751 83.42 53.13
6:30 AM 0.615 38.316 0.010 5.459 0.062 0.155 0.190 6.448 1.984 2.770 0.108 0.005 10.6 9.288 26.106 29.259 0.408 1.128 25.811 26.348 0.384 27.709 30.809 82.82 54.86
7:30 AM 0.011 0.031 0.155 0.061 0.146 0.189 6.388 1.994 2.860 0.107 0.005 10.5 9.027 26.360 0.385 1.134 26.493 0.353 0.416 30.848 - 57.89
Avg "B" 0.544 35.84 0.008 4.44 0.03 0.147 0.061 0.132 0.155 6.15 1.62 2.59 0.111 0.004 10.8 8.18 25.79 30.90 0.50 1.10 25.34 26.27 0.28 0.51 27.9 30.9 79.96 47.97
RECUP.
ESTIM.
Cu
RECUP.
ESTIM.
Mo
7/6/2014
7/6/2014
OVERFLOW COLA FINAL CONCENTRADO FINAL Cu-Mo
CONDICIONES piAdmin
XRFN062 OVERFLOW - %Cu ('XRFN062'>0.30 and 'XRFN062'<1.5)
XRFN066 OVERFLOW - %Solidos ('XRFN066'>26)
XRFN064 OVERFLOW - %MoS2 ('XRFN064'>0.005 and 'XRFN064'<0.5)
XRFN061 OVERFLOW - %Fe ('XRFN061'>0.5 and 'XRFN061'<10)
XRFN063 OVERFLOW - %Zn ('XRFN062'>0.35and 'XRFN062'<1.5)
XRFS022 COLA ARENAS A - %Cu ('XRFS022'>0.05 and 'XRFS022'<0.3)
XRFS012 COLA ARENAS B - %Cu ('XRFS012'>0.05 and 'XRFS012'<0.3)
XRFS052 COLA ARENAS C - %Cu ('XRFS052'>0.05 and 'XRFS052'<0.3)
XRFN012 COLA LAMAS A - %Cu ('XRFN012'>0.015 and 'XRFN012'<0.25)
XRFN032 COLA LAMAS B - %Cu ('XRFN032'>0.015 and 'XRFN032'<0.25)
XRFN042 COLA LAMAS C - %Cu ('XRFN042'>0.015 and 'XRFN042'<0.25)
XRFS032 COLA SCAVENGER - %Cu ('XRFS032'>0.05 and 'XRFS032'<0.6)
XRFN022 COLA SCAVENGER - %Cu ('XRFN022'>0.05 and 'XRFN022'<0.6)
XRFS082 COLA COLUMNAS - %Cu ('XRFS082'>0.5 and 'XRFS082'<10)
XRFN072 COLA COLUMNAS - %Cu ('XRFN072'>0.5 and 'XRFN072'<10)
XRFS062 COLA LAMAS - %Cu ('XRFS062'>0.015 and 'XRFS062'<0.25)
XRFN116 CONC FINAL - %Solidos ('XRFN116'>1 and 'XRFN116'<25)
XRFS126 CONC FINAL - %Solidos ('XRFS126'>1 and 'XRFS126'<25)
XRFN112 CONC FINAL - %Cu ('XRFN112'>15 and 'XRFN112'<31)
XRFS122 CONC FINAL - %Cu ('XRFS122'>15 and 'XRFS122'<31)
XRFN114 CONC FINAL - %MoS2 ('XRFN114'>0.08 and 'XRFN114'<2.5)
XRFS124 CONC FINAL - %MoS2 ('XRFS124'>0.08 and 'XRFS124'<2.5)
XRFN113 CONC FINAL - %Zn ('XRFN113'>0.09 and 'XRFN114'<5)
XRFS123 CONC FINAL - %Zn ('XRFS123'>0.09 and 'XRFS123'<5)
XRFN122 ALIMENT COLUMNAS - %Cu ('XRFN122'>1 and 'XRFN122'<20)
XRFS092 ALIMENT COLUMNAS - %Cu ('XRFS092'>1 and 'XRFS092'<20)
XRFN111 CONC FINAL - %Fe ('XRFN111'>20 and 'XRFN111'<35)
XRFS121 CONC FINAL - %Fe ('XRFS121'>20 and 'XRFS121'<35)
XRFS064 COLA FINAL - %MoS2 ('XRFS064'>0.001 and 'XRFS064'<0.050)
XRFN014 COLA LAMAS A - %MoS2 ('XRFN014'>0.001 and 'XRFN014'<0.030)
XRFN034 COLA LAMAS B - %MoS2 ('XRFN034'>0.001 and 'XRFN034'<0.030)
XRFN044 COLA LAMAS C - %MoS2 ('XRFN044'>0.001 and 'XRFN044'<0.030)
XRFS024 COLA ARENAS A - %MoS2 ('XRFS024'>0.001 and 'XRFS024'<0.045)
XRFS014 COLA ARENAS B - %MoS2 ('XRFS014'>0.001 and 'XRFS014'<0.045)
XRFS054 COLA ARENAS C - %MoS2 ('XRFS054'>0.001 and 'XRFS054'<0.045)
XRFS034 COLA SCAVENGER - %MoS2 ('XRFS034'>0.005 and 'XRFS034'<0.10)
XRFN024 COLA SCAVENGER - %MoS2 ('XRFN024'>0.005 and 'XRFN024'<0.10)
AvColaArenas PROMEDIO COLA ARENAS - %Cu ('AvColaArenas'>0.05 and 'AvColaArenas'<0.3)
AvColaLamas PROMEDIO COLA LAMAS - %Cu ('AvColaLamas'>0.015 and 'AvColaLamas'<0.25)
AvColaScav PROMEDIO COLA SCAVENGER - %Cu ('AvColaScav'>0.05 and 'AvColaScav'<0.6)
ColaReg_Cu COLA FINAL REGRESION - %Cu ('ColaReg_Cu'>0.03 and 'ColaReg_Cu'<0.3)
AvColaLamas_Mo PROMEDIO COLA LAMAS - %Mo ('AvColaLamas_Mo'>0.001 and 'AvColaLamas_Mo'<0.030)
AvColaArenas_Mo PROMEDIO COLA ARENAS - %Mo ('AvColaArenas_Mo'>0.001 and 'AvColaArenas_Mo'<0.045)
AvColaScav_Mo PROMEDIO COLA SCAV - %Mo ('AvColaScav_Mo'>0.005 and 'AvColaScav_Mo'<0.10)
ColaReg_Mo COLA FINAL REGRESION - %Mo ('ColaReg_Mo'>0.001 and 'ColaReg_Mo'<0.20)
Creg_CuREC_PLNT RECUPERACION PI - %Cu ('Creg_CuREC_PLNT'>70 and 'Creg_CuREC_PLNT'<100)
Creg_MoREC_PLNT RECUPERACION PI - %Mo ('Creg_MoREC_PLNT'>40 and 'Creg_MoREC_PLNT'<80)
cml_tph_total TMH molinos ('cml_tph_total'>2000 and 'cml_tph_total'<6000)

26
2.3.Analizadores En Línea de Leyes y Tamaño de Partículas.
2.3.1. Analizadores de Leyes (COURIER’s).
Courier es un analizador de alto rendimiento diseñado para una medición
precisa y fiable de elementos de elementos (Titanio al Uranio o números
atómicos 22 al 92), en la Concentradora Cuajone se usa para la medición
de Cu, Fe, Mo, Zn, Pb, Ins, en diferentes tipos de flujos para el control de
procesos. Utiliza el método de “fluorescencia de Rayos X” para medir las
concentraciones de elementos.
2.3.1.1. Principio de Análisis.
La radiación generada por el tubo de Rayos X saca a los electrones de su
órbita en el átomo “excitación”, un electrón de un nivel más alto llena la
posición dejada por el electrón anterior. La diferencia de energía entre los
niveles es emitido como una fluoresencia de rayos X (Fotón), cada
elemento presente en la muestra absorbe parte de esta energía, luego es
devuelta por el elemento y captada por el equipo, el cual mide la intensidad
y la ingresa a una ecuación grabada en la memoria del equipo, el resultado
de este cálculo representa el porcentaje o cantidad de elemento que
contiene la muestra.

27
Figura 2.15: Principio de medición del Courier.
2.3.1.2. Componentes del Sistema.
El sistema Courier está compuesto de una serie de distintos componentes,
incluido todo el equipo y dispositivos de control necesarios, desde el
muestreo primario hasta la presentación de los resultados del análisis. El
sistema Courier consta de:
 Sistema de muestreo primario (LSA, PSA).
 Sistema de muestreo secundario (MXA).
 Sonda del analizador.
 Muestreador de calibración.
 Panel de Control de Sonda (PCS).
Figura 2.16: Cortadores tipo LSA y PSA.
K
L
M
incident
radiation

e
K
L
M
fluorescence
radiation

K
E

28
2.3.1.3. Calibración de los Courier’s.
Los modelos de las leyes que se generan son función lineal de las
intensidades de Cu, Mo, Fe, Zn y Sc. Estos modelos se desarrollan usando
el Software Outocal, o también con el uso del análisis de datos de Excel.
Figura 2.17: HMI del Courier- Modelos de Predicción de Leyes.
2.3.1.4. Equipos y Operación en Planta.
Actualmente se tienen 3 Courier’s en la Concentradora Cuajone, dos en la
Planta de Cobre, e primero para flotación arenas, el segundo para flotación
lamas y el tercero se encuentra ubicado en la Planta de Moly, se realizan
modelos nuevos trimestralmente, esto para tener una alta confiabilidad en
la información proporcionada a Operaciones.

29
Figura 2.18: HMI del Courier-leyes.
Figura 2.19: HMI del Courier-Operación.
2.4.Analizadores de tamaño de partícula (PSI’s).
El Analizador de Tamaño de Partículas PSI 300 es un sistema de medición en
línea para pulpas de mineral. Este analizador es usado para el monitoreo y
control de la molienda, clasificación en plantas de procesamiento de
minerales. El PSI 300 toma automáticamente las muestras que provienen de

30
uno a tres flujos de proceso y mide el tamaño de las partículas en la pulpa en
el rango de 300-75 μm (mallas 48 a 200).
El sistema analizador reporta los resultados de análisis al sistema de
automatización de planta para el monitoreo y control del proceso en tiempo
real. Una variedad de distribuciones características de tamaño de partículas
pueden ser seleccionadas como salidas. Además se tiene en línea la medición
del pH y porcentaje de sólidos. Todas las mediciones se realiza en el O/F de
los 11 molinos primarios se tiene 4 PSI’s, 3 son PSI 300 y 1 PSI 200.
El PSI 300 es un equipo para medir en línea el tamaño de partículas en pulpa
de mineral. El proceso de análisis se inicia con la toma de la muestra por el
muestreador primario y es enviada al tanque de estabilización, y de allí
pasando por el densímetro, al cabezal de medición (PSTS – Particle Size
Transmitter Set) y finalmente al medidor de pH. Nuestros PSI´s actualmente se
encuentran configurados para recibir tres flujos, esto se logra gracias al
multiplexor accionado por pistones neumáticos. El cabezal de medición en
línea mide el tamaño de las partículas de la pulpa de mineral mediante un
mecanismo electromecánico de precisión.
Para el cálculo de mallas es necesario realizar ecuaciones de correlación con
el software Outocal. Las cuales son ingresadas y actualizadas por medio de su
pantalla táctil.
El PSI-300 internamente cuenta con un PLC GE-Fanuc VersaMax el cual
efectúa el cálculo de las mallas, densidad, pH, flowrate, average, desviación
estándar, así como control de válvulas tanto de agua como de aire.
El PSI-300 cuenta con interfaces de comunicación ModBus y señales
analógicas de 4 – 20 mA para comunicarlas con el DCS y están cableados a
los respectivos PCU´s ubicados en sus cuartos de control respectivos. Las
señales cableadas son las mallas #48, #65, % Sólidos y pH.

31
Figura 2.20: Sistema de muestreo PSI.
Figura 2.21: HMI PSI-Operación.

32
Figura 2.22: HMI PSI-Análisis Granulométrico.
Figura 2.23: Ejemplos de modelos usados en los PSI’s 300.
PSI-300-03
1B-PARTICLE-SIZE-M2B Malla+48
Fractión -3.00000 + 0.042290 X AVG + 0.003337 X STDEV + 2.637000 X 1/AVG
2B-PARTICLE-SIZE-M2B Malla+65
Fractión 7.85000 + 0.048270 X AVG + 0.003743 X STDEV + -7.598000 X 1/AVG
2C-PARTICLE-SIZE-M2C Malla+48
2C-PARTICLE-SIZE-M2C Malla+65
2D-PARTICLE-SIZE-M2D Malla+48
2D-PARTICLE-SIZE-M2D Malla+65

33
3. CAPÍTULO III: ASPECTOS TEÓRICOS, CONTROL Y OPERACION DEL
HPGR.
3.1.Historia del HPGR (Rodillos de Molienda de Alta Presión).
El origen de la tecnología de los rodillos de molienda de alta presión (HPGR)
se remonta a inicios del siglo XX, donde se utilizó principalmente en la
briquetización de carbón. La aplicación del equipo en procesos de
conminución fue producto del resultado de los estudios de compresión de
partículas realizados por el profesor Klaus Schönert a finales de los setenta y
comienzos de los ochenta.
La tecnología fue introducida en la industria del cemento en el año 1985-1986
y posteriormente se aplicó con éxito en la industria del diamante (1987). El
desarrollo de nuevos materiales para revestimientos de los rodillos, permitió la
aplicación exitosa de la tecnología a la industria del hierro (1994). Esta historia
de éxito es la que ha llevado a la minería metálica (las llamadas operaciones
en roca dura) a buscar en esta tecnología una alternativa a los procesos de
molienda “convencionales” en las plantas concentradoras, introduciendo el
equipo en la industria del Oro Cyprus Sierrita E.E.U.U. (2002) y en la del Cobre
Cerro Verde Perú (2006).
La alternativa HPGR resulta atractiva principalmente por la reducción de
costos operacionales, asociados a la reducción de medios de molienda y en el
consumo específico de energía. Además existen beneficios metalúrgicos,
asociados a los mecanismos de ruptura inherentes al equipo.
La curva de distribución de tamaños en la descarga de un HPGR es más
amplia y fina que la de los chancadores convencionales. Existe una
“conminución selectiva” para agregados de minerales de dureza heterogénea
como en cualquier equipo de conminución. La misma energía será aplicada a

34
todas las clases de materiales, lo que se traduce en una mayor liberación del
material.
En la actualidad existen tres fabricantes reconocidos de equipos HPGR, todos
con su casa matriz en Alemania: Polysius AG, KHD Humboldt Wedag GmbH y
Maschinenfabrik Köppern GmbH & Co. KG.
3.2.Ventajas y Desventajas del HPGR.
3.2.1. Ventajas:
 Reducción de costos de operación, la tecnología HPGR permite la
reducción de los costos de operación, producto del uso eficiente de la
energía en el mecanismo de ruptura y en la reducción del Work Index
Operacional en la etapa de molienda con bolas.
 Amplia distribución de tamaños y con mayor cantidad de partículas finas, el
HPGR produce una distribución de tamaño de partículas más amplia, y con
una mayor cantidad de partículas finas, que la distribución producida por un
triturador terciario.
 Tratamiento de minerales con un cierto grado de humedad, la alimentación
de un HPGR debe contener preferentemente un cierto grado de humedad,
lo que ayuda a generar una superficie autógena de desgaste competente.
Por lo general, facilita el procesamiento de minerales relativamente
húmedos. En algunos casos los minerales contienen una humedad de
hasta 10%. En Cuajone se tiene una humedad de 3.89%.
 Bajo consumo específico de energía, la cantidad de energía consumida al
emplear la tecnología HPGR, es considerablemente baja. Para la mayor
parte de los minerales, el consumo específico de energía oscila entre 0,8 -
3,0 kWh/t. en Cuajone es de 2.21 Kwh/TM procesada

35
 Menor sensibilidad a la variación del mineral, a diferencia de las
operaciones con molino SAG, el HPGR puede manejar un cambio en la
dureza del mineral, con poco efecto sobre el rendimiento de conminución.
3.2.2. Desventajas:
 Mayores costos de capital, Los circuitos con HPGR son más complejos.
Con el HPGR hay hasta dos etapas más de chancado, después está el
manejo de materiales y las instalaciones que en general son un poco más
grandes que las del molino SAG. El HPGR está limitado por el tamaño de
la alimentación (50 mm), razón por la cual opera en una etapa de chancado
terciario o etapa cuaternaria.
 Complejidad del sistema de transporte del mineral, al parecer, la principal
desventaja que presentan los circuitos de molienda con HPGR está
relacionada con la complejidad del sistema de transporte de mineral, el que
considera varias correas para el manejo de los distintos flujos y sistemas
captadores de polvo en sus traspasos.
 Humedad muy alta en la alimentación, materiales con una alta humedad
pueden producir un bajo rendimiento y mayores tasas de desgaste en los
rodillos. Cuando el material tiene mucha humedad se complica la
generación de capas autógenas en la superficie de los rodillos lo cual
puede disminuir notoriamente la vida de los rodillos, ya que no cuentan con
la protección deseada. Es decir, se podría producir un “lavado” de la capa
autógena y un desgaste acelerado de los rodillos.
 Incapacidad para manejar minerales arcillosos pegajosos, los HPGR son
incapaces de procesar minerales de arcillas pegajosas, debido al
deslizamiento de los rodillos, la reducción del rendimiento y la producción
de queques excesivamente grandes y competente.

36
3.3.Descripción del HPGR.
Un HPGR consta de dos rodillos horizontales, equipado con pistones
hidráulicos en uno de los lados, presionando contra el rodillo móvil estando el
otro rodillo fijo en el bastidor del equipo. Los componentes principales de esta
máquina son: los rodillos, los cardan, los reductores, los motores, los pistones
hidráulicos y la tolva de alimentación.
La alimentación es dirigida al espacio generado entre los dos rodillos de tal
manera que la cámara se mantenga constantemente llena. El mineral es
conminuido por un mecanismo de fractura entre partículas. Las partículas de
tamaño mayor a la abertura de operación arrastradas por fricción. El ángulo de
molienda obtenido es determinado por la presión aplicada a los rodillos. Las
presiones aplicadas en la abertura de operación pueden variar entre 80 y 130
bar.
La relación L/D tiene un efecto muy importante en las propiedades de los
componentes mecánicos, la posición del sistema motriz, el desempeño de los
rodillos y la vida útil de las piezas de desgaste. Los rodillos se encuentran
protegidos por blindajes gruesos, resistentes al desgaste y el mineral
contenido dentro de los rodillos por unas placas de desgaste. El tipo de
blindaje recomendado para minerales duros y abrasivos son rodillos
ensamblados por contracción con insertos de carburo de tungsteno.
Figura 3.1: Esquema de un HPGR.

37
Figura 3.2: Zonas de fractura HPGR.
El mineral se compacta gradualmente a medida que avanza por las zonas
definidas por éstos ángulos, naturalmente la densidad aparente del mineral
aumenta en la zona de extrusión. Cuando el producto del HPGR presenta
un alto grado de compactación, se denomina queque.
Figura 3.3: faja 5E, descarga HPGR.

38
3.4.Operación del HPGR en la Concentradora Cuajone.
3.4.1. Diagrama de Procesos Actual del Circuito de Chancado
Secundario-Terciario.
Se han adicionado 5 fajas transportadoras, un silo de 600TM y el HPGR,
modificando el circuito de chancado secundario y terciario, en la figura 3.4
se muestra el circuito actual.

39
Figura 3.4: Flowsheet del circuito de Chancado Secundario-Terciario.

40
La Tabla 3.1, resumen de características del HPGR.
Ítem Valores
Diámetro de Rodillos D, m 2.4
Largo de Rodillos L, m 1.7
Gap operacional, mm 33
Capacidad de Tratamiento, tph 2500
Presión media, bar 130
Máx. Potencia Instalada, kW 2560Kw
Velocidad de rodillos U, rpm 17.5
Consumo específico de energía, kWh/TMS 2.21
3.4.2. Operación y Control del HPGR.
El control para el HPGR estabiliza el sistema según las condiciones
existentes de cantidad y calidad del mineral alimentado al circuito. Se ha
buscado que el equipo opere de modo automático en su totalidad, el cual
está diseñado de tal forma que el control automático estabilice cualquier
variación en el proceso y se mantenga operando bajo las condiciones
establecidas.

41
Figura 3.5: HMI FactoryTalk del HPGR.
3.4.2.1. Lazo de Control PI Para la Tolva del HPGR.
En este lazo se tiene como objetivo mantener el nivel de Tolva en un valor
contante para mantener un nivel de cama de los rodillos, el cual debe
mantenerse entre 50 a 75%, la variable manipulada será la velocidad de la
faja 5C, la faja 5D tiene 2% más velocidad que la faja 5C.
3.4.2.2. Lazo de Control de Guillotinas.
En este lazo cumple la función de activar las guillotinas ante un valor
determinado de nivel de tolva con el fin de alimentar mineral a los rodillos o
dejar de hacerlo
Al subir el nivel de tolva a 60%, las guillotinas se abren hasta un 70%, En el
caso el nivel de Tolva baje a menos de 35% las guillotinas se cierran a
0%. Ambas lógicas están continuamente activadas durante toda la
operación del HPGR.

42
3.4.2.3. Lazo de Control de Amperaje de Motores.
En este lazo de control se busca estabilizar el amperaje de los motores
principales de los rodillos dado que el amperaje no debe pasar de 100%.
La variable controlada será el amperaje de los motores tanto el fijo como el
móvil. Normalmente se mantendrá en un Set de 95 a 98% de amperaje
(límite inferior y superior respectivamente). La variable manipulada será el
porcentaje de abertura de las guillotinas de cada lado independientemente.
Si el porcentaje de amperaje del motor del rodillo móvil sube por encima
del límite superior por 30 segundos, el porcentaje de abertura de la
guillotina bajara en 2%, de igual manera para el rodillo fijo. En caso
contrario si el porcentaje de amperaje del rodillo está por debajo del límite
inferior, la abertura de a guillotina se incrementará en 2%.
3.4.2.4. Control de Velocidad de Rodillos.
En este control o más conocido como control “Ecuación” se busca
determinar la velocidad de los rodillos de tal forma que el circuito se
mantenga estable ante cambios en el proceso de secundarias. De esta
forma se busca que automáticamente se regule una velocidad de los
rodillos sin desestabilizar el nivel de Tolva, el nivel de Silo ni el tonelaje de
la faja 9. La variable manipulada será la velocidad de los rodillos (la
velocidad del rodillo fijo y móvil es la misma). Normalmente se mantendrá
en un rango de 30 a 90% de velocidad (límite inferior y superior
respectivamente).
La Ecuación es un cálculo de la velocidad del rodillo adecuado para las
condiciones de operación, para eso se tienen tres variables de ingreso a
esta ecuación:

43
- Tonelaje por hora alimentado al Silo (tph). Este tonelaje es un cálculo
aproximado del tonelaje que lleva la faja 5A y está en función al
consumo de corriente de su motor.
- Nivel de Silo. Es el indicado por el sensor de nivel en la parte superior
del Silo.
- Nivel de Tolva. Es el porcentaje indicado por la celda de carga.
Estas tres variables arrojan un valor de porcentaje de velocidad de los
rodillos el cual es fijado a este valor.
Figura 3.6: Modelos usados para control de velocidad de rodillos.
Control sugerido:
Alimentación Valor Y
400 40
2500 100
Velocidad de rodillos en función del tonelaje alimentado
y = 0.0286x + 28.571
0
20
40
60
80
100
120
0 500 1000 1500 2000 2500 3000
Alimentaciónasilo(tph)
Límite
superior
eje
Y
1
90
20
100
30
90
20
100
20
90
70
Salida de la Ecuación de control de %Velocidad de Rodillos
Límite Superior e Inferior del Control de la velocidad
de rodillos
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
Superior inferior 50.0
Series4 Series5 Series6
%Velocidad
%Nivel Silo
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
Ecuación control 90 20 90 90
%Nivel Tolva
%Velocidad
1
2
3
4
3
4
5
%Vel

44
4. CAPÍTULO IV: EVALUACIÓN METALÚRGICA DEL HPGR.
En Octubre del 2013, se puso en marcha el HPGR, debido a la necesidad de
evaluar cuál fue la repercusión en chancado y principalmente en la etapa de
molienda, se realizaron las evaluaciones metalúrgicas, las cuales comprenden
¿cómo influyo la distribución granulométrica en la alimentación a molinos?,
¿se incrementó en tonelaje procesado en molienda?, ¿el consumo específico
de energía disminuyó?, y lo principal ¿cuánto es el incremento de tonelaje
procesado por molienda?, para ello se necesitó analizar que variables
metalúrgicas son las más influyentes.
Para la evaluación metalúrgica del HPGR se ha desarrollado una estrategia en
cuanto a personal, se ha capacitado y entrenado a 8 personas, para los
muestreos y preparación mecánica de los compósitos en la alimentación y
descarga del HPGR, además se realiza un muestreo diario por guardia en la
alimentación a molinos, al cual se le determina el Work Index por el método de
Bond, la data analizada para el presente informe está comprendida entre las
fechas 1 de enero 2013 a 30 de junio 2014.
4.1.Configuración Actual del Circuito Chancado Secundario-Terciario.
En la figura 4.1, se muestra la configuración del circuito de chancado antiguo,
en la figura 4.2, se muestra la configuración actual del circuito de chancado
incluyendo el HPGR, el proyecto contemplo incrementar la abertura de las
mallas de la zarandas de primarias de 20x45mm a 40x45mm (2 zarandas) y
37x45mm (1 zaranda), con este cambio se lograría incrementar el tonelaje
enviado al HPGR, actualmente el equipo procesa 1280 TMS/Hr, el Split en las
zarandas primarias sufrió una incremento de 5% (antes del HPGR era 25%,
ahora es 30%).

45
Figura 4.1: Configuración de chancado secundario-terciario antes HPGR.
Figura 4.2: Configuración de chancado secundario-terciario después HPGR.
Se realizaron balances de materia en todo el circuito de chancado, esto con el
fin de evaluar las distribuciones de tonelajes y los perfiles granulométricos en
Chancadoras
Secundarias (3)
Zarandas con aberturas
de 20x45mm
Chancadoras
Terciarias (7)
Pila de
Intermedios
Alimentación a Molinos
S=25%
1 Zaranda con aberturas de
37x45mm y 2 con 40x45mm
S=30%
Chancadoras
Secundarias (3)
Chancadoras
Terciarias (7)
HPGR
Pila de
Intermedios
Alimentación a Molinos

46
los diferentes puntos del circuito, en la figura 4.3 se muestra un resumen del
balance realizado el 28 de enero 2014; cabe mencionar que el HPGR no opera
como una chancadora secundaria o terciaria, el objetivo es la generación de
finos que se alimentara a la etapa de molienda. Según el balance de materia el
HPGR procesa el 31% del tonelaje que procesa chancado secundario-
terciario, esto se consiguió incrementando las aberturas de las zarandas 1A-
1C.
En la gráfica 4.1, se muestra una comparación de los perfiles granulométricos
del circuito de secundarias, como se observa el HPGR produce la mayor
cantidad de finos con respecto al circuito de chancado secundario.
En la gráfica 4.2, se muestra una comparación del perfil granulométrico del
circuito de terciarias con el HPGR, nuevamente el perfil granulométrico de
alimentación y descarga del HPGR son más finos que los perfiles
granulométricos de las chancadoras terciarias.
Gráfica 4.1: Distribuciones granulométricas en la etapa de chancado secundario -
HPGR.
0.00
20.00
40.00
60.00
80.00
100.00
120.00
100 1000 10000 100000 1000000
%
Acumulado
Pasante
Abertura de malla en micrones
Distribuciones Granulométricas En Chancado Secundario y HPGR
Alimentación a Chancado Secundario
Oversize Screen 1A-1C
Descarga Chancadora Secundaria
Oversize Screen 2A-2C
Undersize Screen 2A-2C
Undersize Screen 1A-1C
Descarga HPGR

47
Gráfica 4.2: distribuciones granulométricas en la etapa de chancado terciario -
HPGR.
0.0
20.0
40.0
60.0
80.0
100.0
120.0
100 1000 10000 100000 1000000
%
Acumulado
Pasante
Abertura de malla en micrones
Distribuciones Granulométricas En Chancado Terciario y HPGR
Alimentación a Chancadoras Terciarias
Descarga de Chancadoras Terciarias
Oversize Screen 3A-3G
Undersize Screen 3A-3G
Descarga HPGR
Alimentación HPGR

48
Figura 4.3: Balance de materia del circuito de chancado secundario-terciario.
1
TMS/hora:
Distribución:
% + 1/2":
D80 mm: 92.9
Tolvas Terciarias
86.5
03 chancadoras 07 chancadoras
MP 1000 HP 700
15.5
22.5
HPGR
%
339
69.0%
MUESTREO PLANTA DE CHANCADO CON HPGR
28 DE ENERO DEL 2014
4,042
100%
80%
945
2,566
2,788
63.5%
8.4%
31.0%
28.9%
42.5
94.2%
99.8%
2,904
71.9%
1.6%
63
93.2%
1,621
40.1%
829
20.5%
12.3%
23.4%
10.4
1,960
48.5%
96.4%
Tolva
29.4%
1,190
10.8%
3,640
10.9
37.6
36.0
10.5
8.8
10.4
90.0%
9.1%
95.3%
1,254
3
4
5
6
10
8
7
9
5A
5B
5C
5D
5E

49
4.2.Impacto en la Distribución Granulométrica en Alimentación a
Molinos.
Después de la puesta en marcha del HPGR, se vienen realizando muestreos
diarios en la alimentación y descarga del HPGR (6 veces por día), el
compósito es preparado en el Laboratorio Metalúrgico, además por cuestiones
de control ya establecidas en la alimentación a molinos, se realizan muestreos
6 veces por día (tres por cada turno).
En la tabla 4.1, se muestra un resumen de las distribuciones granulométricas,
las cuales son el promedio ponderado desde el 1 de enero al 30 de junio 2014,
con el fin de comparar como fue la distribución granulométrica antes de la
puesta en marcha del HPGR, se tomó el promedio acumulado desde enero a
octubre 2013.
El F80 del HPGR se calculó en 12871 micrones, el P80 en 7590, el F80 en la
alimentación a molinos antes del arranque del HPGR fue 10204 micrones,
después de la puesta en marcha se calcula en 9569 micrones. El F80 a
molinos disminuyó en 635 micrones. El Ratio de reducción del 80% del equipo
es 1.7.
Se tiene un 79.0% pasante en la malla ½” en la alimentación al HPGR, este se
incrementa a 91.4% (12%). Si se compara la malla ½” en la alimentación a
molinos antes y después de la puesta en marcha del HPGR, se mantiene casi
igual (91.9% vs 91.5%), por lo tanto el HPGR no incrementó el pasante en la
malla ½”.

50
La Tabla 4.1, Distribuciones granulométricas en HPGR y molinos.
Malla
Abertura
Micrones
Alim. HPGR
Acum. Ene-
Jun 2014
Desc.
HPGR
Acum. Ene-
Jun 2014
Alim.
Molinos
Acum. Ene-
Jun 2014
Alim. Molinos
Acum Ene-
Oct 2013
3/4" 19050 94.7 98.6 99.5 99.9
1/2" 12500 79.0 91.4 91.9 91.5
3/8" 9500 70.0 85.7 79.7 76.3
3M 6700 59.2 77.0 66.6 60.3
6M 3350 45.1 63.2 48.2 40.0
10M 1700 35.6 52.3 37.0 28.2
20M 850 28.9 43.9 29.3 20.5
35M 425 23.7 36.9 23.5 14.8
48M 300 21.4 33.8 21.3 12.6
65M 212 19.3 30.9 19.3 10.6
100M 150 17.8 28.8 17.6 8.7
-100M -150 0.0 0.0 0.0 0.0
D80 12871 7590 9569 10204
En la gráfica 4.3, se muestra un comparativo entre el perfil granulométrico
de alimentación a molinos antes y después de la puesta en marcha del
HPGR; y la distribución granulométrica en la descarga del HPGR, se
observa la gran generación de finos producidos por el HPGR, el aporte que
realiza el equipo es en la generación de finos, a partir de la malla #3(6700
micrones).

51
Gráfica 4.3: distribución granulométrica descarga HPGR y alimentación a molinos.
En la gráfica 4.4, se observa la distribución granulométrica en la
alimentación y descarga del HPGR, se aprecia que hay un ratio de
reducción desde la malla ¾” (19050 micrones).
Gráfica 4.4: distribución granulométrica HPGR Alimentación y Descarga.
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
100 1000 10000 100000
%
Pasante
Abertura (um)
Distribuiones Granulométricas HPGR y Alimentación Molinos
Desc. HPGR Acum. Ene-Jun 2014
Alim. Molinos Acum. Ene-Jun 2014
Alim. Molinos Acum Ene-Oct 2013
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
100 1000 10000 100000
%
Pasante
Abertura (um)
Distribuiones Granulométricas HPGR Alimentación y Descarga
Alim. HPGR Acum. Ene-Jun 2014
Desc. HPGR Acum. Ene-Jun 2014
Incremento de finos,
gracias al HPGR

52
4.3.Impacto del HPGR en el Tonelaje Procesado en Molienda.
Para la determinación del incremento del tonelaje después de la puesta en
marcha del HPGR, se consideró como variable el Work Index de Bond (WIB) y
el Work Index Operacional (WIOp), estas variables fueron comparados antes y
después de la puesta en marcha del HPGR.
En la gráfica 4.5, se muestra la comparación entre en WIB y el WIOp, donde
se puede apreciar en el periodo enero – setiembre 2013, el WIB fue menor
que el WIOp, siendo la eficiencia de molienda en promedio 96.46%, después
de la puesta en marcha periodo comprendido entre enero-junio 2014, el WIB
es casi similar al WIOp, lo cual indica que la operación en molinos mejoró,
siendo la eficiencia de molienda en promedio 99.59%. La eficiencia de
molienda es la división del WIB entre WIOp, el cual nos indica cuan eficiente
opera el molino con respecto al circuito de Bond.
Gráfica 4.5: Comparación entre WIB, WIOP y la eficiencia de molienda.

53
En la gráfica 4.6, se muestra la evaluación del incremento de tonelaje
procesado en la etapa de molienda, para lo cual se tomó el WIB y el
tonelaje como variables, se ha comparado los periodos antes y después
de la puesta en marcha del HPGR, en el mes de marzo se tiene un
incremento de 9.4% para un WIB entre 18.27 y 18.33 kWh/TM, en el mes
de mayo se tiene un incremento de 6.4% y en el mes de Abril 5.39%, en
promedio se tiene un incremento de 6.92%
En el mes de enero y febrero se tuvieron problemas operativos con un
molino, por tal motivo no se llegó al incremento deseado.
Gráfica 4.6: Evaluación de incremento de tonelaje HPGR.
4.4.Consumo Específico de Energía.
En la tabla 4.2, se muestra un resumen de los consumos de energía, los
cuales fueron obtenidos del reporte mensual de energía, el tonelaje procesado
por chancado y molienda fue obtenido del SIC.

54
La Tabla 4.2, consumo de energía y tonelaje procesado.
Para la evaluación del consumo específico de energía se tomaron dos
periodos antes y después del arranque del HPGR, los cuales tienen un
WIB promedio ponderado similar. En la tabla 4.3, se muestra un resumen
de los consumos específicos de energía en las diferentes etapas de
conminución.
 El periodo de evaluación que se consideró antes del arranque del HPGR
es desde enero-setiembre 2013, por tener un WIB promedio ponderado de
16.64Kwhr/TC.
 El periodo de evaluación que se consideró después del arranque del
HPGR es desde enero-junio 2014, esto por tener un WIB promedio
ponderado de 16.44Kwhr/TC.
Chancado
Secundario
y Terciario
HPGR
Molienda
y clasific.
Total
CONCENTRADORA
Molienda
Chancado
Secundario
Chancado
Terciario
HPGR
Ene 13 31 3,727,141 26,054,652 42,446,832 2,366,195 2,383,929 1,707,142
Feb 13 28 3,282,660 22,593,896 37,154,918 2,093,520 2,101,463 1,571,505
Mar 13 31 3,708,743 26,113,995 42,633,217 2,474,035 2,499,714 1,716,884
Abr 13 30 3,797,598 26,327,897 42,439,928 2,415,557 2,391,727 1,862,305
May 13 31 3,904,908 27,090,294 43,792,432 2,408,415 2,390,680 1,840,457
Jun 13 31 3,779,972 25,876,837 42,536,818 2,478,240 2,442,771 1,837,475
Jul 13 31 3,816,002 26,355,217 43,967,627 2,595,913 2,603,856 1,802,323
Ago 13 31 3,979,243 26,510,785 43,825,850 2,633,646 2,600,025 1,904,481
Set 13 30 3,798,691 25,366,765 42,008,833 2,524,264 2,565,828 1,858,091
Oct 13 27 3,491,593 23,183,099 38,364,561 2,203,940 2,188,054 1,624,028
Nov 13 30 3,859,072 26,768,651 43,676,801 2,530,769 2,530,769 1,681,667
Dic 13 31 4,199,202 28,117,772 45,843,836 2,628,531 2,636,474 1,784,155
Ene 14 31 3,841,701 1,198,280 26,624,107 45,310,629 2,632,821 2,650,556 1,732,895 745,782
Feb 14 28 3,290,146 1,233,860 24,110,253 40,824,571 2,346,309 2,338,366 1,492,328 688,026
Mar 14 31 3,761,611 2,156,597 26,791,299 46,141,667 2,714,811 2,740,488 1,739,026 901,327
Abr 14 30 3,424,736 1,838,393 24,123,238 42,136,766 2,458,102 2,491,724 1,548,776 711,117
May 14 31 3,789,650 1,732,420 25,164,260 43,633,946 2,574,877 2,551,047 1,726,239 743,140
Jun 14 30 3,058,499 1,955,677 26,145,082 44,074,617 2,569,726 2,516,522 1,699,415 783,539
3,759,852 25,844,979 42,368,929 2,446,945 2,445,686 1,790,824
3,534,823 1,691,030 25,519,924 43,740,900 2,553,200 2,552,080 1,659,524 763,548
-6.0% -1.3% 3.2% 4.3% 4.4% -7.3%
Despues HPGR
Dias
% INC/DEC
Antes HPGR
Mes
Energía Kw hr TMS

55
La Tabla 4.3, consumos específicos de energía.
 De la tabla 4.3, se observa que el consumo específico de energía en
chancado secundario y terciario disminuyó en 10%(de 1.54 a 1.38 Kw
hr/TMS), en este ratio no se considera el consumo de energía del HPGR.
En la gráfica 4.7, se muestra el consumo específico de energía en chancado
considerando el HPGR, este ratio se incrementó de 1.54 a 2.05 Kw hr/TMS,
este incremento de energía específica impactó en la disminución del consumo
específico de energía en la etapa de molienda, lo cual implica procesar más
tonelaje.
WIB
Chancado
Sec + Ter
HPGR
Chancado
Secundario +
HPGR
Total
(Molienda +
Chancado)
Molienda
Planta
Concentradora
Kwhr/TC
Ene 13 31 16.45 1.56 1.56 12.59 11.01 17.94
Feb 13 28 16.31 1.56 1.56 12.36 10.79 17.75
Mar 13 31 17.51 1.48 1.48 12.05 10.56 17.23
Abr 13 30 17.14 1.59 1.59 12.47 10.90 17.57
May 13 31 18.02 1.63 1.63 12.87 11.25 18.18
Jun 13 31 16.76 1.55 1.55 11.97 10.44 17.16
Jul 13 31 15.87 1.47 1.47 11.62 10.15 16.94
Ago 13 31 15.81 1.53 1.53 11.58 10.07 16.64
Set 13 30 16.01 1.48 1.48 11.55 10.05 16.64
Oct 13 27 16.44 1.60 1.60 12.10 10.52 17.41
Nov 13 30 16.29 1.52 1.52 12.10 10.58 17.26
Dic 13 31 15.00 1.59 1.59 12.29 10.70 17.44
Ene 14 31 16.18 1.45 0.45 1.90 12.03 10.11 17.21
Feb 14 28 15.94 1.41 0.53 1.93 12.20 10.28 17.40
Mar 14 31 16.27 1.37 0.79 2.16 12.05 9.87 17.00
Abr 14 30 16.51 1.37 0.74 2.11 11.95 9.81 17.14
May 14 31 16.67 1.49 0.68 2.16 11.92 9.77 16.95
Jun 14 30 17.04 1.22 0.78 1.99 12.13 10.17 17.15
16.64 1.54 1.54 12.10 10.56 17.32
16.44 1.38 0.66 2.05 12.04 10.00 17.14
-1.2% -10.0% 33.1% -0.5% -5.3% -1.0%
Despues HPGR
Dias
% INC/DEC
Kwhr/TMS Molidas
Kwhr/TMS Chancado Secundario
Antes HPGR
Mes

56
Gráfica 4.7: Consumos específicos de energía en Chancado Secundario y Terciario.
En el gráfico 4.8, se muestra el consumo específico de energía en molinos,
el cual disminuyó en 5.3%(de 10.56 a 10 Kw hr/TMS). El operar con un
consumo específico de energía bajo implica que se optimiza la utilización
de energía en la reducción de tamaño, lo que se traduce en incremento de
tonelaje molido.
Gráfica 4.8: Consumos específicos de energía en Molienda.
1.54
2.05
0.00
0.50
1.00
1.50
2.00
2.50
Ene
13
Feb
13
Mar
13
Abr
13
May
13
Jun
13
Jul
13
Ago
13
Set
13
Oct
13
Nov
13
Dic
13
Ene
14
Feb
14
Mar
14
Abr
14
May
14
Jun
14
KW
hr
/TM
Consumos Específicos de Energía Chan. Secundario + Terciario + HPGR
Chancado Secundario + HPGR Prom Hist Prom HPGR
Histórico
HPGR
10.56
10.00
9.00
9.50
10.00
10.50
11.00
11.50
Ene
13
Feb
13
Mar
13
Abr
13
May
13
Jun
13
Jul
13
Ago
13
Set
13
Oct
13
Nov
13
Dic
13
Ene
14
Feb
14
Mar
14
Abr
14
May
14
Jun
14
KW
hr
/TM
Consumos Específicos de Energía Total Molienda (Kw-Hr/TMS)
Molienda Prom Hist Promedio HPGR
Histórico
HPGR

57
4.5.Efecto de Fracturación del HPGR en el Centro y Costados de los
Rodillos.
Se evaluó el efecto de la fracturación del HPGR en el centro y costados de
los rodillos, para lo cual se realizaron muestreos de compósitos uno en el
centro del rodillo, otro en el lado derecho y el ultimo en el lado izquierdo,
para lo cual se utilizó un muestreador especial, el cual fue proporcionado
por Polysius-TyssenKrupp.
Figura 4.4: Muestreador HPGR.
Figura 4.5: Muestreo de HPGR centro y costados de rodillos.

58
Los análisis granulométricos fueron procesados con la plantilla de Moly-
Cop Tools, HPGRParam_Open, y Simulados en el HPGRSim_Open. En la
gráfica 4.9 se observa que la distribución granulométrica en la descarga es
más fina en el centro que en los costados de los rodillos.
Gráfica 4.9: Distribuciones granulométricas alimentación, descarga centro y
costados HPGR.
Se realizaron evaluaciones para verificar el que lado del rodillo aporta más
finos, se determinaron las distribuciones granulométricas y como se
aprecia en la gráfica 4.10, la distribución granulométrica en el lado
izquierdo del rodillo es más gruesa que el lado izquierdo, con esta
información se procedió a modificar la posición de las guillotinas y
modificar la apertura del silo.
Moly-Cop Tools TM
(Version 3.0)
Simulation N° 1 Remarks :
HPGRSim_Open : Open Circuit HPGR Simulator
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000 100000
%
Passing
Particle Size, microns
Fresh Feed
HPGR Discharge
Edges
Center
Size Distributions

59
Gráfica 4.10: Distribuciones granulométricas centro, lado derecho e izquierdo de la
descarga del HPGR.
4.6.Costos de Operación y Mantenimiento del HPGR.
En la tabla 4.3, se muestra un resumen de costos de operación y
mantenimiento del HPGR y Todo el circuito de chancado Secundario-Terciario,
el costo del HPGR representa en 19% del costo total de trituración fina, los
costos fueron calculados con datos acumulados a setiembre 2014.
La Tabla 4.3, consumos específicos de energía.
Chancado Secundario
y Terciario
HPGR
Costo Operaciones US$ 6,688,854 1,881,813
Costo Mant. Mecánico US$ 2,939,659 343,927
Costo Mant. Eéctrico US$ 381,202 91,487
Costo Mant. Instrumentación US$ 114,189 23,853
Total US$ 10,123,904 2,341,080
TM Molidas a Setiembre 2014 37,800,566 37,800,566
Costo US$ Total/TM 0.268 0.062
Costo US$ Mant/TM 0.091 0.012
Con un incremento de 5.7% en tonelaje procesado en molienda, se tendría
aproximadamente una utilidad neta anual de US$ 20,830,000; el costo

60
aproximado anual de mantenimiento proyectado para el HPGR es US$
4,500,000; dando una utilidad neta anual aproximada de US$ 16,330,000.
4.7.Otros Parámetros HPGR.
Adicional al control granulométrico, diariamente se realiza reporte de control
de otros parámetros como son los tonelajes procesados, la humedad de
alimentación al HPGR, presión de rodillos, apertura de rodillos, Split, etc. El
cual se envía diariamente a la alta dirección, En la tabla 4.4, se muestra un
resumen diario del mes de junio.

61
La Tabla 4.4, Consumos Específicos de Energía.
Fecha
Tonelaje
Faja 5E (t/h)
Tonelaje
Faja 5E (t/d)
Tonelaje
Faja 9 (t/d)
Split
Presión
(bar)
Apertura
(mm)
% Humedad
Alimentación
F80 HPGR
(um)
P80 HPGR
(um)
R80
F80 Molinos
(um)
P80 Molinos
(um)
Energia consumida
(kWh/TM)
Wi Ope.
(kWh/TC)
Wi Bond
(kWh/TC)
% a
incrementar
1 1129 24316 91331 27 125 45 4.33 11128 7556 1.47 9573 263 10.47 18.47 17.24 3.87%
2 1184 12342 45859 27 124 57 4.10 13379 6399 2.09 9921 246 10.10 17.06 16.27 3.92%
3 1146 26763 97396 27 135 46 3.97 13840 6408 2.16 9320 252 10.37 17.85 16.77 4.00%
4 1205 26332 91181 29 124 39 4.02 13738 6712 2.05 9220 261 10.48 18.45 17.18 4.21%
5 1056 19860 80990 25 124 45 4.03 12300 5681 2.17 9193 265 10.47 18.63 17.37 3.55%
6 1410 29967 95525 31 128 47 3.13 11939 6075 1.97 9428 264 9.89 17.52 16.98 4.59%
7 1330 27098 80912 33 119 41 4.00 10638 6817 1.56 9285 272 9.35 16.87 16.04 4.92%
8 1353 27421 88122 31 126 45 3.33 13386 7268 1.84 9350 284 9.17 16.96 16.06 4.55%
9 1570 37032 104144 36 115 37 3.89 14281 6406 2.23 8557 277 9.09 16.72 16.24 5.24%
10 1425 29783 90236 33 111 36 4.14 10342 6448 1.60 9558 264 9.53 16.85 16.14 4.84%
11 1449 31129 97779 32 109 34 4.75 9862 5790 1.70 9566 267 9.85 17.54 16.33 4.67%
12 1467 26075 77472 34 115 38 4.04 8419 5396 1.56 9125 254 9.78 16.98 16.90 4.94%
13 1464 10469 26736 39 110 33 4.82 12386 6558 1.89 9672 258 10.32 17.97 17.21 5.80%
14 1409 27025 70558 38 107 31 4.57 12204 7191 1.70 8815 241 10.51 17.73 15.91 5.67%
15 1244 24081 76808 31 109 32 4.62 13159 7767 1.69 9660 218 11.90 18.77 17.97 4.59%
16 1201 27448 91677 30 112 38 4.07 10839 6694 1.62 9872 270 10.59 18.91 18.46 4.37%
17 1070 21211 76774 28 115 42 3.91 13136 8045 1.63 9324 268 10.45 18.69 17.22 4.02%
18 1185 23657 82671 29 125 40 3.60 12597 6709 1.88 9396 277 9.28 16.93 16.03 4.17%
19 1103 26060 94651 28 120 41 4.02 12171 7881 1.54 8957 279 9.21 16.96 15.45 4.01%
20 1050 19778 72921 27 132 49 3.08 15447 8556 1.81 9640 258 9.02 15.71 15.23 3.95%
21 1301 29320 93992 31 126 47 3.53 14060 6507 2.16 9737 267 8.89 15.81 15.00 4.57%
22 1250 29158 96891 30 122 44 3.58 13243 6079 2.18 9525 272 9.07 16.33 15.40 4.40%
23 1262 28398 96316 29 114 38 3.93 14572 7542 1.93 9124 281 8.88 16.39 16.29 4.31%
24 1304 28463 93316 31 130 49 3.14 14163 7648 1.85 9370 271 9.24 16.63 16.35 4.46%
25 1424 33754 104238 32 127 47 3.67 13996 7394 1.89 9459 273 9.19 16.58 16.06 4.75%
26 1014 21019 82467 25 129 48 3.17 15629 7629 2.05 9401 273 9.40 16.98 15.89 3.70%
27 1491 29587 88558 33 134 50 3.37 14450 7394 1.95 10006 260 9.42 16.42 15.90 4.91%
28 1349 28405 89845 32 119 42 4.05 14936 6381 2.34 8924 268 9.50 17.09 16.45 4.63%
29 1250 25774 87649 29 115 40 4.15 12051 5768 2.09 9188 306 9.36 18.15 17.07 4.29%
30 1566 31814 89474 36 116 38 3.94 10996 7547 1.46 9049 267 9.29 16.63 16.59 5.24%
Ponderado Mensual 1287 26118 85216 31 121 42 3.88 12746 6861 1.86 9365 267 9.69 17.28 16.44 4.48%
Ponderado Anual 1289 25103 84468 30 111 47 3.89 12748 7626 1.67 9583 254 9.61 16.59 16.27 4.34%
REPORTE HPGR - JUNIO 2014
Concentradora Cuajone
Metalurgia

62
5. CONCLUSIONES.
 Para la evaluación del incremento de tonelaje molido por la puesta en marcha del
HPGR, se debe tomar el Work Index de Bond en las comparaciones de tonelaje
molido, esto por ser propiedad del mineral, el Work Index Operacional es un
parámetro que depende de la operación en molienda.
 El incremento promedio de tonelaje molido es 6.92%, lo que equivale a
aproximadamente 4800TM Secas (61,443 lb de Cobre metálico) por día de
operación.
 La distribución granulométrica actual que se alimenta a molienda, es más fina con
respecto a la operación antes de la puesta en marcha del HPGR, a partir de la
malla #3.
 El consumo específico de energía en la etapa de molienda disminuyo 5.3% (10.56
a 10.00 Kw-hr/TMS Molida).
 El HPGR es una tecnología que es muy eficiente en minerales con alta dureza.

63
6. RECOMENDACIONES.
 Se debe de incrementar el tonelaje de alimentación al HPGR, esto debido a que
la capacidad de diseño es de 2500 TM/hr, actualmente se encuentra al 51.6% de
la capacidad nominal. Con este incrementó se podría mejorar el incremento de
tonelaje procesado en la etapa de molienda.
 Se debe continuar con la evaluación mensual del incremento en la etapa de
molienda.
 Se debe realizar evaluaciones del incremento con mineral duro (WIB mayor a
17.5kWh/TC).

64
7. APORTE TECNICO DEL INFORME.
La información generada en este informe sirve como una línea base para futuras
optimizaciones del HPGR del circuito de chancado, con esto se podrá calcular si hay
otros incrementos significativos.
Con la información se puede estimar con mayor precisión, los tonelajes procesados
por molienda en el futuro, esto ayudará a realizar los planes de producción y
presupuesto anual para los próximos años.
Se presentó una manera de calcular el incremento de tonelaje, usando el WIB como
la variable más importante.

65
8. BIBLIOGRAFÍA.
 Reporte Anual 2013 Concentradora Cuajone.
 Reporte de Productividad Junio 2014.
 PI Data Archive. Notas de entrenamiento. Contac Ingenieros Ltda.
 Molino de Rodillos de Alta Presión Para Minerales, Rene I.B. Klymowsky,
Polysius AG, Beckum, Germany
 Tesis “Modelación y Simulación de Molienda con Rodillos a Alta Presión –
HPGR”, Magín Torres Rubilar
 Reporte interno “MET2014058- Reporte Consumo de Energia Específica-
JUNIO 2014”.
 Curso de Capacitación para Concentradora Cuajone, Wolfgang Partsch.
 Training on Courier 6SL, Training for Operators Marzo 2014.
 Training on PSI 400, Training for Operators Abril 2012.
 Curso T300 - Engineering an 800xA System, Junio 2013
 Report Bond Work Index vs. Operating Work Index Review of Historical
Performance Methodology to verify HPGR effect on ball mills, Junio 2014.
 Molinos HPGR, Osvaldo Pavez, II Encuentro Internacional de Metalurgia.
 HPGR Versus SAG Mill Selection For The Los Bronces Grinding Circuit
Expansion. By Claudio Oestreicher and Conor F. Spollen 2006.

66
ANEXO 1: Flowsheet Del Ciruito De Chancado Primario
CIRCUITO CHANCADO PRIMARIO
PILA DE MINERAL
Faja Transportadora #3C 54"
75HP
F
a
j
a
T
r
a
n
s
p
o
r
t
a
d
o
r
a
#
1
2
,
1
5
7
F
t
.
x
6
0
"
2
x
1
2
5
0
H
P
Faja Transportadora #4C 54" 250HP
Faja Transportadorar #2 629 Ft. x 72" 400HP
Tripper #2 GC-ELLIOT 72" 30HP
Faja Transportadora #3B 497 Ft. x 54"
40HP
Faja Transportadora #3A 413 Ft. x 54"
40HP
(12) Alimentadores
2A y 2B GC-ELLIOT 48"x15" 15HP
2C SVEDALA 48"x15" 20HP
Chancadora Giratoria
ALLIS CHALMERS
60"x89" 800HP
(2) Alimentador
84"x31" 200HP
2C-1
2C-2
2C-3
2C-4
2B-1
2B-2
2B-3
2B-4
2A-1
2A-2
2A-3
2A-4
Faja Transportadora #4B 951 Ft. x 54" 250HP
Faja Transportadora #4A 1,021 Ft. x 54" 250HP
Zaranda
Estacionaria
25 1/2 x 22'
(03) Faja
Magnética

67
ANEXO 2: Flowsheet Del Ciruito De Chancado Secundario y Terciario.
CHANCADO SECUNDARIO Y TERCIARIO
FINE ORE STORAGE
8B
-3/8
-3/8
-3/8
-3/8
-3/8
-3/8
Belt Conveyor #4C 951 Ft. x 54" 250HP
Belt Conveyor #10 1,510 Ft. x 54" 500HP
Belt Tripper #10 GC-ELLIOT 54" 20HP
Self Cleaning Magnet
54"x60" 7.5HP
Belt Comveyor # 9 2,307 Ft. x 54" 2x700HP
Tripper Conveyor #7 54" wide 30HP
B
e
lt
C
o
n
v
e
y
o
r
#
7
1
,6
3
5
F
t
.
x
5
4
"
6
0
0
H
P
+1/2
+1/2
+1/2
+1/2
400 ST (363 MT) each Surge Bins Terciary Crusher
3
2
2 1
Belt Conveyor #4B 951 Ft. x 54" 250HP
3A 3B 3C 3D
2 3 4 5
1
8A 8C 8D 8E
+1/2 +1/2 +1/2 +1/2
3E
6
8F
+1/2
3F
7
8G
+1/2
3G
3 Secondary Crushers
Nordberg MP 1000
(1000 HP)
Belt Conveyor #4A 1,021 Ft. x 54" 250HP
3 Double Deck
Screens 6'x16'
25HP
Belt Conveyor #5
116 ft 50HP
3 Banana
Screen
Norberg
50HP 10'x21'
07 Terciary Crusher
Belt Feeder
68Ft x 60" 25HP
Belt Conveyor # 6
1,570Ft x 54" 500HP
07 Terciary
Crusher
Nordberg HP700
(700 HP)
#7 Banana Screen
8'X21' 40HP
Belt Conveyor #5E 25m 75HP
Polycom D 2.4m x L
1.7m, (2650KW c/u)
Belt Conveyor #5A
43.8 m 200HP
Belt Conveyor #5B
43.8 m 200HP
Silo de 600TM de
capacidad
Belt Conveyor #5C
15.5 m 75HP
Belt Conveyor #5D
61.8 m 250HP
Magneto

68
ANEXO 3: Flowsheet Del Ciruito De Molienda
(06) Baterias
ciclones D-33
CIRCUITO DE MOLIENDA
(08) Molinos de Bolas
Allis Chalmers 16.5'x20'
3000HP c/u
Molino de
Bolas
1B
Molino de
Bolas
1A
Molino de
Bolas
2E
Molino
de
Bolas
2D
Molino
de Bolas
2C
Molino
de
Bolas
2B
Molinos
de
Bolas
1D
Molino de
Bolas
1E
Molinos
de Bolas
2A
Molinos
de
Bolas
1C
12-1C
12-1D
12-1E
12-2A
12-2B
12-2C
12-2D
13-2E
A FLOTACION
11-1C-1
11-1C-2
11-1C-3
13-1B
13-1A
(04) Cyclone Batery
Cluster D-26
(08) Bomba de Alimentación
a ciclones GIW 16"x16" LSA
39 150HP
11-1D-1
11-1E-1
11-2A-1
11-2B-1
11-2C-1
11-2D-1
11-2E-1
11-2E-2
11-2E-3
11-2D-2
11-2D-3
11-2C-2
11-2C-3
11-2B-2
11-2B-3
11-2A-2
11-2A-3
11-1E-2
11-1E-3
11-1D-2
11-1D-3
(02) Bomba de ciclones
(Warman 20"x18"x55"
900HP)
(02) Molino de Bolas
SVEDALA
20'x33.5' 9000HP c/u
(08) Cajón Bomba de ciclones
504 ft3
1
2
-1
B
11-1B-3
11-1B-1
11-1B-2
1
2
-1
A
11-1A-1
11-1A-2
11-1A-3
(02) Cajón Bomba de ciclones
1136.28 ft3
(24) Alimentadores
54" x 40' 7.5HP
(06) Alimentadores
54" x 40' 25 HP
(08) Faja
Transportadora # 12
36" 20HP
(02) Faja Transportadora
# 12 60HP
Faja
Transportadora
# 13
48" 15HP
13-2F
12-2E
Bomba
de
ciclones
Krebs
200HP
(01) Molino de Bolas Polysius
16.5'x20.8'
3000HP
(05) Ciclones D-26
Molino de
Bolas
2F

69
ANEXO 4: Flowsheet Del Ciruito De Flotación y Remolienda.
2D
2C
2B
14 Celdas Wemco 300 ft3 c/u
1-A
2-A 1-A 2-A
1-B 2-B 3-B
3-A 4-A
4-B
5-A 6-A
5-B 6-B
1-B
2-B
3-A
3-B
4-A
4-B
5-A
5-B
6-A
6-B
De Molinos De Molinos
1A
1B
2B 2A
1-C
2-C
3-C
4-C
5-C
6-C
Cola Arenas
Cola Lamas
Molino
Vertical
2A
CIRCUITO DE FLOTACION Y REMOLIENDA
Cola Scv.
Norte
Cola Scv.
Sur
12 celdas OK 100 TC - 3500 ft3 c/u
Nido de 12
ciclones D 10LB
Nido de 12 ciclones
D 10LB
02 Molinos Allis
Chalmers 10.5' x 17'
800 HP c/u
02 Molinos Allis
Chalmers 10.5' x 17'
800 HP c/u
01 Molinos Svedala
VTM 800WB
800HP
Nido de 06
ciclones DS 20B
Distribuidor de
remolienda
06 Celdas
Columna 10' x 44'
3300 ft3 c/u
02 Celdas
Columna CPT
3.05 m x 13.5 m
04 Nidos de ciclones
de 10 ciclones c/u
DS 20LB
02 Distribuidores
de pulpa
rotatorios
Conc. Final Norte
1D
1C
1B
1A
Conc. Final Sur
Cajón distribuidor
para flotación lamas
1-C 2-C 3-C 4-C
Cajón distribuidor
para flotación arenas
Cajón de Cola
Columnas
05 celdas Wemco de 60 m3 c/u
06 celdas D. Oliver 1350 ft3 c/u
5 4 3 2 1

70
ANEXO 5: Flowsheet Del Ciruito De Planta De Molibdeno.
PLANTA DE MOLIBDENO
Moly
Espesador de
concentrado MoS2
7068.6 ft3, 3HP
A espesador de
concentrado de Cobre
A espesador de concentrado de
Cobre / Moly
Soplador
1
2 3
(03) Bombas de
Transferencia 6"x4"
30HP c/u
(03) Tanques de
envejecimiento
30'x30', 60HP c/u
(04) Máquinas de atricción
75HP c/u Box 236.5 ft3 y
(02) Máquinas de atricción
125 HP c/u
Cajón de
distribución
161.9 ft3
De espesador de Conc.
Cu/Mo (02 Bombas
Denver 5"x4")
3
1 2
Concentrado
de Mo seco
Transportadora
de tornillo 3
HP
Secador
7.5 HP
Filtro de Tambor (Door
Oliver 6' x 8') 1HP
(03) Tanque de lixiviación
MoS2 1357.2 ft3 40HP
(04) Celdas Denver
DR-300, 100 ft3 c/u,
total 400 ft3
(12) Celdas Denver
SP18, 25 ft3 c/u, total
300 ft3
CELDAS DE FLOTACION
1ra LIMPIEZA
2da LIMPIEZA
3ra LIMPIEZA
4ta Lp
5ta Lp
6ta Lp
7ma -10 ma Lp
4 4 4
4 4 4 5 5 5
5 5 5
6 6 7 8 9 10
Bomba
5"x4"
25 HP
(02) Bombas
Galigher 6"x72"
15HP
(02) Bomba
5"x4"15HP
Bomba 5"x4"
15HP
Tanque de
cocimiento 7'x7',
7.5 HP 269.5 ft3
(02) Bombas
Verticales 6"x72"
(12) Celdas Denver 18
SP, 25 ft3 c/u,
10HP c/2 Cells
(02) Bombas
Galigher 6"x72"
30HP c/u
(16) Celdas Galigher, 50 ft3 c/u,
total 800 ft3
15HP c/2 Cells
(01) Celda Columna
34"x30', 214 ft3
(02) Bombas
Denver
10"x8", 40
HP c/u
(06) Celdas OK-8,
300 ft3 c/u, total
1800 ft3, 25 HP c/u
(08) Celdas Denver DR-300,
100 ft3 c/u, total 800 ft3
(02) Bombas
verticales 3.5"x72",
7.5 HP
(a)
(b)
(a) Bomba 6"x6" 30 HP
(b) Bomba Vertical Galigher 6"x72"
16000 CFM 200
HP
Soplador 3000 CFM
50 HP
Bomba Sumidero
Galigher 3.5"
Bomba Sumidero
Galigher 3.5"
6 6 7 8 9 10

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